JPH086153B2 - 亜鉛の回収方法 - Google Patents
亜鉛の回収方法Info
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- JPH086153B2 JPH086153B2 JP58097059A JP9705983A JPH086153B2 JP H086153 B2 JPH086153 B2 JP H086153B2 JP 58097059 A JP58097059 A JP 58097059A JP 9705983 A JP9705983 A JP 9705983A JP H086153 B2 JPH086153 B2 JP H086153B2
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/26—Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
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- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
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- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
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Description
【発明の詳細な説明】 本発明は、鉄も含む亜鉛含有硫化物物質から亜鉛を回
収する方法に関するものである。
収する方法に関するものである。
亜鉛を含有する硫化物物質を酸化性条件下高温で浸出
して硫黄元素を含有する残留物および亜鉛を溶存する浸
出溶液を生成することにより亜鉛含有硫化物物質から亜
鉛を回収することは知られている。浸出溶液を、残留物
と分離し、任意の必要な精製工程を行なつた後、浸出溶
液を電気分解して金属亜鉛を生成する。大部分の亜鉛含
有硫化物物質は普通鉄も含有し、鉄の存在は、鉄が硫化
物物質の酸化浸出を助け、従つて亜鉛を適当に溶解させ
る助けをするので、望ましいことが知られている。更に
亜鉛の溶解を助けるために、亜鉛含有物質中の亜鉛の分
量に対して化学量論的に僅かに過剰な硫酸、例えば10％
過剰な硫酸を用いて浸出を始めるのが普通である。
して硫黄元素を含有する残留物および亜鉛を溶存する浸
出溶液を生成することにより亜鉛含有硫化物物質から亜
鉛を回収することは知られている。浸出溶液を、残留物
と分離し、任意の必要な精製工程を行なつた後、浸出溶
液を電気分解して金属亜鉛を生成する。大部分の亜鉛含
有硫化物物質は普通鉄も含有し、鉄の存在は、鉄が硫化
物物質の酸化浸出を助け、従つて亜鉛を適当に溶解させ
る助けをするので、望ましいことが知られている。更に
亜鉛の溶解を助けるために、亜鉛含有物質中の亜鉛の分
量に対して化学量論的に僅かに過剰な硫酸、例えば10％
過剰な硫酸を用いて浸出を始めるのが普通である。
然し、かかる化学量論的過剰量を用いる場合には、若
干の鉄も溶解し、これが浸出溶液中に存在する。次の亜
鉛電気分解工程では電気分解する亜鉛含有溶液が殆んど
鉄を含有しないことが必要であるので、少量の鉄を溶解
するような方法で浸出が行われても精製工程で鉄を除去
することが必要であつた。
干の鉄も溶解し、これが浸出溶液中に存在する。次の亜
鉛電気分解工程では電気分解する亜鉛含有溶液が殆んど
鉄を含有しないことが必要であるので、少量の鉄を溶解
するような方法で浸出が行われても精製工程で鉄を除去
することが必要であつた。
本発明において、亜鉛回収法は、亜鉛含有硫化物物質
を硫酸水溶液中で加圧酸化性条件130〜170℃の範囲の温
度で硫化物物質の亜鉛含有量に対して最初の化学量論的
に過剰量の硫酸を用いて浸出して溶解した亜鉛および鉄
を含有する浸出スラリを形成し、この浸出工程を、硫化
物物質から殆んどの分量の亜鉛が溶解するまで継続し、
亜鉛酸化物含有物質を浸出スラリに注入し、この間加圧
酸化性条件および温度を維持してスラリのpHを4.5〜5.5
の範囲の値に上げて溶存する鉄を沈澱させ、鉄含有残留
物および10mg/未満の鉄しか含有しない浸出溶液を形
成し、残留物を浸出溶液から分離し、この浸出溶液を処
理して亜鉛を回収する。
を硫酸水溶液中で加圧酸化性条件130〜170℃の範囲の温
度で硫化物物質の亜鉛含有量に対して最初の化学量論的
に過剰量の硫酸を用いて浸出して溶解した亜鉛および鉄
を含有する浸出スラリを形成し、この浸出工程を、硫化
物物質から殆んどの分量の亜鉛が溶解するまで継続し、
亜鉛酸化物含有物質を浸出スラリに注入し、この間加圧
酸化性条件および温度を維持してスラリのpHを4.5〜5.5
の範囲の値に上げて溶存する鉄を沈澱させ、鉄含有残留
物および10mg/未満の鉄しか含有しない浸出溶液を形
成し、残留物を浸出溶液から分離し、この浸出溶液を処
理して亜鉛を回収する。
本発明の方法の場合には、電気分解前に付加的鉄除去
工程で処理する必要がなく、不純物の沈澱が改善され、
また浸出スラリの分解特性も改善される。
工程で処理する必要がなく、不純物の沈澱が改善され、
また浸出スラリの分解特性も改善される。
浸出工程は少なくとも95重量％の亜鉛が、酸化亜鉛含
有物質を注入する前に亜鉛硫化物物質から溶解するまで
継続し、酸化亜鉛含有物質を浸出スラリに注入してスラ
リのpHを５に上げることができる。硫化亜鉛物質は45〜
55重量％の亜鉛と８〜15重量％の鉄を含有する場合があ
る。
有物質を注入する前に亜鉛硫化物物質から溶解するまで
継続し、酸化亜鉛含有物質を浸出スラリに注入してスラ
リのpHを５に上げることができる。硫化亜鉛物質は45〜
55重量％の亜鉛と８〜15重量％の鉄を含有する場合があ
る。
酸化亜鉛含有物質は50〜70重量％の亜鉛を含有し、鉛
高炉スラグから得られる酸化亜鉛ヒユームを含有する場
合がある。
高炉スラグから得られる酸化亜鉛ヒユームを含有する場
合がある。
浸出工程における硫酸の最初の化学量論的過剰量は30
〜100％、好ましくは40〜60％とすることができる。
〜100％、好ましくは40〜60％とすることができる。
また鉄含有残留物は酸化亜鉛含有物質を含み、この残
留物を第２浸出工程で浸出して溶存亜鉛と第２の残留物
を含有する第２の浸出溶液を形成し、次いで上記第２の
残留物を第２の浸出溶液から分離することができる。第
２浸出工程は大気圧下２〜３の範囲のpH、60〜90℃の範
囲の温度で行うことができる。第２の浸出溶液は前記最
初に挙げた浸出工程に再循環することができる。
留物を第２浸出工程で浸出して溶存亜鉛と第２の残留物
を含有する第２の浸出溶液を形成し、次いで上記第２の
残留物を第２の浸出溶液から分離することができる。第
２浸出工程は大気圧下２〜３の範囲のpH、60〜90℃の範
囲の温度で行うことができる。第２の浸出溶液は前記最
初に挙げた浸出工程に再循環することができる。
第２の残留物を処理して硫黄元素および未反応亜鉛含
有物質をこれから分離し、第２の鉄含有残留物を形成す
ることができる。亜鉛含有硫化物物質および／または酸
化亜鉛含有物質はまた鉛および／または銀を含有する場
合があり、第２の鉄含有残留物もまた鉛および／または
銀を含有する。第２の鉄含有残留物を鉄除去工程で硫黄
水溶液中で浸出し、鉛および／または銀の豊富な残留物
を形成することができる。
有物質をこれから分離し、第２の鉄含有残留物を形成す
ることができる。亜鉛含有硫化物物質および／または酸
化亜鉛含有物質はまた鉛および／または銀を含有する場
合があり、第２の鉄含有残留物もまた鉛および／または
銀を含有する。第２の鉄含有残留物を鉄除去工程で硫黄
水溶液中で浸出し、鉛および／または銀の豊富な残留物
を形成することができる。
鉄除去工程は、鉄含有残留物を第２段階からの浸出溶
液で浸出して中間残留物および鉄含有溶液を形成する第
１段階を備え、上記鉄含有溶液を中間残留から分離し、
次いで中間残留物を第２段階で第１段階におけるより強
い硫酸水溶液で浸出して豊富な残留物および浸出溶液を
形成し、この浸出溶液を豊富な残留物から分離し、第１
段階へ再循環する。
液で浸出して中間残留物および鉄含有溶液を形成する第
１段階を備え、上記鉄含有溶液を中間残留から分離し、
次いで中間残留物を第２段階で第１段階におけるより強
い硫酸水溶液で浸出して豊富な残留物および浸出溶液を
形成し、この浸出溶液を豊富な残留物から分離し、第１
段階へ再循環する。
次に図面を参照し本発明の一例につき説明する。
図示する例の本発明の方法を用いて55重量％の亜鉛、
35重量％の硫黄、９重量％の鉄、１重量％の鉛、１重量
％のマンガン、0.5重量％の銅、約200ppmの弗化物、300
ppmの塩化物および25ppmの銀を含有する亜鉛含有硫化物
精鉱から亜鉛を回収する。
35重量％の硫黄、９重量％の鉄、１重量％の鉛、１重量
％のマンガン、0.5重量％の銅、約200ppmの弗化物、300
ppmの塩化物および25ppmの銀を含有する亜鉛含有硫化物
精鉱から亜鉛を回収する。
亜鉛精鉱を粉砕工程12において325タイラーメツシユ
（44ミクロン）未満が少くとも95％のような小粒子まで
粉砕する。水を粉砕工程で添加し、精製した粉砕精鉱ス
ラリをシツクナーで固形分14〜70重量％まで濃縮する。
精鉱中に存在する塩化物の75％までが粉砕工程12を行う
間に溶解し、シツクナーのオーバーフローの一部分を系
から放出して塩化物イオンを除去し、シツクナーのオー
バーフローの主要部分を粉砕工程12へ戻し、この際補給
水を添加する。
（44ミクロン）未満が少くとも95％のような小粒子まで
粉砕する。水を粉砕工程で添加し、精製した粉砕精鉱ス
ラリをシツクナーで固形分14〜70重量％まで濃縮する。
精鉱中に存在する塩化物の75％までが粉砕工程12を行う
間に溶解し、シツクナーのオーバーフローの一部分を系
から放出して塩化物イオンを除去し、シツクナーのオー
バーフローの主要部分を粉砕工程12へ戻し、この際補給
水を添加する。
次いで精鉱スラリを浸出工程16に通し、ここでスラリ
をオートクレーブ中で、亜鉛精鉱中の亜鉛に対し50％の
最初の化学量論的過剰量の硫酸が存在するような後述す
る電気分解工程および分離工程からの硫酸水溶液中で浸
出する。浸出工程16は700kPaの酸素分圧下で150℃の温
度で行う。
をオートクレーブ中で、亜鉛精鉱中の亜鉛に対し50％の
最初の化学量論的過剰量の硫酸が存在するような後述す
る電気分解工程および分離工程からの硫酸水溶液中で浸
出する。浸出工程16は700kPaの酸素分圧下で150℃の温
度で行う。
浸出工程16は硫化亜鉛物質中の亜鉛の97％以上が溶解
するまで継続し、この際対応して多量の鉄も溶解する。
代表的には、浸出工程16はこの目的のため60分間継続す
るのがよい。この段階で、前記圧力および温度条件を維
持し、一方鉛高炉スラグから得られ、65％の亜鉛、12％
の鉛および30ppmの銀を含有する粉砕した酸化亜鉛含有
物質のスラリを注入する。酸化亜鉛ヒユームの添加量は
例えばpHを５に上げるに必要な量で、代表的にはこのた
め硫化物物質中の亜鉛とヒユーム中の亜鉛の全装填比が
2:1であることが必要である。比較的に短い時間、例え
ば10分間で、溶解した鉄の大部分が沈澱し、溶液中に10
mg/未満の鉄が残存する。かかる鉄の沈澱はまた砒
素、アンチモン、弗化物および浸出工程中亜鉛含有物質
から溶解していることのある他の不純物を沈澱させるの
を助ける。また浸出スラリの分離の特徴が改善される。
するまで継続し、この際対応して多量の鉄も溶解する。
代表的には、浸出工程16はこの目的のため60分間継続す
るのがよい。この段階で、前記圧力および温度条件を維
持し、一方鉛高炉スラグから得られ、65％の亜鉛、12％
の鉛および30ppmの銀を含有する粉砕した酸化亜鉛含有
物質のスラリを注入する。酸化亜鉛ヒユームの添加量は
例えばpHを５に上げるに必要な量で、代表的にはこのた
め硫化物物質中の亜鉛とヒユーム中の亜鉛の全装填比が
2:1であることが必要である。比較的に短い時間、例え
ば10分間で、溶解した鉄の大部分が沈澱し、溶液中に10
mg/未満の鉄が残存する。かかる鉄の沈澱はまた砒
素、アンチモン、弗化物および浸出工程中亜鉛含有物質
から溶解していることのある他の不純物を沈澱させるの
を助ける。また浸出スラリの分離の特徴が改善される。
次いで浸出スラリを液体／固体分離工程18に通し、こ
の工程18から浸出溶液を精製工程20に通し、ここで浸出
溶液を既知方法、例えば亜鉛末を添加して不純物の膠結
作用を起させることにより精製し、精製した浸出溶液を
電気分解工程22に通し、この工程22で亜鉛元素を得る。
酸化亜鉛ヒユームの添加により沈澱する鉄の量が多いの
で、電気分解工程前に付加的鉄除去工程は必要ない。電
気分解工程22に通した浸出溶液は代表的には150g/の
亜鉛を含有し、５のpHを有し、電気分解後、使用済電解
液は代表的に50g/の亜鉛および180g/の硫酸を含有
する。使用済溶液の一部を浸出工程16に再循環し、一部
を後述する第２浸出工程に再循環し、少量を精製工程20
に再循環する。再循環した溶液の一部をマンガンおよび
塩化物除去工程24においてオゾンで処理してマンガンお
よび塩化物を二酸化マンガンおよび塩素ガスとして除去
するが、この工程は1981年９月22日発行された米国特許
第4,290,866号および1983年４月５日発行された米国特
許第4,379,037号の主題である。
の工程18から浸出溶液を精製工程20に通し、ここで浸出
溶液を既知方法、例えば亜鉛末を添加して不純物の膠結
作用を起させることにより精製し、精製した浸出溶液を
電気分解工程22に通し、この工程22で亜鉛元素を得る。
酸化亜鉛ヒユームの添加により沈澱する鉄の量が多いの
で、電気分解工程前に付加的鉄除去工程は必要ない。電
気分解工程22に通した浸出溶液は代表的には150g/の
亜鉛を含有し、５のpHを有し、電気分解後、使用済電解
液は代表的に50g/の亜鉛および180g/の硫酸を含有
する。使用済溶液の一部を浸出工程16に再循環し、一部
を後述する第２浸出工程に再循環し、少量を精製工程20
に再循環する。再循環した溶液の一部をマンガンおよび
塩化物除去工程24においてオゾンで処理してマンガンお
よび塩化物を二酸化マンガンおよび塩素ガスとして除去
するが、この工程は1981年９月22日発行された米国特許
第4,290,866号および1983年４月５日発行された米国特
許第4,379,037号の主題である。
分離工程18からの浸出残留物は、相当量の未溶解亜鉛
を酸化亜鉛ヒユームとして含有し、第２浸出工程26にお
いて電気分解工程22からの使用済溶液で処理するが、第
２浸出工程26は大気圧下、65℃の温度で実施する。第２
浸出工程26は3g/の硫酸濃度で２〜３のpHで実施する
ことができ、酸化亜鉛ヒユームからの全亜鉛抽出はこの
方法で97％に増加させることができる。この第２浸出工
程26における低酸レベルにより鉄の如き不純物の再溶解
の範囲が減ずる。代表的には、第２浸出工程26は30分間
実施される。
を酸化亜鉛ヒユームとして含有し、第２浸出工程26にお
いて電気分解工程22からの使用済溶液で処理するが、第
２浸出工程26は大気圧下、65℃の温度で実施する。第２
浸出工程26は3g/の硫酸濃度で２〜３のpHで実施する
ことができ、酸化亜鉛ヒユームからの全亜鉛抽出はこの
方法で97％に増加させることができる。この第２浸出工
程26における低酸レベルにより鉄の如き不純物の再溶解
の範囲が減ずる。代表的には、第２浸出工程26は30分間
実施される。
第２浸出工程26を終つた後、生成したスラリを液体／
固体分離工程28に通し、ここで洗浄水を添加する。浸出
溶液は150g/の亜鉛、と鉄を含む再溶解不純物を含
み、これを加圧浸出工程16に再循環する。洗浄した残留
物を浮選工程30に通して大部分の硫黄元素および未反応
の亜鉛含有物質の大部分を含む浮選精鉱と、鉄、鉛およ
び銀の大部分を含有する尾鉱を生成する。浮選精鉱を硫
黄回収工程32で処理し、ここで硫黄を融解し、過によ
り未融解部分と分離して高品位の硫黄生成物および未反
応の亜鉛含有物質および同伴する硫黄元素を含む残留
過ケークを得る。この過ケークは、所要に応じて、粉
砕工程12に再循環することができる。
固体分離工程28に通し、ここで洗浄水を添加する。浸出
溶液は150g/の亜鉛、と鉄を含む再溶解不純物を含
み、これを加圧浸出工程16に再循環する。洗浄した残留
物を浮選工程30に通して大部分の硫黄元素および未反応
の亜鉛含有物質の大部分を含む浮選精鉱と、鉄、鉛およ
び銀の大部分を含有する尾鉱を生成する。浮選精鉱を硫
黄回収工程32で処理し、ここで硫黄を融解し、過によ
り未融解部分と分離して高品位の硫黄生成物および未反
応の亜鉛含有物質および同伴する硫黄元素を含む残留
過ケークを得る。この過ケークは、所要に応じて、粉
砕工程12に再循環することができる。
浮選尾鉱は代表的には27％の鉄、18％の鉛および85pp
mの銀を含有する。鉛は一部分が鉛ジヤロサイトとして
また一部分が硫酸鉛として存在する。尾鉱は第１段階34
と第２段階36から成る段階向流鉄除去工程で処理する。
第１段階34において、尾鉱を第２段階36からの溶液で浸
出して易溶性酸化鉄を溶解する。
mの銀を含有する。鉛は一部分が鉛ジヤロサイトとして
また一部分が硫酸鉛として存在する。尾鉱は第１段階34
と第２段階36から成る段階向流鉄除去工程で処理する。
第１段階34において、尾鉱を第２段階36からの溶液で浸
出して易溶性酸化鉄を溶解する。
次いで生成したスラリを液体／固体分離工程38に通
し、生成した鉄含有溶液を中和工程40で石灰で中和して
所望の如く処置し得る尾鉱を生成する。分離工程38から
の中間残留物を第２段階36に通し、ここで濃硫酸を添加
して鉛ジヤロサイトを分解する。生成したスラリを液体
／固体分離工程42に通し、ここに水を添加し、これから
得られる鉛および銀に富んだ残留物は鉛スメルタ（smel
ter）で処理するのに適する。この方法で、殆んど全て
の硫酸鉄を、70％鉛ジヤロサイトと一緒に溶解して例え
ば37％の鉛、８％の鉄および86ppmの銀を含有する銀お
よび鉛に富んだ残留物を生成する。液体を第１鉄除去段
階に再循環する。
し、生成した鉄含有溶液を中和工程40で石灰で中和して
所望の如く処置し得る尾鉱を生成する。分離工程38から
の中間残留物を第２段階36に通し、ここで濃硫酸を添加
して鉛ジヤロサイトを分解する。生成したスラリを液体
／固体分離工程42に通し、ここに水を添加し、これから
得られる鉛および銀に富んだ残留物は鉛スメルタ（smel
ter）で処理するのに適する。この方法で、殆んど全て
の硫酸鉄を、70％鉛ジヤロサイトと一緒に溶解して例え
ば37％の鉛、８％の鉄および86ppmの銀を含有する銀お
よび鉛に富んだ残留物を生成する。液体を第１鉄除去段
階に再循環する。
本発明を次の実施例につき説明する。
実施例１ 加圧浸出 分析値がZn53.8％、Fe8.47％、S31.5％、Pb0.94％、A
g20g/t（ppm）、F200ppmである亜鉛精鉱を、98.6％が−
44μｍまで粉砕し、分析値Zn50g/、H2SO4180g/の再
循環合成電解液2.5と一緒にチタン内張りオートクレ
ーブに導入した。亜鉛精鉱の電解液への供給は184g/
で、精鉱中の亜鉛に対して必要な酸の化学量論的分量よ
り51％過剰であつた。表面活性剤（Lignosol BD）を添
加して高亜鉛抽出を確保した。装填物を低酸素分圧（35
0kPa）下でかきまぜ乍ら150℃に加熱した。次いで酸素
分圧を700kPa分圧（全圧1200kPa）に調整し、条件を60
分間監視した。スラリの試料を採取し、試料を過し溶
液と固体の分析を行つた。
g20g/t（ppm）、F200ppmである亜鉛精鉱を、98.6％が−
44μｍまで粉砕し、分析値Zn50g/、H2SO4180g/の再
循環合成電解液2.5と一緒にチタン内張りオートクレ
ーブに導入した。亜鉛精鉱の電解液への供給は184g/
で、精鉱中の亜鉛に対して必要な酸の化学量論的分量よ
り51％過剰であつた。表面活性剤（Lignosol BD）を添
加して高亜鉛抽出を確保した。装填物を低酸素分圧（35
0kPa）下でかきまぜ乍ら150℃に加熱した。次いで酸素
分圧を700kPa分圧（全圧1200kPa）に調整し、条件を60
分間監視した。スラリの試料を採取し、試料を過し溶
液と固体の分析を行つた。
尚150℃および700kPaの酸素分圧の条件を維持しつ
つ、50％固体の水スラリとして粉砕焙焼ヒユームを注入
することにより中和した。ヒユーム固形物の分析値は64
％Zn、12.0％Pb、0.40％Fe、0.167％As、9ppmFおよび28
ppm（g/t）Agであつた。ヒユームの添加量は硫化物精鉱
供給物中の亜鉛対ヒユーム中の亜鉛の重量比が2:1であ
るのに十分な量であつた。ヒユームの亜鉛精鉱浸出スラ
リの反応時間は10分であつた。中和したスラリを60℃に
冷却し、試料を採取して溶液および固形分の分析をし
た。凝集剤（Percol 351、26g/t）をスラリに添加し、
このスラリを固形分50％まで濃縮した。透明溶液を濃縮
スラリからデカンテーシヨンし、亜鉛溶解工程で処理し
た（実施例２参照）。
つ、50％固体の水スラリとして粉砕焙焼ヒユームを注入
することにより中和した。ヒユーム固形物の分析値は64
％Zn、12.0％Pb、0.40％Fe、0.167％As、9ppmFおよび28
ppm（g/t）Agであつた。ヒユームの添加量は硫化物精鉱
供給物中の亜鉛対ヒユーム中の亜鉛の重量比が2:1であ
るのに十分な量であつた。ヒユームの亜鉛精鉱浸出スラ
リの反応時間は10分であつた。中和したスラリを60℃に
冷却し、試料を採取して溶液および固形分の分析をし
た。凝集剤（Percol 351、26g/t）をスラリに添加し、
このスラリを固形分50％まで濃縮した。透明溶液を濃縮
スラリからデカンテーシヨンし、亜鉛溶解工程で処理し
た（実施例２参照）。
加圧浸出およびヒユーム添加工程の結果を第１表に示
す。
す。
亜鉛精鉱からの最初の亜鉱抽出は97.5％であつた。こ
の段階における溶液は、著しく過剰な酸浸出条件により
高濃度の砒素（0.079g/）および弗化物（0.030g/）
を含有し、上記条件で加圧浸出工程の終りに32g/の酸
が溶液中に残つた。酸化亜鉛ヒユームの添加により過剰
の酸が急速に中和され、ほぼ完全に鉄および砒素が沈澱
し、広範囲の弗化物の沈澱が生じた。最終溶液の組成は
150g/のZn、0.004g/のFe、0.005g/のAsおよび0.0
98g/のＦで、pH5.2であつた。この溶液は中間の鉄除
去段階を用いることなく、亜鉛未精製および次の亜鉛電
解採取に適した。
の段階における溶液は、著しく過剰な酸浸出条件により
高濃度の砒素（0.079g/）および弗化物（0.030g/）
を含有し、上記条件で加圧浸出工程の終りに32g/の酸
が溶液中に残つた。酸化亜鉛ヒユームの添加により過剰
の酸が急速に中和され、ほぼ完全に鉄および砒素が沈澱
し、広範囲の弗化物の沈澱が生じた。最終溶液の組成は
150g/のZn、0.004g/のFe、0.005g/のAsおよび0.0
98g/のＦで、pH5.2であつた。この溶液は中間の鉄除
去段階を用いることなく、亜鉛未精製および次の亜鉛電
解採取に適した。
ヒユーム添加後の全亜鉛抽出は、ヒユーム中に含有さ
れた酸化亜鉛の不完全溶解により94.2％であつた。
れた酸化亜鉛の不完全溶解により94.2％であつた。
実施例２ 亜鉛溶解 実施例１からのアンダーフロースラリ（〜50％固形
分）を65℃でかきまぜ、電解液を添加することによりpH
を5.2から３に下げた。pH3,65℃の条件で滞留時間60分
後、スラリから試料を採取し、溶液と固形分の分析を行
つた。スラリの残部を過し、浮選により硫黄元素を回
収する前洗浄した。亜鉛溶解試験の結果を第２表に示
す。
分）を65℃でかきまぜ、電解液を添加することによりpH
を5.2から３に下げた。pH3,65℃の条件で滞留時間60分
後、スラリから試料を採取し、溶液と固形分の分析を行
つた。スラリの残部を過し、浮選により硫黄元素を回
収する前洗浄した。亜鉛溶解試験の結果を第２表に示
す。
固体中の亜鉛濃度は7.32％から2.22％に減じ、これは
硫化亜鉛精鉱と供給酸化亜鉛ヒユーム固形分の混合物か
ら全体で98.4％の亜鉛が抽出されたのに相当した。亜鉛
溶解工程でpHを３に維持することにより、鉄、砒素およ
び弗化物の如きヒユーム中和工程で沈澱した不純物の再
溶解が最小になつた。若干の再溶解が起るが、再溶解し
た不純物を含有する溶液を洗浄して固形分を除去し、加
圧浸出工程に再循環した。
硫化亜鉛精鉱と供給酸化亜鉛ヒユーム固形分の混合物か
ら全体で98.4％の亜鉛が抽出されたのに相当した。亜鉛
溶解工程でpHを３に維持することにより、鉄、砒素およ
び弗化物の如きヒユーム中和工程で沈澱した不純物の再
溶解が最小になつた。若干の再溶解が起るが、再溶解し
た不純物を含有する溶液を洗浄して固形分を除去し、加
圧浸出工程に再循環した。
実施例３ 亜鉛溶解 亜鉛溶解工程における付加的試験作業を、浮選により
硫黄元素を分離した後、加圧浸出固体を用いて行つた。
次いで固形分を分析した結果Zn14.7％、Fe17.7％、Ｓ゜
0.05％、Pb9.85％であつた。固体を水で再パルプ化し38
8g乾燥固体／とし、H2SO4を種々の試験で添加しpH3.2
または１とした。得た結果を第３表に示す。
硫黄元素を分離した後、加圧浸出固体を用いて行つた。
次いで固形分を分析した結果Zn14.7％、Fe17.7％、Ｓ゜
0.05％、Pb9.85％であつた。固体を水で再パルプ化し38
8g乾燥固体／とし、H2SO4を種々の試験で添加しpH3.2
または１とした。得た結果を第３表に示す。
残留酸化亜鉛の高抽出がpH3で30〜60分の滞留時間後
得られ、ヒユーム中和工程において沈澱した鉄の再溶解
は僅かであつた。pH2またはpH1で、亜鉛の抽出は著しく
大であつたが、沈澱した鉄の再溶解が一層大であつた。
得られ、ヒユーム中和工程において沈澱した鉄の再溶解
は僅かであつた。pH2またはpH1で、亜鉛の抽出は著しく
大であつたが、沈澱した鉄の再溶解が一層大であつた。
亜鉛溶解工程をpH2.9（即ちほぼpH3）で行つた場合、
酸化亜鉛ヒユームからの全亜鉛抽出率は97.1％であつ
た。この例で、精鉱およびヒユームからの亜鉛の抽出は
98.0％であつた。
酸化亜鉛ヒユームからの全亜鉛抽出率は97.1％であつ
た。この例で、精鉱およびヒユームからの亜鉛の抽出は
98.0％であつた。
実施例４ 残留物の浮選および硫黄元素の回収 亜鉛溶解工程からの固体を十分に洗浄し、次いで浮選
処理して硫黄元素を分離した。洗浄した固体を水で再パ
ルプ化しパルプ密度1145g/（〜23％固形分）とし生成
したスラリを２の実験室の浮選槽に移した。泡立て
剤、ダウフロス（Dowfroth）200を添加し、浮選を始め
て元素状硫黄精鉱および硫酸鉛／鉛ジヤロサイト／脈石
尾鉱を得た。結果を第４表に示す。
処理して硫黄元素を分離した。洗浄した固体を水で再パ
ルプ化しパルプ密度1145g/（〜23％固形分）とし生成
したスラリを２の実験室の浮選槽に移した。泡立て
剤、ダウフロス（Dowfroth）200を添加し、浮選を始め
て元素状硫黄精鉱および硫酸鉛／鉛ジヤロサイト／脈石
尾鉱を得た。結果を第４表に示す。
浮選精鉱は硫黄元素を96％含有したが、鉛を0.8％、
銀を17％含有するに過ぎなかつた。浮選精鉱（96％Ｓ゜
品位）を融解し、加温過することにより、硫酸製造用
として販売するのに適する高品位硫黄元素を得た。
銀を17％含有するに過ぎなかつた。浮選精鉱（96％Ｓ゜
品位）を融解し、加温過することにより、硫酸製造用
として販売するのに適する高品位硫黄元素を得た。
実施例５ 鉄除去 浮選尾鉱はプロセスへの供給固体中の95〜98％の鉛、
95％の鉄、70〜85％の銀を含有した（加圧浸出／ヒユー
ム添加段階に添加した酸化亜鉛ヒユームおよび硫化亜鉛
精鉱に基づく）。
95％の鉄、70〜85％の銀を含有した（加圧浸出／ヒユー
ム添加段階に添加した酸化亜鉛ヒユームおよび硫化亜鉛
精鉱に基づく）。
浮選尾鉱の代表的分析結果はZn3/2％、Pb17.9％、Fe2
6.8％、Ｓ（SO4）6.75％およびAg85ppmであつた。固体
の化学的およびＸ線回折分析により評価した残留物の組
成は次の通りであつた： 鉛ジヤロサイト 44.0％ 硫酸鉛 14.0％ 酸化鉄 19.7％ 脈石＊ 残 分 （＊硫黄元素、硫酸カルシウム、シリカ等を含む） 鉄の分布を評価した結果、鉛ジヤロサイトとして48.7
％、酸化鉄として51.3で、鉛の分布は鉛ジヤロサイトと
して44.5％、硫酸鉛として55.5％であつた。浮選尾鉱固
体を酸溶解工程で処理して鉄を除去し鉛および銀の含有
量を上げ次いで鉛スメルタで処理した。
6.8％、Ｓ（SO4）6.75％およびAg85ppmであつた。固体
の化学的およびＸ線回折分析により評価した残留物の組
成は次の通りであつた： 鉛ジヤロサイト 44.0％ 硫酸鉛 14.0％ 酸化鉄 19.7％ 脈石＊ 残 分 （＊硫黄元素、硫酸カルシウム、シリカ等を含む） 鉄の分布を評価した結果、鉛ジヤロサイトとして48.7
％、酸化鉄として51.3で、鉛の分布は鉛ジヤロサイトと
して44.5％、硫酸鉛として55.5％であつた。浮選尾鉱固
体を酸溶解工程で処理して鉄を除去し鉛および銀の含有
量を上げ次いで鉛スメルタで処理した。
浮選尾鉱の２段階向流浸出の結果を第５表に示す。
第１段階浸出において、浮選尾鉱を第２段階浸出から
の強酸溶液を用い90〜95℃で浸出した。ここで鉛ジヤロ
サイトを分解するのに必要な酸の過剰量を浮選尾鉱中の
更に易溶性の酸化鉄との反応により中和した。第１段階
浸出における鉄の抽出は51％であつた。液体／固体分離
後、残留物を90〜95℃で強酸第２段階浸出で処理する
が、この場合最初の酸濃度は225〜250g/であつた。鉄
の抽出は全鉄抽出が85.7％であるのに対し35〜37％であ
つた。最終残留物を分析した結果Pb37.7％、Fe8.17％、
Ｓ（SO4）8.4％およびAg86ppmであつた。
の強酸溶液を用い90〜95℃で浸出した。ここで鉛ジヤロ
サイトを分解するのに必要な酸の過剰量を浮選尾鉱中の
更に易溶性の酸化鉄との反応により中和した。第１段階
浸出における鉄の抽出は51％であつた。液体／固体分離
後、残留物を90〜95℃で強酸第２段階浸出で処理する
が、この場合最初の酸濃度は225〜250g/であつた。鉄
の抽出は全鉄抽出が85.7％であるのに対し35〜37％であ
つた。最終残留物を分析した結果Pb37.7％、Fe8.17％、
Ｓ（SO4）8.4％およびAg86ppmであつた。
残留物を評価した結果、27.6％の鉛ジヤロサイトおよ
び47.8％の硫酸鉛を含有し、２段階浸出においてすべて
の酸化鉄が溶解し、鉛ジヤロサイトの71％が分解して硫
酸鉛および可溶性硫酸第２鉄になつた。
び47.8％の硫酸鉛を含有し、２段階浸出においてすべて
の酸化鉄が溶解し、鉛ジヤロサイトの71％が分解して硫
酸鉛および可溶性硫酸第２鉄になつた。
第１段階浸出スラリを液体／固体分離処理した後19g/
のH2SO4および74g/のFeを含有する鉄溶液を石灰石
でpH3まで中和し、石灰で85〜90℃でpH8まで中和した。
最終溶液は1mg/未満のFeを含有した。この中和したス
ラリを最終尾鉱廃棄所に圧送するのに適する固形分62％
の最終密度まで濃縮した。
のH2SO4および74g/のFeを含有する鉄溶液を石灰石
でpH3まで中和し、石灰で85〜90℃でpH8まで中和した。
最終溶液は1mg/未満のFeを含有した。この中和したス
ラリを最終尾鉱廃棄所に圧送するのに適する固形分62％
の最終密度まで濃縮した。
添付図面は本発明の方法の一例の工程図である。
Claims (14)
- 【請求項１】鉄も含む亜鉛含有硫化物物質および酸化亜
鉛を含む物質から亜鉛を回収するに当り、 亜鉛含有硫化物物質を硫酸水溶液中で加圧酸化性条件下
130〜170℃の範囲の温度で硫化物物質の亜鉛含有量に対
して最初の化学量論的に過剰量の硫酸で浸出して溶解し
た亜鉛および鉄を含有する浸出スラリを形成し、 この浸出工程を、硫化物物質から少なくとも95重量％の
亜鉛が溶解するまで継続し、 酸化亜鉛含有物質を浸出スラリに注入し、この間上記加
圧酸化性条件および温度を維持してスラリのpHを4.5〜
5.5の範囲の値に上げ溶解している鉄を沈澱させ、鉄含
有残留物および10mg/未満の鉄しか含有しない浸出溶
液を形成し、 残留物を浸出溶液から分離し、 浸出溶液を処理して亜鉛を回収する ことを特徴とする亜鉛の回収方法。 - 【請求項２】酸化亜鉛含有物質を浸出スラリに注入して
スラリのpHを５にあげる特許請求の範囲第１項記載の方
法。 - 【請求項３】亜鉛硫化物物質が45〜55重量％の亜鉛およ
び８〜15重量％の鉄を含有する特許請求の範囲第１項記
載の方法。 - 【請求項４】酸化亜鉛含有物質が60〜70重量％の亜鉛を
含有する特許請求の範囲第１項記載の方法。 - 【請求項５】酸化亜鉛含有物質が鉛高炉スラグから得ら
れる酸化亜鉛ヒュームを含む特許請求の範囲第４項記載
の方法。 - 【請求項６】浸出工程における硫酸の最初の化学量論的
過剰量が30〜100％である特許請求の範囲第１項記載の
方法。 - 【請求項７】浸出工程における硫酸の最初の化学量論的
過剰量が40〜60％である特許請求の範囲第１項記載の方
法。 - 【請求項８】鉄含有残留物がまた酸化亜鉛含有物質を含
み、残留物を第２浸出段階で硫酸水溶液で浸出して溶存
亜鉛と第２の残留物を含有する第２の浸出溶液を形成
し、第２の残留物を第２の浸出溶液から分離する特許請
求の範囲第１項記載の方法。 - 【請求項９】第２段階浸出工程を大気圧下２〜３の範囲
のpHおよび60〜90℃の範囲の温度で実施する特許請求の
範囲第８項記載の方法。 - 【請求項１０】第２の浸出溶液を第１に挙げた浸出段階
に再循環する特許請求の範囲第８項記載の方法。 - 【請求項１１】第２の残留物を処理してこれから硫黄元
素および未反応亜鉛含有物質を分離し、第２の鉄含有残
留物を形成する特許請求の範囲第８項記載の方法。 - 【請求項１２】亜鉛含有物質の少くとも１種が、鉛およ
び銀から成る群から選ばれた少くとも１種の金属を含
み、第２の鉄含有残留物が、上記少くとも１種の金属を
含有する特許請求の範囲第11項記載の方法。 - 【請求項１３】第２の鉄含有残留物を鉄除去工程におい
て硫酸水溶液中で浸出して鉄を溶解し、上記少くとも１
種の金属の豊富な残留物を形成する特許請求の範囲第12
項記載の方法。 - 【請求項１４】鉄除去工程が鉄含有残留物を第２段階か
らの浸出溶液中で浸出して中間の残留物および鉄含有溶
液を形成し、鉄含有溶液を中間の残留物から分離し、中
間の残留物を第２段階において、第１段階におけるより
強い硫酸水溶液中で浸出して、上記豊富な残留物および
浸出溶液を形成し、浸出溶液を豊富な残留物から分離
し、第１段階に再循環する特許請求の範囲第13項記載の
方法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CA404390 | 1982-06-03 | ||
| CA000404390A CA1195846A (en) | 1982-06-03 | 1982-06-03 | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5916940A JPS5916940A (ja) | 1984-01-28 |
| JPH086153B2 true JPH086153B2 (ja) | 1996-01-24 |
Family
ID=4122915
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP58097059A Expired - Lifetime JPH086153B2 (ja) | 1982-06-03 | 1983-06-02 | 亜鉛の回収方法 |
Country Status (12)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4443253A (ja) |
| EP (1) | EP0096499B1 (ja) |
| JP (1) | JPH086153B2 (ja) |
| AU (1) | AU552915B2 (ja) |
| CA (1) | CA1195846A (ja) |
| DE (1) | DE3367619D1 (ja) |
| ES (1) | ES522853A0 (ja) |
| FI (1) | FI74303C (ja) |
| GR (1) | GR78815B (ja) |
| IN (1) | IN159335B (ja) |
| NO (1) | NO161509C (ja) |
| ZA (1) | ZA833604B (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR101389430B1 (ko) * | 2012-08-23 | 2014-04-25 | 엘에스니꼬동제련 주식회사 | 동제련 전로슬래그에서의 유가금속 회수처리 공정법 |
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| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA1166022A (en) * | 1981-05-22 | 1984-04-24 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material |
| CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| CA1216157A (en) * | 1982-09-29 | 1987-01-06 | Donald R. Weir | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore |
| CA1206339A (en) * | 1983-03-29 | 1986-06-24 | Donald R. Weir | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material |
| AU569813B2 (en) * | 1984-12-11 | 1988-02-18 | Gold Fields Mining & Development Ltd. | Precipitation of iron from zinc sulphate solutions in a pressure vessel, temp greater than 110c, time less than 30 30 mins. |
| DE3634359A1 (de) * | 1986-10-09 | 1988-04-21 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
| GB8711287D0 (en) * | 1987-05-13 | 1987-06-17 | Materials Concepts Res Ltd | Treating zinc oxide bearing materials |
| DE3935362A1 (de) * | 1989-10-24 | 1991-04-25 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von jarosit-haltigen rueckstaenden |
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| US6586501B1 (en) | 1999-01-20 | 2003-07-01 | Cabot Corporation | Aggregates having attached polymer groups and polymer foams |
| US6258864B1 (en) | 1999-01-20 | 2001-07-10 | Cabot Corporation | Polymer foam containing chemically modified carbonaceous filler |
| US6395242B1 (en) | 1999-10-01 | 2002-05-28 | Noranda Inc. | Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing |
| US6843976B2 (en) | 2001-02-27 | 2005-01-18 | Noranda Inc. | Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing |
| CN1303231C (zh) * | 2002-08-24 | 2007-03-07 | 祥云县飞龙实业有限责任公司 | 硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合浸出工艺 |
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-
1982
- 1982-06-03 CA CA000404390A patent/CA1195846A/en not_active Expired
- 1982-09-14 US US06/417,829 patent/US4443253A/en not_active Expired - Lifetime
-
1983
- 1983-05-18 FI FI831751A patent/FI74303C/fi not_active IP Right Cessation
- 1983-05-18 IN IN328/DEL/83A patent/IN159335B/en unknown
- 1983-05-19 ZA ZA833604A patent/ZA833604B/xx unknown
- 1983-05-19 AU AU14690/83A patent/AU552915B2/en not_active Ceased
- 1983-05-23 GR GR71438A patent/GR78815B/el unknown
- 1983-05-23 DE DE8383302962T patent/DE3367619D1/de not_active Expired
- 1983-05-23 EP EP83302962A patent/EP0096499B1/en not_active Expired
- 1983-05-31 NO NO831947A patent/NO161509C/no not_active IP Right Cessation
- 1983-05-31 ES ES522853A patent/ES522853A0/es active Granted
- 1983-06-02 JP JP58097059A patent/JPH086153B2/ja not_active Expired - Lifetime
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