JPH086153B2 - 亜鉛の回収方法 - Google Patents
亜鉛の回収方法Info
- Publication number
- 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
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- zinc
- iron
- residue
- leaching
- solution
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Lifetime
Links
Classifications
-
- 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
-
- 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
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
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 |
---|---|---|---|
CA000404390A CA1195846A (en) | 1982-06-03 | 1982-06-03 | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
CA404390 | 1982-06-03 |
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 |
Families Citing this family (16)
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 |
GB9306201D0 (en) * | 1993-03-25 | 1993-05-19 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of zinc,iron,lead and silver values from sinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process |
AUPM790894A0 (en) * | 1994-09-05 | 1994-09-29 | Western Mining Corporation Limited | Mineral processing |
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 |
FI117389B (fi) * | 2004-12-28 | 2006-09-29 | Outokumpu Oy | Menetelmä useampia arvometalleja sisältävän sulfidirikasteen hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi |
Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5933652A (ja) * | 1982-08-19 | 1984-02-23 | Sony Corp | テ−プレコ−ダの制御システム |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3193382A (en) * | 1962-01-11 | 1965-07-06 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Process for the recovery of zinc from zinc plant residues |
US3510414A (en) * | 1967-12-04 | 1970-05-05 | Bunker Hill Co | Process of recovering metals from zinc plant residue |
CA971368A (en) * | 1972-11-20 | 1975-07-22 | Paul Kawulka | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching |
CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
US4063933A (en) * | 1976-07-02 | 1977-12-20 | Texasgulf Canada Ltd. | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates |
-
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 IN IN328/DEL/83A patent/IN159335B/en unknown
- 1983-05-18 FI FI831751A patent/FI74303C/fi not_active IP Right Cessation
- 1983-05-19 ZA ZA833604A patent/ZA833604B/xx unknown
- 1983-05-19 AU AU14690/83A patent/AU552915B2/en not_active Ceased
- 1983-05-23 EP EP83302962A patent/EP0096499B1/en not_active Expired
- 1983-05-23 GR GR71438A patent/GR78815B/el unknown
- 1983-05-23 DE DE8383302962T patent/DE3367619D1/de 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
Patent Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5933652A (ja) * | 1982-08-19 | 1984-02-23 | Sony Corp | テ−プレコ−ダの制御システム |
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 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI831751L (fi) | 1983-12-04 |
NO831947L (no) | 1983-12-05 |
NO161509B (no) | 1989-05-16 |
FI74303B (fi) | 1987-09-30 |
US4443253A (en) | 1984-04-17 |
EP0096499B1 (en) | 1986-11-12 |
ES8500335A1 (es) | 1984-10-01 |
IN159335B (ja) | 1987-05-02 |
NO161509C (no) | 1989-08-23 |
JPS5916940A (ja) | 1984-01-28 |
EP0096499A1 (en) | 1983-12-21 |
FI74303C (fi) | 1988-01-11 |
GR78815B (ja) | 1984-10-02 |
CA1195846A (en) | 1985-10-29 |
AU552915B2 (en) | 1986-06-26 |
DE3367619D1 (en) | 1987-01-02 |
FI831751A0 (fi) | 1983-05-18 |
ZA833604B (en) | 1984-02-29 |
AU1469083A (en) | 1983-12-08 |
ES522853A0 (es) | 1984-10-01 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0100237B1 (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
US6843976B2 (en) | Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing | |
US4551213A (en) | Recovery of gold | |
US4440569A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
US4545963A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
US4571263A (en) | Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic concentrates | |
AU676908B2 (en) | Recovery of metals from sulphidic material | |
CA1234291A (en) | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic material | |
EP0177291A2 (en) | Recovery of gold from auriferous refractory iron-containing sulphidic ore | |
CA1150062A (en) | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue | |
US4443253A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic materials | |
EP0071684B1 (en) | Process for recovering zinc from zinc ferrite material | |
EP0166710A1 (fr) | Procédé de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer | |
US4505744A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material | |
US3961941A (en) | Method of producing metallic lead and silver from their sulfides | |
EP0061468B1 (en) | Recovery of silver from ores and concentrates | |
GB2114966A (en) | Recovery of zinc from sulphidic material | |
EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
US1284910A (en) | Process for recovering metals from ores. |