JPS5845339A - 亜鉛浸出鉱滓およびそれからの二次浸出残渣の処理方法 - Google Patents

Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は、亜鉛焼鉱を希硫酸浸出処理した際の亜鉛浸出
鉱滓からさらに硫酸再浸出および残渣の浮選処理によシ
亜鉛、鉛、銀等を硫酸亜鉛溶液、鉛精鉱、銀精鉱として
回収するための方法に関するＯ 亜鉛を通常の硫化亜鉛鉱から湿式冶金法で抽出する場合
には、これら亜鉛鉱を選鉱して得た亜鉛精鉱を焙焼して
焼鉱となし、この亜鉛焼鉱を電解尾液等希硫酸１液でも
って最終ｐＨが５程度になるように亜鉛を浸出し、さら
にその溶液を精製したのち、電解処理にかけて亜鉛を電
解抽出するという方法がとられている。　この方法の亜
鉛燐鉱の浸出工程において焙焼の際に生成した亜鉛フェ
ライト、フェライト形態の銅およびカドミウム、硫酸鉛
、銀等貴金属、シリカやアルミナのような酸化物および
未焙焼の硫化亜鉛等酸難溶性ないし不溶性物質のほか未
溶解の酸化亜鉛などが残渣となって残る。　こうした残
渣が通常亜鉛浸出鉱滓あるいは赤滓（あがかす）と呼ば
れているもので約２０チの亜鉛と２０〜３０ｅｓの鉄を
含んでいる。

この亜鉛浸出鉱滓中に未回収のまま残っている亜鉛は原
料として供給された亜鉛全体の約１０％にも相当するが
、その大部分は亜鉛フエライ）（ＺｎＯ・Ｆ〜０．ｔた
はＺｎＦｅｔＯ４）の形になっている。　この亜鉛の回
収については多くの方法が知られているが、鉱滓中のフ
ェライトのような亜鉛と鉄との結合を断ち、亜鉛の回収
効率をあげるため、現今では亜鉛と一緒に鉄をも高濃度
硫酸あるいは高温硫酸で溶出させたのち、その溶液中の
鉄のみを酸難溶性の鉄化合物として沈澱させ、鉄を含ま
ない硫酸亜鉛溶液を得るという湿式処理法がとられるよ
うになってきている。

こうした亜鉛製出鉱滓を溶解する場合には、鉄を還元し
ながら溶解する方法と鉄を還元せずそのまま溶解する方
法との２種類の方法がある。

さらにまた、この溶液から鉄のみを沈澱させて実質的に
亜鉛のみの溶液を得る方法としては、鉄の沈澱形態から
ゲーサイト法、ヘマタイト法およびジャロサイト法が代
表的なものとしてあげられている。　ゲーサイト（Ｆｅ
０ＯＨ）あるいはへマタイト（Ｆｅｔｕｓ・Ｈ２Ｏ）は
酸性領域における第１鉄イオン（Ｆｅ”）の強制酸化に
よって生成する酸難溶性の鉄化合物である。　このゲー
サイト法あるいはヘマタイト法では亜鉛浸出鉱滓の溶解
時における二次浸出残渣は一般に鉄分の含有が少なく鉛
、銀等有価金属が比較的回収しやすいという有利さがあ
る。

しかし、こうした方法は亜鉛浸出鉱滓の溶解において還
元法をとりなから脱鉄すなわち鉄化合物沈澱工程では改
めて第１鉄イオンを第２鉄イオン（Ｆｅ”　）に強制酸
化するというものであり、またこの酸化のためには特別
な酸化装置あるいは多くの酸化剤を必要と１経済性につ
いても難点力４る。

亜鉛と共に第２鉄イオンを含む酸性液は亜鉛浸出鉱滓の
非還元溶解法で得られるものである力；、この第２鉄イ
オン溶液から亜鉛を残して鉄のみを沈澱させるジャロサ
イト法はこうした溶液を微酸性に中和し、ナトリウムイ
オン、カリウムイオンあるいはアンモニウムイオンを添
加することによって鉄分をジャロサイト形態の化合物（
２ＡＣＦ６゜（ＳＯ４）　２　（ＯＨ）６）　；ＡはＮ
ａ　＋　ＫまたはＮＨ４）として沈澱させる方法でおっ
て、前記の、、ゲーサイト法やへフタイト法のように鉄
化合物生成の際の鉄イオンの酸化操作が不要で装置も比
較的簡単であシ、工業線断で採用されている。　しかし
この方法を採用するとき、亜鉛浸出鉱滓の溶解の際にお
いてすてにジャロサイトが生成しやすく、この生成した
ジャロサイトは鉛、銀等有価金属を含む二次浸出残渣に
入シ、それら金属の濃縮を妨げるのみならず、回収をも
困難ならしめる。　また浮選によっての金属の濃縮分離
も不可能とする。（浮選を不能ならしめる理由は明らか
でないがジャロサイトが金属や金属化合物を被覆し、そ
の極性を失わせる。

すなわち、不活性化するものと思われる。）一般にジャ
ロサイト法を採用した場合には二次浸出残渣は鉛、銀等
を含みながらも無価値物として捨てられる場合が多いの
が実状である。

しかしながら、こうした亜鉛浸出鉱滓の高温高酸溶解に
おける二次浸出残渣にはシリカ、アルミナ等脈石成分と
共に銀および鉛化合物が濃縮されて含まれるものであり
、この回収は大きな課題でもある。　この回収のため近
年二次浸出残渣を元鉱として銀、鉛等有価金属をさらに
抽出しやすいように浮選処理によって濃縮的に精鉱態で
分別回収する方法もとられるようになってきている。

このような浮選方法としては、たとえば、特開昭５１−
３３７１９号、特開昭５２−３５１９７号および特開昭
５２−１３０４１７号がある。

特開昭５１−３３７１９号の方法は、二次浸出残渣をｐ
Ｈ２〜４．５に調整し、ザンセートあるいはジテオフォ
スフェートを用いて浮選を行ない、含亜鉛−銀精ｍ１に
回収し、その后硫化剤と共に上記捕収剤を加えて銅精鉱
−を回収する方法セあ不。　この方法はその実施例から
れかるよう゛に、鉛浮選工程におけ°る鉛と鉄との分離
性がわるく、′銅精鉱へめ鉄抽出率が高い。

特開昭５２−３５１９７号の方法ｄ菫鉛浸出残渣を高温
高酸溶解する工程をも含めたものであるが、−４’　ｃ
＝に得られた二次浸出残渣をリバルピングし、ｐＨ１’
−’　５で硫化物捕収剤または有機アニオン系捕収剤を
用いて鋼浮選を行ない、さらに銀浮選后ｐＨ１〜４で有
機プニオン系捕収剤を用いて硫酸鉛を回収する方法であ
る。　この方法は鉛を硫酸船間のまま直接回収を行なう
ものであシ、示されている実施例によれば、銅精鉱への
鉄抽出率も低い。

しかし、この有機アニオン系捕収剤の鉛と鉄の分離効果
には、ばらつきがあり、たとえば同系捕収剤でも後記の
特開昭５２−１３０４１７号の比較例にみられるように
鉛と鉄の分離性が劣る場合もある。

ｐＨや他の金属イオンの影響を受けやすいものと思われ
常に硫酸鉛に対する選択性が良好とは言い難い○ 特開昭、、５，２−１３０４１７号の方法は、亜鉛浸出
鉱滓を加圧硫酸浸・出した含銅残渣等の鉱物類からアミ
ン系陽イオン捕収剤の２級アミン（デュオミンＴ）を使
用し、直接的に硫酸鉛を回収する方法で元鉱と、しては
硫化物を含まないものあるいは予め硫化物を除かれたも
のが対象となっている。

その実施例、でわかるように鉛の収率は良好であるが、
・・鉄の収率も高い。　この場合使用されている元・鉱
の鉄品、位が低いので問題が少ないが、数チ以上の鉄分
を含む一般の二次浸出残渣についてはそのままでは５利
用し難い１、もの５、と、思われ、る。　　　−これら
の方法は何れも鉛と鉄の分離性また稼硫酸鉛の選択性に
問題があり、一般の亜鉛浸出鉱滓を処理して得た二次浸
出残渣の処理方法としては必ずしも満足し得るものでは
ない。

従って、本発明は従来技術の改善を考慮し、一般の湿式
亜鉛製錬系内で利用し得る亜鉛浸出鉱滓およびそれから
の二次浸出残渣の処理方法の提供を目的とするものであ
って、亜鉛浸出鉱滓の処理においては、経済性の大きい
非還元溶解法を採用し、しかもその溶解の段階で亜鉛フ
ェライトを完全溶解し、かつジャロサイトが生成せず鉄
分の少ない二次浸出残渣が得られるようになし、しかし
て該二次浸出残渣の処理においては、比較的酸濃度が高
くかつ重金属イオン存在下でも可能な浮選法によって銀
あるいは鉛を効果的に濃縮した含亜鉛銀精鉱および硫酸
鉛精鉱が回収され得るようになしたものである。

具体的には本発明の方法は亜鉛浸出鉱滓と７５＠〜８５
°Ｃの硫酸との５時間以上の混合処理を行なって遊離硫
酸３５〜６０９／１１および第２鉄イオン３５　＆／ｌ
以下の浸出鉱泥液を得、この鉱泥液を（資）°Ｃ以下の
温度で固液分離を行ない、得られた亜鉛と鉄を含む分離
液は亜鉛回収系統へ供給し、一方のスピゴットを９０＠
〜９８℃の硫酸で５時間以上の混合処理を行なって、遊
離硫酸１００１１／１以上および第２鉄イオン３０　ｇ
／ｌ以下の鉱泥液とする。　この鉱泥液を固液分離し、
二次浸出残渣としてのスピゴットと分離硫酸液を得る。

　分離硫酸液は好ましく拡最初の亜鉛浸出鉱滓の浸出工
程に返戻する。二次浸出残渣はリパルピングによシ遊離
硫酸５０１／ｌ以下、亜鉛イオン３０　＆／ｌ以下およ
び第２鉄イオン１５辺以下の鉱泥液として、さらに石油
系炭化水素およびアルキル基またはアリール基を有する
スルフォン酸塩、リン酸塩または硫酸塩あるいはまたこ
れらのうちのものの混合物からなる捕収剤に必要に応じ
起泡剤および抑制剤を添加してコンディショニングして
浮選を行ない、浮鉱として亜鉛を含む銀精鉱と尾鉱液を
得る。　との尾鉱液に炭素ｆｉ１２〜笈の１級アミンの
錯酸塩またはハロゲン化物よりなる捕収剤に必要に応じ
起泡剤および抑制剤を加えてコンディジ３ニングを行な
い浮選により浮鉱として硫酸鉛精鉱を得ることからなる
ものである。　すなわち、本発明は亜鉛浸出鉱滓から含
鉄硫酸亜鉛溶液、含亜鉛銀精鉱および硫酸鉛精鉱を有利
に回収する方法である。

前述したように第２鉄態の鉄を含む亜鉛浸出鉱滓の硫酸
浸出においては、その浸出過程において屡々鉄を構成成
分とするジャロサイトが生成され、銀、鉛等を含む二次
浸出残渣を汚染する。　ジャロサイトは一定組成の結晶
体よりなる塩基性硫酸鉄塩であって、たとえば９０℃と
いうような高温でｐＨ２程度の遊離硫酸を含む硫酸第２
鉄溶液にナトリウムイオン、カリウムイオンあるいはア
ンモニウムイオンが存在するときに生成し、その組成は
ＡＦｅ３　（ＳＯａ）ｔ　（ＯＨ）ａ　（但しＡはＮａ
５ＫまたはＮＨ４）で表わされる。　ナトリウム、カリ
ウムあるいはアンモニウムイオンは亜鉛湿式製錬系内で
中和処理等の履歴を経た循環液に普通にみられる成分で
もある。

亜鉛浸出鉱滓の硫酸浸出処理過程におけるジャロサイト
の生成理由については次のように考えられる。　一般の
亜鉛浸出鉱滓中の亜鉛往生として亜鉛フエ２イ）　（Ｚ
ｎＦｅ２０４）であり、硫酸浸出の目的はこの亜鉛７エ
ライトの分解処理にある。　この場合の反応は次の（１
）式のように行なわれる０ＺｎＯ・Ｆｅ２０ｓ　＋　４
Ｈ！　８０４　＝　ＺｎＳＯ４＋Ｆｅ、（５Ｏ４）＄　
＋４＆　０　・・・（１）亜鉛浸出鉱滓の溶解反応槽に
おける浸出は、できるだけ亜鉛フェライトが溶解するよ
うに高温高酸条件で行なわれるが、浸出液中の第２鉄イ
オン濃度はその浸出条件のもとでは飽和濃度に近い値に
なっているのが普通である。　さらに、こうした浸出鉱
滓の浸出およびそ？あとの固液分離処理が連続的に行な
われる場合は、本来静的状態であるところの固液分離槽
（シックナー等）内でも反応が進行する０　すなわち、
不溶解残渣を含む浸出液はその固液分離に先立ち、第２
鉄イオンを過飽和に含んでおり、時間の経過に伴ない、
液中に含まれるナトリウムイオン、カリウムイオンまた
はアンモニアイオンと共にこの第２鉄イオンはジャロサ
イト沈澱をつくって安定化しようとすることになる。　
この生成反応は次の（２）式のように表わされる。

３Ｆｅ２（ＳＯａ）ｓ＋Ａ２５Ｏ４＋　１２Ｈ２０＝２
Ａ（Ｆｅｓ（ＳＯａ）ｚ（ＯＨ）、〕九６ＨｔＳＯ＊　
・”　（２）ただしＡはＮＩＫまたはＮＨ。

この反応は造酸反応であり、生成された遊離硫酸はさら
に次の反応によって亜鉛フェライトの溶解を進行させる
。

３ＺｎＯ−Ｆｅ、０．＋　１２％ＳＯ。

＝　３　ＺｎＳＯ４＋　３Ｆｅ２　（８０４）３　＋　
１２Ｈ２０−（３）実際上これら（２）と（３）の反応
は併行して生じ、時間の経過に従ってジャロサイト沈澱
が増加することになる。　一度生成したジャロサイト澱
物は亜鉛フェライトの溶解条件ではほとんど再溶解する
ことなく残渣中に残る。　残渣はジャロサイトによって
増量され有価金属は濃度が薄いものとなり、また分離も
困難となってくる。

本発明者らは、以上のよう鑞観察および考察をもとに、
−次浸出残渣中の亜鉛フェライトを溶解しながら、しか
もジャロサイト沈澱を生成させず含む高酸不溶解残渣と
の固液分離が容易となる作業条件を見出したものである
。　換言すれば、本発明の方法による浸出条件に従い２
段階浸出および固液分離を行なうことによシ亜鉛浸出鉱
滓中の亜鉛と鉄のほとんどを溶液中に溶出させ、かつジ
ャロサイトを含むことなく銀、鉛等有価金属を回収可能
の形に濃縮した二次浸出残渣を得ることが可能となるも
のである。

本発明において二次浸出残渣を得る方法を第１図の亜鉛
浸出鉱滓処理のフローシートを参考として説明する。

亜鉛浸出鉱滓は通常の亜鉛製錬系統内で希硫酸による浸
出工程を経てきたものであって、希硫酸難溶性の亜鉛フ
ェライトその他を含んでいる。

まずとの残渣を高温硫酸溶液で浸出するのが一次浸出工
程である。　この際の温度は７５°〜８５℃で５時間以
上反応させて、仕上シ液として遊離硫酸３５〜６０１１
／ｌ　１第１鉄イオン３５　Ｅｌ／ｌ以下の溶液が得ら
れるようにする。　この成分調整は予め知られる亜鉛浸
出鉱滓の分析成分から容易に行なうことができる。　浸
出用硫酸液として、本処理系統の二次浸出工程からの回
収酸を硫酸で濃度調整して利用することもできる。　通
常の亜鉛浸出鉱滓の場合１３０〜１８０１ｖｌの遊離硫
酸濃度を有する通常の電解尾液がそのまま好適に使用し
得る。

この浸出時の液温は重要な因子である。　７５℃以下で
は亜鉛フェライトの溶解性が劣ｐδ℃以上では、この浸
出工程で第２鉄イオンが不安定でジャロサイトが生成し
やすくなる。　たとえば９５℃では通常の亜鉛浸出鉱滓
では約５時間以上を経過すると溶存する第２鉄イオンが
不安定となりジャロサイト析出が亜鉛フェライトの分解
と併行して生じるようになる。

浸出時間の経過とともに、硫酸濃度は降下してくるが、
遊離硫酸６０１／１以上では亜鉛フェライトの分解がま
だ充分の状態ではない。　浸出〃；概ね５時間を経過す
ると濃度は６０１／ｌ以下に下り、この場合のｓＩ２鉄
イオンの濃度は、概ね四〜３０９７１程度である。　こ
の浸出反応は、その後もジャロサイトを生成することな
く継続するが、遊離硫酸の濃度が３５１１／ｌ以″下に
なると溶存第２鉄イオンとのバランスが不安定となシジ
ャロサイトが生成しやすくなる。　また浸出に伴って増
加する溶存第２鉄イオンの濃度が約３５　Ｖｌを超える
とジャロサイトが生成しやすくなる。　すなわち、この
第２鉄イオンの約３５ν！はこうした状況での飽和濃度
と考えられる０　このようにこの−゛次浸出工程はジャ
ロサイトを生成することなく、亜鉛フェライトの最大分
解を図る工程であって、その条件は以上のように仕上り
鉱泥液が遊離硫酸３５〜６０１１／ｌおよび溶存第２鉄
イオン３５１１／ｌ　Ｊ！　Ｔということである０ このようにして得られた鉱泥液を、公知のシックナー等
固液分離機（槽）で固液分離を行なう。

この−次回液分離工程では前艷したように浸出工程の鉱
泥液のままの状態では分離機（槽）内でも実質的に浸出
反応が継続し得るので、ジャロサイトの生成を抑止する
丸めにも、液温を（資）℃以下に保持しながら朽なう必
要がある。　と＼で得られる上澄液は、亜鉛および第２
鉄イオンを溶存した硫酸溶液であり、亜鉛回収系統へ供
給される。

亜鉛回収系統では、まず公知の任意の方法で必要な条件
を整えてミ鉄分をジャロサイトあるいはゲーサイト等、
難溶性の化合物として沈澱除去したのち、改めて通常の
亜鉛浄液工程を経由し、清澄な硫酸亜鉛溶液として亜鉛
電解回収工程に供することになる。

一方得られたスピゴット（沈澱濃縮物）は鉛、銀等の＃
デか、な訃未溶解の亜鉛フェライトを含んでいるが、ジ
ャロサイトは含んでいない０　すなわち、ジャロサイト
を生成しない条件での浸出では亜鉛フェライトの完全分
解は困難である０従って二次浸出工程においてさらに強
力な高温高酸溶解を行なって亜鉛フェライトの完全分解
を図るものである。　この条件は９０’〜９８℃の高硫
酸溶液で５時間以上処理し、遊離硫酸１００．Ｆ／７以
上の浸出鉱泥液を得ることである○　この工程でば、す
でに残存する未分解亜鉛フェライトを完全分解させても
第２鉄イオンは飽和度を超えることなくらもジャロサイ
トは生成しない。　浸出用の硫酸は、およそ遊離硫酸２
００９／ｌのものであるが、回収尾液を調整して用いて
もよいし、一般亜鉛製錬系統からの電解尾液に新液硫酸
を添加調整したものでもよい。

得られた浸出鉱泥液は二次固液分離工程においてシック
ナー等固液分離機（槽）において固液分離されるが、そ
のスピゴットはさらにフィルタープレス等強力な濾過装
置でもって脱水され、亜鉛分が有効に液中に回収される
○　この分離の際の液温は連続処理の過程で自然放冷さ
れた温度で差支えないが、もちろん万一の場合のジャロ
サイト生成対策として（資）℃以下で作業を行なう配慮
も好ましいことである。

得られる残渣は鉛、銀あるいはさらに金等の有価金属を
含み、かつこれらを汚染するジャロサイト態の鉄をも含
んでいない。　すなわち目的とする二次浸出残渣である
。

シックナー等固液分離檜およびフィルタープレス等濾過
機からの濾液は亜鉛、鉄その他の金属を溶存させた硫酸
液であるが、好ましくは一次浸出工程あるいは二次浸出
工程へ返戻され回収あるいは再利用が図られる。

前記したように、二次浸出残渣は多くのシリカ、アルミ
ナ等のいわゆる脈石成分とともに鉛、鉄、亜鉛、銀、硫
黄、場合によっては極く微量な力；ら金をも含んでいる
。　そして多くの場合、鉛および銀は回収するに足る量
で含まれている。　本発明では、さらにこのような二次
浸出残渣を中和剤を用いることなくリノくルピノグし、
高酸濃度および高重金属塩濃度のま＼浮遊選鉱を行ない
、硫イヒ亜鉛および銀、場合によっては金（含まれてい
る場合）ならびに硫酸鉛を脈石成分（尾鉱）と分離して
、硫化亜鉛−銀精鉱ならびに硫酸鉛精鉱として濃縮的に
回収するものである。

第２図の二次浸出残渣の処理方法を示すフローシートに
よって説明すれば、まず二次浸出残渣をリパルピングす
る。　すなわち多量の水でＩｉ休せしめ、鉱泥液をつく
る。　この場合亜鉛等重金属塩を含んだ溶液を用いるこ
ともできる０　このことは、たとえば湿式亜鉛製錬系内
の洗浄水など、重金属塩を含む溶液を利用し、浮選尾液
の形で戻すという形がとれ液バランス上からも好都合で
ある。　鉱泥水は遊離硫酸５０１／ｌ以下、亜鉛イオン
濃度３０１１７１１以下および第２鉄イオン濃度１５ジ
ノ以下とするが、亜鉛イオンおよび第２鉄イオンの濃度
を基準としてリパルピングするだけで、通常の場合残渣
付着の硫酸量によりても遊離硫酸５０９Ａ以下の条件は
満足される。　これが浮選用リノ（ルブ工程である。

一次浮選工程においては、前リノ（ルプ工程で得られた
鉱泥液を中和剤を用いることなく、そのま＼捕取剤とし
て、（１）ベンゼンまたはケロシンのような石油系炭化
水素（２）ジアルキルジチオリン酸ソ１−タやアルキル
スル“フオン酸ソーダのような、アルキルスル フォン酸塩または硫酸塩あるいはまたこれらのうちの何
れかの組合せよシなる混合物、そして必要ならば（３）
起泡剤および抑制剤よりなる浮選剤によってコンディシ
ョニングを行ない、この状態で浮遊選鉱を行なうことに
よシ硫化亜鉛、銀そして微量ながら存在する場合の金な
どが亜鉛−銀精鉱として回収される。

二次浸出残渣中に未焙焼の硫化亜鉛および硫酸浸出工程
での生成硫黄が、そのまま移行していることは顕微鏡調
査で確認することができた。

銀の形態は明らかでないが、硫黄との親和力から、微粒
の硫黄が選択的に付着した状態の未焙焼含銀硫化亜鉛、
自然銀あるいは塩化銀のような形態で存在しているもの
と考えられる。

従って、−次浮選工程において上記含銀鉱物を浮選回収
するために無極性捕取剤として石油系炭化水素を用い、
さらに硫化亜鉛の捕取剤として、たとえばシ゛′アルキ
ルジチオリン酸ソーダ、ジアルキルジチオスルフオン酸
ソーダ、アルキルスルフオン酸ソーダあるいはアルキル
硫酸ソーダを用いることによって極めて効果的に亜鉛−
銀精鉱を回収することができたのである。

これらの捕取剤は好ましくは（１）ベンゼン、トルエン
、キシレン、ｎ−ヘキサン、ガソリンおよびケロシンの
ような炭素数６〜２０の石油系炭化水素、さらに（２）
炭素数２〜７のアルキル基またはアリール基を有すると
ころのジアルキルモノチオリン酸ソーダ、ジアルキルジ
チオリン酸ソーダまたはジアルキルジチオスルフオン酸
ソーダ、炭素数２〜７のアリール基金布するところのジ
アリールモノチオリン酸ソーダ、ジアリールジチオリン
酸ソーダまたはジアリールジチオスルフオン酸ソーダあ
るいは炭素数が１２〜２０のアルキルスルフオン酸ソー
ダまた拡アルキル硫酸ソーダあるいはまたこれらのうち
から選択された任意の２種以上のものの混合物の何れか
である。　起泡剤は捕取剤のなかには起泡性を有するも
のもあシ、必要に応じて添加する。　二次浸出残渣にシ
リカや珪酸塩を多七含む場合は分散・抑制剤を添加し、
それらの浮遊を抑制する必要がある。　抑制剤としては
、天然高分子化合物たとえば、でん粉、アラビアゴム等
が用いられる。

ジフルキルま九はジアリールジテオリン酸ソーダは従来
代我的な硫化鉱物捕取剤とされているが、これまでｐＨ
１以下の高酸濃度液中では分解され、捕取能力は失なわ
れるとされているが、本発明方法での条件下では全く問
題なく、有効に利用し得たものである。

一次浮選工程で得られた尾鉱液は亜鉛イオンや第２鉄イ
オンなど比較的多量の金属イオンを含む溶液およびシリ
カなどの脈石成分とともに硫酸鉛を含む固体分からなっ
ている。　これから硫酸鉛を回収するため、さらに二次
浮選処理を行なう。

この場合の効果的な浮選剤として陽イオン系捕取剤であ
るところの１級アミン化合物を用いるのが特徴である。

従来硫酸鉛の捕取剤としてもアルキル硫酸ソーダなどの
陰イオン系捕取剤が用いられているが、本発明者らの調
査によれば、本発明方法の鉱泥液のように重金属イオン
濃度が高く、かつ硫酸イオン濃度が高い場合には硫酸鉛
に対する捕取力が有効に働らかｋいことが確かめられて
いる。　陽イオンアミン系捕取剤を硫酸鉛浮選に利用す
ることも公知であるが、これまで本発明の意図する高酸
濃度等の条件下で満足されたものはない。　しかしなが
ら本発明者らは、ＩＲアミン化合物よシなる陽イオン系
捕取剤ならば、１００１／１１　（ＰＨＨＯ２３）とい
う高濃度硫酸中であっても、また重金属イオン濃度が高
くても有効に直接的に硫酸鉛を浮遊せしめることが可能
であることを見出したのである。

結局、本発明では直接的な硫酸鉛捕取剤として１級アミ
ン化合物および必要により、これに起泡剤および抑制剤
を添加するかたちの浮選剤を用いるものである。　１級
アミン化合物は、好ましくは錯酸塩ま喪はハロゲン化物
であり、よシ好ましくは炭素数１２〜２ｏの１級アミン
錯酸塩またはハロゲン化物である。　具体的な化合知名
はドデシルアミンアセテート、テトラデシルアミンアセ
テート、セチルアミンアセテート、ドデシルアミンクロ
ライド、テトラデシルアミンクロライドあるいはセチル
アミンク四ライドなどである。

これらの浮選剤によシコンディジ四二ングを行ない、次
いで浮遊選鉱を行ない硫酸鉛精鉱を効率的に回収する。

　尾鉱には石英などシリカを主成分とした脈石成分が残
渣として残る。　これらの固液分離を行なったあとの溶
液には亜鉛、鉄等の数品溶性の重金属が溶存しており、
好ましくは亜鉛製錬系統へ供給される。

すなわち本発明の亜鉛浸出鉱滓およびそれからの二次浸
出残渣の処理方法によって最終的に（１）第２鉄イオン
を含有する硫酸亜鉛溶液、（２）銀、硫化亜鉛および元
素硫黄を含む濃縮物、（３）硫酸鉛濃縮物ならびに　（
４）脈石成分を主とする浮選残渣を別々に効率的に得る
ことができるのであって、（１）、（２）および（３）
の組成物はそれぞれの有価金属を抽出するべくさらに別
系統の回収工程に供給される０ 以上のように本発明は、亜鉛浸出鉱滓から亜鉛のみなら
ず鉛、銀等を最も効率よく回収するための紅済的な回収
方法であって、まず亜鉛浸出鉱滓の２段階浸出法で亜鉛
フェライトの完全溶解を図るとともに、ジャロサイトを
含まず、かつ全体として鉄分の少ない二次浸出残渣を得
る。　次いでつ高重金属濃度のま＼２段階浮選にかけ、
亜鉛−鉄精鉱および硫酸鉛精鉱を回収する。

本発明の特色は、亜鉛浸出鉱滓を処理して得られる、二
次浸出残漬が浮遊選鉱を不能とするジャロサイトを含ま
ず、かつ鉄分の含有が少ないからその後の工程の浮選処
理が極めて効率的に行ない得ることおよび本発明の浮選
処理は従来の浮選処理で有害とされた高酸濃度かつ高重
金属濃度条件下でも支障なく行なえるので浮選に先立っ
て、カセイソーダ、炭酸ソーダあるいは消石灰のような
中和剤によるｐＨ制御や過分な希釈を行なう必要がない
ことにある。　また浮選工程からの各精鉱および尾鉱か
ら生じる濾液も従来の湿式亜鉛回収系内で無理なく処理
することもできる。　従って本発明の方法は、従来の湿
式亜鉛回収系内に無理なく持ち込める実利的な方法であ
るといえる。

比較例ｉ 第１嵌に示す成分品位の亜鉛浸出鉱滓に、８２表に示す
成分品位の電解尾液を添加し、液中の当初の固形物濃度
１００　ｇ／１１の固液比とした。　また９５℃の温度
条件において、溶解液の当初遊離濃度−ｆ：ｈＡ：し１
３０．９．Ｖ／Ｊ、　１４０．８９／ｌ、　１５０．７
９／ｌ　ノ３　Ａ　Ｄとし１５時間溶解反応を続行させ
た。　硫酸濃度の調整は９８％硫酸と水道水によって行
ない、溶解液の容量はそれぞれ５０１とした。　溶解液
中のナトリウムおよびカリウムの濃度は、一般電解尾液
の条件にはソ合せて硫酸ソーダおよび硫酸カリウムを用
いて、各溶液共それぞれ３．５２　Ｉｉ／ｌおよび０．
７２辺に一定させた。

反応の進行に伴なう遊離硫酸濃度、第２鉄イオン濃度お
よび液中の残渣（固形物）量を１時間間隔で測定した結
果は第３表の通りであった。

また、得られた残渣について鉛、亜鉛および鉄の成分を
調査した結果を第４表に示した。

第１表 第３嚢 第４表 すなわち、第３表からは、９５℃での溶解では、はソ５
時間位のところに第２鉄イオンの最大溶存がみられ、そ
れまでは硫酸濃度および残渣量ともに減少し、残渣中の
亜鉛フェライトに対する効果的な溶解の反応が行なわれ
ているのがわかるが、さらに時間が経過すると残渣量と
硫酸濃度が増加するとともに第２鉄イオン濃度が減少し
、ジャロサイトが析出してくるのがみられるのである。

実施例１ 比較例１の第１弐に示す亜鉛浸出鉱滓を第２表の電解尾
液により、液中の当初の固形物濃度１００１！／ｌ　、
　８０℃の濃度において、溶解液の当初の硫酸濃度それ
ぞれ１３０．９．１４０．８および１５０．７９／ｌの
３通りの条件で１５時間の連続溶解を行なった。　硫酸
濃度の調整は９８％硫酸と水道水を用い、溶解液の容量
が各５０１になるようにした。　当初の溶解液中のナト
リウムおよびカリウム濃度は一般電気尾液の条件に合せ
てそれぞれ４．４ｇβおよび０．９Ｈに一定するよう調
整した。　溶解反応の進行に伴なう硫酸（Ｈ２Ｓ０４）
濃度、第２鉄イオン＜　Ｆｅ３＋＞濃度および液中の残
渣（固形物）量を、１時間間隔で測定した結果は第５表
のとおりであった。

なお、得られた残渣の鉛、亜鉛および鉄成分品位は第６
表のとおシであった。

第６表 すなわちこれらの結果から、８０℃の温度の溶解で、溶
解時間が４〜５時間位までは中々急速に残渣中の亜鉛フ
ェライトの溶解反応がすすみ、以降もその反応が継続し
、観察溶解時間の１５時間にわたって硫酸濃度および残
渣量が漸減し、それに対して第２鉄イオン濃度が漸増し
ている。　すなわち、ジャロサイトが沈澱することなく
亜鉛フェライトの溶解が進行していることがわかる。　
また残渣の成分としても、鉛が有効に濃縮され、鉄分が
低減しているのが゛第６表と前記比較例の第４表との比
較かられかる。

実施例２ （１）本発明方法に従い亜鉛浸出鉱滓を−次浸出工程で
、液温（資）℃で５時間の浸出処理を行ない、仕上シ濃
度として遊離硫酸５０シ１１第２鉄イオン菊ｇＡ１ナト
リウムイオン６みりおよびカリウムイオン１１１／ｌの
鉱泥液を得、その後液温を約８０℃に保持しながら沈降
固液分離を行なった。

その後、濃縮物（スピゴット）ｔ−二次浸出工程に付し
て、仕上シ濃度が遊離硫酸１００１／ｌ　、第２鉄イオ
ｙ　３０　ｇ／ｌ　１ナトリウムイオン６１１／ｌおよ
びカリウムイオン１　ｇ／ｌになるよう液温９５℃の条
件下で約５時間浸出処理を行なった。　その後沈降固液
分離を行ない、さらにその沈澱濃縮物（スピゴット）を
濾別し、二次浸出残渣を得た。

（２）一方亜鉛浸出鉱滓を一次浸出工程で、液温９５℃
の高温で比較的高酸条件下で、１５時間の浸出処理を行
ない、遊離硫酸１３０１１／ｌ、第２鉄イオン父Ｖｌ　
、ナトリウムイオｙ　３．５１／ｌおよびカリウムイオ
ン０．７９／ｌの仕上シ鉱泥液を得、９５℃に保持しな
がら沈降固液分離を行なった〇　二次浸出工程は前述と
吟様に行なって二次浸出残渣を得た。

得られた試験結果は第７表のとおりであった。

第　７　表 すなわち、高温と高酸で処理して得た二次浸出残渣は、
本発明方法による二次浸出残渣と比較すると、化合物と
しての亜鉛は若干高く、鉄品位が著しく高く、浸出残渣
量もまた著しく多い。

このことから高温高酸浸出の場合ジャロサイトが生成析
出していることがわかシ、鉛と銀の品位がともに低いか
たちとなっている。

実施例３ 亜鉛浸出鉱滓を本発明方法に従い８０’Ｃおよび９５℃
での硫酸浸出処理して得た二次浸出残渣を元鉱として、
これを水でリパルビングして、ｐＨ０，６３、Ｚｎ”　
２０．５７７／ｌおよびＦｅ’＋７．０７７／ｌの鉱泥
液を得、これに浮選剤として ケロシン　　　　　　　　　　　　・・・・・・４０　
ｆｉ／１す 起泡剤　　（商品名タカサス０ス　５）　　　・・・・
・・　１４９へを添加してコンディショニングを行なっ
たのち浮選した。

その結果得られた銀精鉱および尾鉱（鉛浮遇用の元鉱と
なる）の鉱量、成分および配分率を第８表に示す。

第８１！！！ すなわち銀の回収率は８４．５３％で良好である。

実施例４ 一次浮選（銀浮選）における尾鉱を元鉱としてＰＨ０，
９、Ｚｎ”　３０ｇ／ｌおよびＦｅ”　１５９／ｌに調
製した鉱泥液に セチルアミンアセテート　　　・・・・・・８４０　ｉ
／を起泡剤　（商品名タカサン０ス９５）　・・・・・
・２９９　Ｉｊ／ｌアラビアゴム＋でんぷん　　　・・
・・・・　９０　Ｅｌ／ｌを添加してコンディシヨニン
グを行ない、二次浮選（鉛浮選）を行なった。

得られた結果を鉛、鉄および亜鉛について第９表に示す
。

第９表 すなわち鉛の回収率は８７．６１１で良好である。

実施例５ 二次浸出残渣（付着水分３０％）を、工業用水を用いて
、２７６１／ｌの固形物を含む鉱泥液にしたのち、第２
図の本発明のフローシートに従って、浮選処理を行なっ
た。

銀精鉱回収のための一次浮選工程では、ｐＨ１以下捕収
剤として無極性の石油系炭化水素（ケロシン）４０！ｖ
ｔ、ジアルキルモノチオリン酸ンーダ（商品名工ロフロ
ー）　”３５０１　）　３００９／ｌおよびアルキルス
ルフオン酸ソーダ（商品名エロフロート÷８２５）１４
Ｖｔ、および起泡剤（商品名タカサフロス９５）３４Ｖ
ｔ、ならびに珪酸塩等の脈石分散・抑制剤としてアラビ
アゴム３　ｉｌｔおよび澱粉２　ｉｌｔを使用した。

コンディジ冒ニング時間１０分、粗選時間４０分、精選
時間１５分で精選を２回行ない、銀精鉱を回収した。

二次浮選処理として、この際の銀浮選尾鉱に、ドデシル
アミンアセテート２１０９／ｌ、セチルアミンアセテー
ト４ｏＩｉ／１１起泡剤６６７７／ｌ　、　７９ビアコ
ム３ｇ／ｌおよび澱粉２　ｇ／ｌを添加して、コンディ
ショニング時間１０分、粗選時間４０分、精選時間１５
分および精選回収２回の処理を行なった。

浮選結果を銀と鉛について調査した結果で第ｉｌ１表に
示す。

第１Ｏ表

【図面の簡単な説明】

第１図は、本発明の亜鉛浸出鉱滓を処理して二次浸出残
渣を得る工程を示すフローシート。 第２図は、本発明の二次浸出残渣を浮選処理して亜鉛−
銀精鉱および硫酸鉛精鉱を得る工程を示すフローシート
。 火　１　回

Claims (1)

1. 【特許請求の範囲】 １（１）亜鉛浸出鉱滓を７５°〜８５℃の硫酸溶液で５
   時間以上処理して遊離硫酸お〜６ＤｉＡ、および第２鉄
   イオン３５１１／ｌ以下の一次浸出鉱泥液を得る一次浸
   出工程と、 （２）　　この−次浸出鉱泥液を（資）℃以下の温度で
   固液分離を行ないスピゴットと分離液を得て、分離液を
   亜鉛回収系統に供する一次固液分離工程と、 （３）得られたスピゴットを匍°〜９８’Ｃの硫酸溶液
   で５時間以上処理して遊離硫酸１０１／ｊ以上および第
   ２鉄イオン３０　！ｉ／１１以下の二次浸出鉱泥液を得
   る二次浸出工程と、 （４）　　この二次浸出鉱泥液を固液分離して二次浸出
   残渣と分離液を得る二次固液分離、（５）　　この二次
   浸出残渣に水または重金属イオンを含む液を加えて、遊
   離硫酸５０１１／ｌ以下、亜鉛イオン３０１１／ｉｔ以
   下および第２鉄イオン１５１／ｌ以下の浮選用鉱泥液を
   得る浮選用リパルプ工程と、 （６）　　との鉱泥液に浮選剤として、′）石油系炭化
   水素およびｉノ）アルキル基またはアリール基を有する
   リン酸塩、スルフォン酸塩または硫酸塩またあるいは、
   これらのうちから選択された２種類以上の混合物の何れ
   が、ならびに）ｉハ必要によシ起泡剤および抑制剤を添
   加してコンディジ璽二ングを行なったのち、浮選処理を
   行ない、含亜鉛銀精鉱および尾鉱液を得る一次浮選工程
   と、 （力　との尾鉱液に浮選剤として１級アミンの化合物よ
   シなる陽イオン素捕収剤および必要により起泡剤および
   抑制剤を添加してコンディジ買二ングを行ない、硫酸鉛
   精鉱を得る二次浮選工程と、 よシなることを特徴とする亜鉛浸出鉱滓およびそれから
   の二次浸出残渣の処理方法。 ２　二次固液分離工程において、二次浸出鉱泥液の固液
   分離を沈降分離および濾過分離の２段で行なうことを特
   徴とする特許請求の範囲１記載の処理方法。 ３　二次固液分離工程における二次浸出鉱泥液からの分
   離液を一次浸出工程に返戻することを特徴とする特許請
   求の範８１記載の処理方法。 ４−次浮選工程において、石油系炭化水素とシテベンゼ
   ン、トルエン、キシレン、ｎ−ヘキサン、ガソリンおよ
   びケロシン等の炭素数６〜２０の炭化水素を用いること
   を特徴とする特許請求の範囲１記載の処理方法。 ５−次浮選工程におけるアルキル基またはアリール基を
   有するリン酸塩、スルフォン酸塩または硫酸塩が、炭素
   数２〜７のアルキル基を有するジアルキルモノチオリン
   酸ソーダ、ジアルキルジチオリン酸ソーダまたはジアル
   キルジチオスルフォン酸ンーダ、炭素数２〜７のアリー
   ル基を有するジアリールモノチオリン酸ソーダ、ジアリ
   ールジチオリン酸ソーダまたはジアリールジチオスルフ
   オン酸ソーダおよび炭素数１２〜２０のアルキル基を有
   するアル中ルスル７オン酸ンーダまたはアルキル硫酸ソ
   ーダの何れがであることを特徴とする特許請求の範Ｅｌ
   記載の処理方法。 ６　二次浮選工程における１級アミンの化合物が１級ア
   ミンの錯酸塩またはハロゲン化物であることを特徴とす
   る特許請求の範囲１記載の処理方法。 ７　二次浮選工程における１級アミンの化合物がドデシ
   ルアミンアセテート、ナト２デシルアミンアセテートお
   よびセチルアミンアセテートマたはドデシルアミンクロ
   ライド、テトラデシルアミンクロライドおよびセチルア
   ミンクロライドの何れがであることを特徴とする特許請
   求の範囲１記載の処理方法。