JPS5864327A - 硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法 - Google Patents
硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法Info
- Publication number
- JPS5864327A JPS5864327A JP56163738A JP16373881A JPS5864327A JP S5864327 A JPS5864327 A JP S5864327A JP 56163738 A JP56163738 A JP 56163738A JP 16373881 A JP16373881 A JP 16373881A JP S5864327 A JPS5864327 A JP S5864327A
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- JP
- Japan
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- zinc
- sulfuric acid
- roasting
- cadmium
- slag
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- 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
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。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
本発明は通常の湿式亜鉛製錬の際に生ずる浸出滓に硫ｍ
ｅ混化し、かつ硫化鉱（硫化亜鉛鉱または硫化鉄鉱）酸
化焙焼の廃ガスその他の熱を利用し、＃浸出滓中の亜鉛
・銅・カドミウム等の有価金属を回収する方法に関する
ものである。
ｅ混化し、かつ硫化鉱（硫化亜鉛鉱または硫化鉄鉱）酸
化焙焼の廃ガスその他の熱を利用し、＃浸出滓中の亜鉛
・銅・カドミウム等の有価金属を回収する方法に関する
ものである。
通常の湿式亜鉛製錬においては亜鉛精鉱′を焙焼Φ浸出
・浄液及び電解することによって、電気亜鉛を得ている
が、亜鉛精鉱を焙焼する際、亜鉛精鉱中の亜鉛・銅・カ
ドミウムは同じく亜鉛精鉱中に含有される鉄と結合し、
稀硫酸に離溶の亜鉄酸亜鉛、亜鉄酸鋼、亜鉄酸カドミウ
ムが生成する。
・浄液及び電解することによって、電気亜鉛を得ている
が、亜鉛精鉱を焙焼する際、亜鉛精鉱中の亜鉛・銅・カ
ドミウムは同じく亜鉛精鉱中に含有される鉄と結合し、
稀硫酸に離溶の亜鉄酸亜鉛、亜鉄酸鋼、亜鉄酸カドミウ
ムが生成する。
これらは次の浸出工程では稀硫酸によって浸出されずに
金・銀・鉛とともに浸出滓に移行する。従って、従来の
湿式亜鉛製錬における亜鉛精鉱よりの実収率は亜鉛８０
〜９０Ｌ鋼５０〜７０１％ カドミウム６０〜ｓｏｎ程
度にとどまり、湿式製錬法の大きな欠点の一つになって
いる。
金・銀・鉛とともに浸出滓に移行する。従って、従来の
湿式亜鉛製錬における亜鉛精鉱よりの実収率は亜鉛８０
〜９０Ｌ鋼５０〜７０１％ カドミウム６０〜ｓｏｎ程
度にとどまり、湿式製錬法の大きな欠点の一つになって
いる。
この浸出滓からこれらの有価金属を回収する方法として
は、フユーミング法・デルセル法・ウエルツ法・電気炉
法・硫酸化焙焼法・強酸浸出法等がある。しかしながら
、フユーミング法・デルセル法・ウエルツ法はいずれも
多量の燃料を用い、亜鉛を揮発させて酸化亜鉛として回
収するもので、鋼・カドミウムの実収率は比較的低く経
済的に有利でなく、電気炉法は所要電力コストが高く、
また＊ａｌ浸出法は溶出鉄の取扱いに問題がある。硫酸
化焙焼法は稀硫酸に難溶の金属化合物を、硫酸化に必要
な温度とガス条件とのもとで、焙焼して該金属化合物全
水溶性硫酸塩とする方法で、＊酸混加焙焼法と亜硫酸ガ
ス接触焙焼法に大別できる。
は、フユーミング法・デルセル法・ウエルツ法・電気炉
法・硫酸化焙焼法・強酸浸出法等がある。しかしながら
、フユーミング法・デルセル法・ウエルツ法はいずれも
多量の燃料を用い、亜鉛を揮発させて酸化亜鉛として回
収するもので、鋼・カドミウムの実収率は比較的低く経
済的に有利でなく、電気炉法は所要電力コストが高く、
また＊ａｌ浸出法は溶出鉄の取扱いに問題がある。硫酸
化焙焼法は稀硫酸に難溶の金属化合物を、硫酸化に必要
な温度とガス条件とのもとで、焙焼して該金属化合物全
水溶性硫酸塩とする方法で、＊酸混加焙焼法と亜硫酸ガ
ス接触焙焼法に大別できる。
従来の硫酸混加＠塊法は浸出滓に対して３〜４倍当−の
多菫の硫酸混加を必要とし、そのため焙焼時に大量のＳ
Ｏ１発生を招いて煙道等の腐食をもたらし、あるいは生
成した焼鉱の浸出段階において大量に溶出する鉄の処理
のため多駿のエネルギーを要するという欠点があり、ま
た亜硫酸ガス接触焙焼法は浸出滓を高温高濃度の亜硫酸
ガスと接触させるので大熱源全必要とし、しかも長い接
触時１ｉｆｅするという欠点があった。
多菫の硫酸混加を必要とし、そのため焙焼時に大量のＳ
Ｏ１発生を招いて煙道等の腐食をもたらし、あるいは生
成した焼鉱の浸出段階において大量に溶出する鉄の処理
のため多駿のエネルギーを要するという欠点があり、ま
た亜硫酸ガス接触焙焼法は浸出滓を高温高濃度の亜硫酸
ガスと接触させるので大熱源全必要とし、しかも長い接
触時１ｉｆｅするという欠点があった。
本発明は上記の従来の減酸混加焙焼法の改良に関するも
のである。すなわち１本発明者らは従来方法において考
えられていたよりもはるかに少菫の硫１１！を亜鉛浸出
滓に混加し、適当な温度条件で焙焼することにより、ｔ
Ｉｔ浸出滓中の鉄の溶出を最小限に抑えながら、亜鉛・
鋼・カドミウム等の有価金属を工業的有利に回収するこ
とができることを見出し、本発明に到達した。本発明の
要旨とするところは、稀億酸に難溶の亜鉛・銅−カドミ
ウム・鉄を含有する亜鉛浸出滓に該亜鉛・鋼のカドミウ
ムの全量に対し１〜１．１倍当量の硫酸を混加し、これ
ｔ−６０θ〜６５０’Ｃの範囲にて焙焼し、該亜鉛・鋼
・カドミウムを硫酸化するとともに該硫酸混加により生
成した［＊＃ｃを加熱分解して酸化物とすることｔ−特
徴とする硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回
収法、にある。
のである。すなわち１本発明者らは従来方法において考
えられていたよりもはるかに少菫の硫１１！を亜鉛浸出
滓に混加し、適当な温度条件で焙焼することにより、ｔ
Ｉｔ浸出滓中の鉄の溶出を最小限に抑えながら、亜鉛・
鋼・カドミウム等の有価金属を工業的有利に回収するこ
とができることを見出し、本発明に到達した。本発明の
要旨とするところは、稀億酸に難溶の亜鉛・銅−カドミ
ウム・鉄を含有する亜鉛浸出滓に該亜鉛・鋼のカドミウ
ムの全量に対し１〜１．１倍当量の硫酸を混加し、これ
ｔ−６０θ〜６５０’Ｃの範囲にて焙焼し、該亜鉛・鋼
・カドミウムを硫酸化するとともに該硫酸混加により生
成した［＊＃ｃを加熱分解して酸化物とすることｔ−特
徴とする硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回
収法、にある。
本発明は以上のように、亜鉛浸出滓中の亜鉛・銅・カド
ミウムの全量に対し１〜１．１倍当量の硫酸を均一に混
加する硫酸混加工程と該硫酸混加亜鉛浸出滓を６００〜
６５０’Ｃの範囲にて焙焼する焙焼工程との組合せより
なるものである。この焙焼温度が６００６Ｃ未満では亜
鉛が十分水溶化せず、また６５０°Ｃ１に越えると、鉄
だけでなく亜鉛をも不浴化させるので、いずれも不適で
ある。焙焼時間は２時間以上が好適である。
ミウムの全量に対し１〜１．１倍当量の硫酸を均一に混
加する硫酸混加工程と該硫酸混加亜鉛浸出滓を６００〜
６５０’Ｃの範囲にて焙焼する焙焼工程との組合せより
なるものである。この焙焼温度が６００６Ｃ未満では亜
鉛が十分水溶化せず、また６５０°Ｃ１に越えると、鉄
だけでなく亜鉛をも不浴化させるので、いずれも不適で
ある。焙焼時間は２時間以上が好適である。
本発明の焙焼工程における６００〜６５０’Ｃの温度は
゛、亜鉛精鉱もしくは硫化鉄鉱の酸化焙焼にょつて発生
する高−の亜硫酸ガス、もしく４直油・天然ガス・石炭
等の燃料あるいは可燃性物質會熱啄として得た高温気体
あるいは廃ガス、もしくは電熱による輻射熱もしくは高
温気体あるいは廃ガスの熱の利用によって確保される。
゛、亜鉛精鉱もしくは硫化鉄鉱の酸化焙焼にょつて発生
する高−の亜硫酸ガス、もしく４直油・天然ガス・石炭
等の燃料あるいは可燃性物質會熱啄として得た高温気体
あるいは廃ガス、もしくは電熱による輻射熱もしくは高
温気体あるいは廃ガスの熱の利用によって確保される。
本発明方法は硫化鉱（硫化亜鉛鉱または硫化鉄鉱）酸化
焙焼炉の廃ガスをロータ、リキルン等に導入して該ロー
タリキルン等に装入の硫酸混加浸出滓の焙焼を行うこと
もでき、また煙道中に硫酸混加浸出滓を装入してもでき
るが、実際に行う方法の一例として、礪械攪拌式多段炉
（１０段）を使用し、下６段で硫化鉱（硫化亜鉛鉱また
は硫化鉄鉱）の酸化焙焼を行い１発生亜硫酸ガスは各段
ｔ−辿って最上段（１段目）より排出されて硫酸工場に
送られるが、硫酸混加亜鉛浸出滓は１段目に装入されて
、２段、３段、４段と移動しながら加熱され硫酸化が進
行し、４段目より炉外に排出されて謔酸化鉱となる。
焙焼炉の廃ガスをロータ、リキルン等に導入して該ロー
タリキルン等に装入の硫酸混加浸出滓の焙焼を行うこと
もでき、また煙道中に硫酸混加浸出滓を装入してもでき
るが、実際に行う方法の一例として、礪械攪拌式多段炉
（１０段）を使用し、下６段で硫化鉱（硫化亜鉛鉱また
は硫化鉄鉱）の酸化焙焼を行い１発生亜硫酸ガスは各段
ｔ−辿って最上段（１段目）より排出されて硫酸工場に
送られるが、硫酸混加亜鉛浸出滓は１段目に装入されて
、２段、３段、４段と移動しながら加熱され硫酸化が進
行し、４段目より炉外に排出されて謔酸化鉱となる。
不発明の上記構成による効果は次の通りである。
１１１ ｔ！！Ｉ焼工程の熱源として、上記硫化鉱の
酸化焙焼の廃ガスを利用することかでまるので、その場
合は燃料は一切不要である。
酸化焙焼の廃ガスを利用することかでまるので、その場
合は燃料は一切不要である。
＋２１ ６１１！ｌの混加量が従来法におけるより著し
く低減されるので、焙焼時に発生するＳＯ，量は少なく
、煙道−コットレル等の腐食が少ない。
く低減されるので、焙焼時に発生するＳＯ，量は少なく
、煙道−コットレル等の腐食が少ない。
（３） 焙焼工程からのガスＦｉ硫酸工程に送られる
ので排煙脱硫設備を必要としない。
ので排煙脱硫設備を必要としない。
（４） 焙焼工程では、硫酸混加および加熱によって
生成された硫酸鉄Ｆｅｚ（８０４）１の分解温度が亜鉛
拳鋼・カドミウムの硫酸塩より低いことを利用し、さら
に加熱してＦｅｗ（ＳＯａ）ｓのみを熱分解し、亜鉛・
銅−カドミウムの４ｉＩｔｅＲ塩はそのまま残すので、
！ＩＩ！鉛・銅・カドミウムの硫酸化率はきわめて高い
。
生成された硫酸鉄Ｆｅｚ（８０４）１の分解温度が亜鉛
拳鋼・カドミウムの硫酸塩より低いことを利用し、さら
に加熱してＦｅｗ（ＳＯａ）ｓのみを熱分解し、亜鉛・
銅−カドミウムの４ｉＩｔｅＲ塩はそのまま残すので、
！ＩＩ！鉛・銅・カドミウムの硫酸化率はきわめて高い
。
１５１ ｍ黄源および熱源として硫化鉄鋼等を加える
必要がないので硫酸混加浸出滓中の金・銀□の品位が上
がり、これらの実収入が向上する。
必要がないので硫酸混加浸出滓中の金・銀□の品位が上
がり、これらの実収入が向上する。
１６） 従来のフユーミング法・ウェルッ法・デルセ
ル法・電気炉法と比較する場合、コークス・石炭等の瀘
元剤を必要とせ゛ず、あるいは電力ｔ多音に消費せずに
、通常の湿式製錬法で回収する場合のａｒＩＮ塩溶液と
することができるので経済的ＶＣ有−利である。
ル法・電気炉法と比較する場合、コークス・石炭等の瀘
元剤を必要とせ゛ず、あるいは電力ｔ多音に消費せずに
、通常の湿式製錬法で回収する場合のａｒＩＮ塩溶液と
することができるので経済的ＶＣ有−利である。
本発明は、以上のごとく、通常の湿式製錬の際に生ずる
亜鉛・鋼・カドミウム含有の亜鉛浸出滓より、濾酸混カ
ロ曾の着しい低減のもとで誦い硫酸化率（硫酸化率＝水
溶性Ｍ（９ｉｉｌ／全Ｍ嘴但し、Ｍ；当該元素）にてｒ
ＪＩ＝鉛争鋼・カドミウムの回収を目」能ならしめる硫
酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法を提供
するもので、その工業的価値は大きい。
亜鉛・鋼・カドミウム含有の亜鉛浸出滓より、濾酸混カ
ロ曾の着しい低減のもとで誦い硫酸化率（硫酸化率＝水
溶性Ｍ（９ｉｉｌ／全Ｍ嘴但し、Ｍ；当該元素）にてｒ
ＪＩ＝鉛争鋼・カドミウムの回収を目」能ならしめる硫
酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法を提供
するもので、その工業的価値は大きい。
次に、本発明を実施例によりさらに具体的に説明するが
１本発明は七〇賛旨を越えない限り、以上の実施例によ
って限定されるものではないっ実施ｆｌＪ １ 小型抵抗発熱炉を用い空気雰囲気で弦鉛浸出滓５０ｆＰ
の硫酸化焙焼を行った。
１本発明は七〇賛旨を越えない限り、以上の実施例によ
って限定されるものではないっ実施ｆｌＪ １ 小型抵抗発熱炉を用い空気雰囲気で弦鉛浸出滓５０ｆＰ
の硫酸化焙焼を行った。
亜鉛浸出滓品位
Ｚｎ Ｆｅ Ｃｕ Ｃｄ２１．２チ
２７．０係 ０．５６チ ０．２１８％＋ ！！！焼条件 ６３０ ２０’ＣＸ ２時間このｌ１
Ｉｉ来侍られたｍ酸化焼鉱を次に示す。
２７．０係 ０．５６チ ０．２１８％＋ ！！！焼条件 ６３０ ２０’ＣＸ ２時間このｌ１
Ｉｉ来侍られたｍ酸化焼鉱を次に示す。
全亜鉛 水溶性亜鉛 硫酸化率１８．０
％ １６．４囁 ９１．０係全
鋼 水溶性鋼 硫酸化率０．４８−
〇、３８係 ７９．２％全カドミウム
水浴性カドミウム 硫酸化率０．１８７１
０．１５４ 優８２．４１全 鉄 水浴性鉄
硫酸化率２２．７係 ０．３０係
１．３２％′４１癩例２ 内径５．５ｍの１０段へレショ７式多段ｆｔ柑い、上４
段を硫１１混加浸出滓の億酸化焙焼用とし、下６段を亜
鉛精鉱のｔｌ！焼用として亜ｉｅＩ浸出滓２ｏｐηの硫
酸化焙焼を行った。
％ １６．４囁 ９１．０係全
鋼 水溶性鋼 硫酸化率０．４８−
〇、３８係 ７９．２％全カドミウム
水浴性カドミウム 硫酸化率０．１８７１
０．１５４ 優８２．４１全 鉄 水浴性鉄
硫酸化率２２．７係 ０．３０係
１．３２％′４１癩例２ 内径５．５ｍの１０段へレショ７式多段ｆｔ柑い、上４
段を硫１１混加浸出滓の億酸化焙焼用とし、下６段を亜
鉛精鉱のｔｌ！焼用として亜ｉｅＩ浸出滓２ｏｐηの硫
酸化焙焼を行った。
亜鉛浸出滓品位
Ｚｎ Ｆｅ Ｃｕ Ｃｄ２２．０
優２７．９９ＩＯ，４３優０．２３６ ＊硫酸化焙焼段
の温度 ６００〜６５０’Ｃ硫酸混加＠ Ｈ
，Ｓｏ、 ３４０ｋｉｌＴ＆出ｒ４この結果得られた
硫酸化焼鉱は次のようなものである。
優２７．９９ＩＯ，４３優０．２３６ ＊硫酸化焙焼段
の温度 ６００〜６５０’Ｃ硫酸混加＠ Ｈ
，Ｓｏ、 ３４０ｋｉｌＴ＆出ｒ４この結果得られた
硫酸化焼鉱は次のようなものである。
全亜鉛 水溶性亜鉛 硫酸化率１８．２１
１５．１％ ８２．９１全 綱 水
溶性鋼 硫酸化率０．３５９６ ０．１８％
５１．４優全カドミウム 水溶性カドミ
ウム 硫酸化率０．１９％ ０．１５．ｌ
８０．５優全 鉄 水溶性鉄 硫
酸化率２２．５優 ０．６８優 ３．０２
％へレショフ装置酸化焙焼の各段の亜鉛の硫酸化の進行
状況および硫酸鉄゛分解の進行状況は次の如くであった
。
１５．１％ ８２．９１全 綱 水
溶性鋼 硫酸化率０．３５９６ ０．１８％
５１．４優全カドミウム 水溶性カドミ
ウム 硫酸化率０．１９％ ０．１５．ｌ
８０．５優全 鉄 水溶性鉄 硫
酸化率２２．５優 ０．６８優 ３．０２
％へレショフ装置酸化焙焼の各段の亜鉛の硫酸化の進行
状況および硫酸鉄゛分解の進行状況は次の如くであった
。
以上の結果によるとＺｎ ５７ ％、 Ｃｕ Ｏ，３
２＊。
２＊。
ＣｄＯ，２９チ、Ｆｅ６．２−の亜鉛精鉱を通常の湿式
法で処理した場合、亜鉛精鉱よりの実収率はＺｎ９２％
、Ｃｕ６５慢、Ｃｄ７９％であったものが浸出滓を硫酸
化焙焼することにより、総合実収率はＺｎ、 Ｃｄは９
５チ以上、Ｃｕは８０チ以上となり更に硫酸化焼鉱浸出
滓中にＡｕ、Ａｇが濃縮され。
法で処理した場合、亜鉛精鉱よりの実収率はＺｎ９２％
、Ｃｕ６５慢、Ｃｄ７９％であったものが浸出滓を硫酸
化焙焼することにより、総合実収率はＺｎ、 Ｃｄは９
５チ以上、Ｃｕは８０チ以上となり更に硫酸化焼鉱浸出
滓中にＡｕ、Ａｇが濃縮され。
後のＡｕ、Ａｇ回収工程の実収率も向上する。
特許出願人 細倉鉱業株式会社
Claims (1)
- ＋１） 稀硫酸に離解の亜鉛・綱・カドミウム・鉄を
含有する亜鉛浸出滓に該亜鉛・鋼・カドミウムの全駿に
対し１−１．１倍当蓋の硫酸を混加し、これを６００〜
６５０’Ｃの範囲にて焙焼し、該亜鉛・綱・カドミウム
ｔ−硫酸化するとともにＭ硫ｉ！２混加により生成した
硫酸鉄を加熱分解して酸化物とすることを特徴とする硫
酸混加＠焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP56163738A JPS5864327A (ja) | 1981-10-14 | 1981-10-14 | 硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP56163738A JPS5864327A (ja) | 1981-10-14 | 1981-10-14 | 硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5864327A true JPS5864327A (ja) | 1983-04-16 |
Family
ID=15779730
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP56163738A Pending JPS5864327A (ja) | 1981-10-14 | 1981-10-14 | 硫酸混加焙焼による亜鉛浸出滓中の有価金属回収法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS5864327A (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6455018B1 (en) * | 1993-05-12 | 2002-09-24 | Rhone-Poulenc Chimie | Recovery of precious metal and other values from spent compositions/materials |
| CN109022759A (zh) * | 2017-06-12 | 2018-12-18 | 北京有色金属研究总院 | 一种回收锌氧压浸出渣中锌和铁的方法 |
| CN110257633A (zh) * | 2019-06-25 | 2019-09-20 | 西部矿业股份有限公司 | 一种可同时处理湿法锌冶炼铜镉渣、镍钴渣以制备海绵铜、海绵镉的方法 |
-
1981
- 1981-10-14 JP JP56163738A patent/JPS5864327A/ja active Pending
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6455018B1 (en) * | 1993-05-12 | 2002-09-24 | Rhone-Poulenc Chimie | Recovery of precious metal and other values from spent compositions/materials |
| CN109022759A (zh) * | 2017-06-12 | 2018-12-18 | 北京有色金属研究总院 | 一种回收锌氧压浸出渣中锌和铁的方法 |
| CN109022759B (zh) * | 2017-06-12 | 2019-10-01 | 北京有色金属研究总院 | 一种回收锌氧压浸出渣中锌和铁的方法 |
| CN110257633A (zh) * | 2019-06-25 | 2019-09-20 | 西部矿业股份有限公司 | 一种可同时处理湿法锌冶炼铜镉渣、镍钴渣以制备海绵铜、海绵镉的方法 |
| CN110257633B (zh) * | 2019-06-25 | 2021-04-09 | 西部矿业股份有限公司 | 一种同时处理湿法锌冶炼铜镉渣、镍钴渣以制备海绵铜、海绵镉的方法 |
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