JPS59110739A - 複合硫化物鉱石精鉱の処理方法 - Google Patents

複合硫化物鉱石精鉱の処理方法

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JPS59110739A
JPS59110739A JP58215875A JP21587583A JPS59110739A JP S59110739 A JPS59110739 A JP S59110739A JP 58215875 A JP58215875 A JP 58215875A JP 21587583 A JP21587583 A JP 21587583A JP S59110739 A JPS59110739 A JP S59110739A
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concentrate
zinc
copper
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ト−マス・コンラツド・ミヨ−エン
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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】 本発明は船および(tたけ)金、並びに銅、ニッケル、
コバルト、亜鉛、ウラン、モリブデン、鉄およヒ銀の少
くとも一つの元素を含有する多金属硫化物精鉱の金属含
量を選択的W回収する方法KMする。
銀よりももっと高価な金属が全以外に包含される。
本発明によって効果的〈処理できる鉱石精鉱は、複合硫
化物鉱石を処理または選鉱して純IR精鉱、亜鉛精鉱、
鉛精鉱および(または)硫化鉄鉱精鉱、あるいはまた光
種のいわゆるバルク精鉱を得るときに生ずる種類の多金
属残留精鉱または硫化鉄鉱であることができる。バルク
精鉱の普通の特徴は非鉄金属含量が非常に低く、例えば
jチまたはそれ未満であることができることであり、そ
れは殊にスペインの硫化鉄鉱および残留精鉱の場合であ
る。バルク精鉱の鉛含量はしばしば低いが、しかし銅お
よび(または)亜鉛含量はかなり高い。
本発明による方法を実施するときに、例えば精鉱中に存
在する鉛、銅、亜鉛、銀および金のtK関して臨界的上
限はないけれども、鉛含量は実用的な理由から約201
bK制限される。しかしながら、精鉱のこの鉛含量は必
要なときには超えることができる。精鉱に鉛のあまり多
くない物質、例えば不活性物質またはより少量の鉛を含
有する精鉱1を混合することにより工程の第1段階に入
る装入物が多くて約20チの鉛を含有するように鉛合計
を下げることができる。
さらに上記種類の精鉱はしばしばヒ素、アンチモン、ビ
スマスおよび水銀のような元素で汚染されている。これ
らの元素は従来の融解工程に存在すると技術および環境
的性質の問題を引き起こす。
現在、上記種類の精鉱を直接有用金属製品に処理するこ
とができる魅力的な方法はない。
バルク精鉱をさらに選鉱することが通例であるが、しか
し、この点で、鉛を含まない銅精鉱および(または)亜
鉛精鉱を得ることは事実上不可能である。従って、これ
らの精鉱を扱う銅および亜鉛融解炉は技術および環境の
両方の問題に遭遇し、同時に有用な精鉱の鉛含量がしば
しば損失になる。
存在する有用な銅、亜鉛および錨の一部もまたパルク精
鉱を選択的に分割するときにしばしば失われる。
バルク精鉱の鉛含量をF eCt 3のような酸化性浸
出剤を用いて選択的に浸出し、それによって鉛含量の回
収を可能にし同時に残留バルク精鉱をさらに選鉱する条
件を改良することが提案された。しかし知る限りでは、
これらの提案は成功した技術的方法を生み出さなかった
。そのような方法の不利益は多量の精鉱を浸出しなけれ
ばならないこと、および浸出中に亜鉛が溶液中へ移行す
るの全防ぐことが困難なことである。用いる浸出液はそ
れを再使用できる前に酸化しなければならない。
FeCl3および(または) CuCtgを含む酸化性
塩化物溶液による硫化物鉱石の浸出はlり世紀の始めに
すでに示唆された。このような提案に従う試験がlり乙
O年代および/970年代に世界の種々の地域で行なわ
れた。純銅精鉱および鉛精鉱、並びに鋼、亜鉛および鉛
を含有するバルク精鉱?浸出することもまた提案された
提案された硫化物浸出法は、とりわけ次に挙げることが
できる不利益に煩わされるニ ー 生ずる浸出終液が極めて複雑になり、中に含有され
る種々の金属を分離することが困瞭であり、鉛、銅、亜
鉛および銀が溶液中に移行する。
−精鉱の鉄含量が浸出され、従ってジャロサイト、ケ9
−タイトまたは鉄−水酸化物として沈殿させねばならず
、桑品の添加を要し、投棄問題を生ずる。
−浸出工程の後に鉄塩化物がFeCl2として存在し、
また使用すれば銅塩化物がCuC1として存在する。こ
れらは、それを浸出工程に再使用するためKそれぞれF
eCl3およびCuC72に酸化しなければならない。
−精鉱中に存在する銅および亜鉛は塩化物の形態で出現
する。これらはよく確立された還元法(電気分解)の使
用を可能にするため硫酸塩に転化しなければならない。
−その方法は水#/ヒ素、アンチモンおよびビスマスの
ような不純物を含有する精鉱に関連した適用には適当で
はなく、また貴会M4に含有する精鉱に関しても適当・
ではない。
従って、厳密な努力にも拘らず、当該種類の複合硫化物
物質、例えば鉛、銅および亜鉛を含有するバルク精鉱、
K対する従来の融解法を置換できる方法は開発されなか
った。上記のようにどちらも現在生産性、収率および環
境に置かれる要求に関して十分魅力的な乾式や合法では
ない。
lり世紀以来、硫化鉄鉱または銅、亜鉛および鉛It%
以下の瞳で含有する精鉱は、まずこの物質をばい焼し、
次いでいわゆる/母イライトクンダーを塩素化ぽい焼工
程Kかけることにより大工業規模で処理されてきた。こ
の方法で銅、亜鉛および鉛含量を浸出することができ、
その後生じた鉄酸化物がll!!鉱炉で粗鉄を製造する
原料として使用されてきた。しかし浸出溶液を濃縮する
手順およびl金属を池から分離する手順は取扱いの観点
から複雑でありまた非衛生的である。従ってその方法は
全体として費用がかかりまた環境に有害である。従って
そのような方法を意図した工場および設備は次々に閉鎖
されてしまった。
本発明による方法は前記の従来知られた方法で捨遇した
不利および困難のすべてを排除し、そして本発明の目的
は複雑な鉛含有硫化物精鉱を、その金属含量を選択的に
回収するために処理する技術的および環境的に魅力のあ
る方法を与えることである。
この目的のために本方法は特許請求の範囲に示した工程
段階の組合せに特徴がある。
従って、複合精鉱はばい焼、硫酸化、水浸出または硫酸
浸出(浸出段1@I)および塩化物浸出(浸出段階…)
を結合した多段階法で処理される。
この点で、意外にも精鉱の鉛合計が浸出段階1の直前ま
で物質中に定社的に残留すること、およびそのようにす
ることで他の先行工程段階を混乱させることが認められ
ない・ことが艶出された。従って、先行段@において回
収される他の金属の収率が鉛および(または)貴金属含
量の存在により負に影響されることが何ら認められず、
従って、先行工程段階において回収される金mを極めて
高い収率で回収できることが認められた。これは浸出段
階■後に得られる浸出残留物が、それぞれ高品質の飴原
料および貴金属原料として考えられ、処理されることが
できることを意味する。さらに、ヒ素、アンチモン、ビ
スマス、水銀および硫黄のような不純物の排除が、精鉱
の他の金属含量からの相互作用なしにばい焼および硫酸
化段階の間に起こることができることが見出された。精
鉱が高入力の鉛および(または)貴金属含量分有すると
き、浸出段階!で得られる浸出残留物から鉛および(ま
たは)貴金属を、好ましくは浸出段階■の代りに乾式や
合法で、融解および還元により分離し回収することがで
きる。
次ぎに図面を参照して本方法をより詳細に説明する。図
面は本発明による方法の好ましい実施態様を例示するブ
ロック略図である。
鉱石選鉱工程後の、しばしば非常圧細かい複合精鉱は、
例えば発明者らの先の特許明細書US−A第31jl、
、!iOt号に記載したばい焼段階■に精鉱を装入する
前に、精鉱のミクロペレット化またはローリングを意図
する装置1中で有利に凝集させ、それにより最大可能な
程度にダストの同伴を避けることができる。ばい焼工程
は磁鉄鉱を生ずる工程であり、流動床法により効果的に
行なわれる。当該精鉱にもまた適用できる適当なばい焼
工程の例として本発明者らの先の特許明a書LIS−A
第3.3ざis、113号、およびDE−8第2.θO
θ、θgタ0.2号に記載された方法を挙げることがで
きる◇ ばい焼工程は磁鉄鉱生成工程、すなわち空気不足で行な
われる工程であるので、精鉱中に含有される鉄の大部分
が磁鉄鉱5Fe304 、に転化され、容易に浸出され
ず、かつ容易に分離しない鋪および亜鉛とのフェライト
の形成が避けられると同時にヒ素、アンチモン、ビスマ
スおよび水銀のような不純物をかなりの程度蒸発できる
という利点が得られる。しかしながら、硫黄含量は酸化
されて二酸化硫黄として蒸発し、同時に450〜700
0℃の範囲の比較的高いばい焼温度を用いたときでも装
入物の焼結であるので鉛の蒸発が回避される。
この点で、ばい焼工程はばい焼物質中の硫化物硫黄の残
留含量が多くてもl!チであるように行なわれるが、し
かし約jqkの残留含量を選ぶことが好ましい。
ばい焼炉ガスの内容物、主にヒ素および水銀、はガス洗
浄系3中で公知方法を用いて除去される。
適当なガス洗浄・工程は、例えば本発明者らの先の特許
明細書US−A第3.12り、301号および第11、
/3f、23/号に記載されている。
次いでシンダーは硫酸化段階4に移され、そこでこのシ
ンダーは硫黄生成物−例えばSO2,303、硫酸また
は硫化物−を銅、亜鉛、鉛および精鉱に含有される可能
性のある銀が硫酸塩またはオキシサルフエー)K転化さ
れるような量で前記シンダーに添加して、酸化性環境に
おいて硫酸化される。硫化物硫黄の硫酸化および酸化工
程中の温度は鉄が容易に浸出されない赤鉄鉱、Fe2O
3,4C転化されるが、存在する銅、亜鉛および存在の
可能性のある銀が浸出容易な硫酸塩またはオキシサルフ
ェートに転化されるようKA 00ないしlOθo’e
tc設定される。鉛合計もまた硫酸塩形態に転化される
が、しかし浸出が極めて困難であるのでこの硫酸鉛は形
成される他の硫酸塩とは異なる。ばい焼段階2からの残
留水銀は硫酸化段階中に事実上定置的に排出される。
適当な硫酸化条件は、例えば本発明者らの先の特許明細
書CA−^第19.2.’AVj号およびUS−A第≠
、Ol、9.θ≠/号に記載されている。
使用される硫酸化剤は浸出液の金属含量を所望程度に回
収した後の、段M5から得られる浸出液であることがで
きるが、しかし気体硫酸化剤、例えば三酸化硫黄、二酸
化硫黄−空気混合物またはそれらの混合物を使用するこ
とが好ましい。そのような硫酸化ガス混合物の一つは硫
酸を系に供給することにより生成させることができ、そ
の酸は硫酸化反応装置に導入すると蒸発し高温空気と混
合される。
硫酸化された物質は次いで浸出段階1の段l@5に移さ
れ、その中で前記物質は水または弱硫酸水溶液で浸出さ
れる。この点で、この物質は複数の部分段階中で1浸出
溶液中の硫酸含ffi’t−漸増して浸出され、この酸
濃度の漸増はまた連続向流浸出法を用いることにより得
ることもできる。浸出工程中に銅、亜鉛および金属は池
の浸出容易な硫酸塩またはオキシサルフェートから浸出
される。鉛および少くとも実質上すべての鉄含量は浸出
残留物中に残留する。処理される精鉱の種類により、ま
た普通のばい焼および硫酸化条件により、銀の大部分は
この段階において、または第2浸出段階10における浸
出段階Iにおいて浸出することができる。浸出残留物は
濾過系6において複合硫酸塩溶液から分離される。
前記硫酸化された生成物から浸出され、生じた複合硫酸
#1溶液中に含有される金属は分離段階7において、例
えば沈殿、セメンチージョンおよび(または)液体抽出
のような適当な方法を用いることにより前記溶液から回
収される。使用する沈殿剤は硫黄含有薬剤、例えば硫化
水素、硫化ナトリウムのような硫化物、あるいは銅、亜
鉛硫化物または硫化物亜鉛精鉱の析出に適する薬剤であ
ることができる。セメンチージョンによりこ−ではより
電気陰性である金属上の金属の析出、例えば亜鉛粉末に
よる銅のセメンチージョン、を意味し、この場合に銅、
亜鉛および銀を互いに分離することができる。次いで個
々の金属を公知の方法で、段階8においてそれぞれ銅−
硫酸塩溶液または亜鉛−硫酸塩溶液の電気分解により、
あるいは融解炉中でセメント銀またはセメント銀を濃縮
することにより回収することができる。
上記のように、前記工程において金属を減少させた硫酸
塩溶液はライン9全通して浸出溶液として、また場合に
より硫酸化剤として再使用のために循環される。有利に
は過剰の硫酸塩溶液をばい焼段階に循環し、そこで灰化
し同時に硫酸塩含量を分離して二酸化硫黄を形成し、そ
れは発生したばい焼炉ガスと一緒に精製され、ついで硫
酸の製造に向けられる。
浸出溶液の金属含最の回収に用いる方法は液体中に存在
する金属およびそれらが存在する量による。例えば、精
鉱が銅ペースであるときにはセメンチージョンされる第
7の金属は銅粉を用いる銀が適当であり、その後晶出%
VVX%すなわち液状イオン交換、により、あるいは若
干の沈殿法により亜鉛が銅から分離される。残存する純
銅−硫酸塩溶液は最後に鉛陽極で電気分解され、その結
果銅金属と硫酸が形成される。この硫酸の若干は前記の
ように浸出段階および硫酸化段階に使用できるが、残部
はばい焼段階に戻すときには溶液中の他の硫酸塩の形態
で分離される。
精鉱が亜鉛ペースであればまず亜鉛粉を用いて銀をセメ
ンチージョンするのが適当であり、その復調をvvxま
たは亜鉛粉でセメンチージョンすることにより分離する
。残留純亜鉛−硫酸塩溶液は鉛陽極を用いて電気分解さ
れ、その結果亜鉛金属と硫酸が形成される。硫酸は上記
のように銅ベース精鉱の処理のときに利用される。
精鉱の鉄、鉛および全含量は、銀が第1浸出段階5で除
去されなければ銀とともに第1段階5からの浸出残留物
中に見出される。
残留物は次いで第2浸出段階10において、ジャロサイ
ト型の鉄廃物質または湿式や金亜鉛処理から得られる池
の残留物質を濃縮するためノルウェー特許明細書No 
87♂/1it70  号に記載されているように濃度
、温度および低声に関して精確に確立された条件の下で
塩化カルシウムの溶液を用いて浸出される。この場合に
、鉛および残留する銀は少くともりjチの収率で浸出さ
れ、鉄および金は未溶解で残る。塩化鉛は生じた塩化物
溶液から公知方法、例えば冷却および晶出により回収す
ることができる。水酸化鉛または炭酸鉛は石灰またはア
ルカリをもとの塩化物酢液に、または溶解した晶出塩化
鉛に添加することにより沈殿させることができる。水酸
化鉛および炭酸鉛はか焼および次の還元により鉛金属に
転化することができる。
塩化鉛から分離される鉛金属は水溶液中または溶融塩浴
中の電気分解により、例えばwogo700♂j、2で
公表された本発明者らの先のPCT出願、PCT/SE
7り100/タタに記載された方法により水素ガスによ
る還元によって製造することができ、あるいは塩化鉛は
また硫酸鉛に転化することができ、それは融解炉に利用
できる電気炉中で、またはいわゆるカルドー炉中で鉛金
属に転化できる。
塩化ナトリウムまたは他の塩化アルカリあるいはカルシ
ウム以外のアルカリ土類金属の塩化物を塩化カルシウム
の代りに第2浸出段階に使用できる。
精鉱中に金が存在し、そゎから回収されるならば、塩化
カルシウムで浸出する開m素ガスを噴射すベキである。
約27チの全収率を得ることができる。
従って本発明による方法はまた非常に複雑でかつ汚染さ
れた鉛含有精鉱を処理し、高い鉛収率を与えることがで
きる。同時に高い収率を銅、亜鉛、金、銀、水銀、ヒ素
、アンチモンおよびビスマスのような副次生成物または
汚染物質について得ることができる。鉛は浸出操作によ
り主に塩化鉛として回収される。この浸出操作中、浸出
をうける物質は、精鉱中に含有されたヒ素、アンチモン
、ビスマスおよび水銀に加えて硫黄、銅および亜鉛がす
でに精鉱から回収されているために看的に非常に減少し
ている。浸出剤は浸出される物質中に金が存在するとき
を除き酸化剤である必要がなく、それが浸出剤の再生お
よび再使用を容易にする。
塩化物浸出工程から生ずる鉄酸化物は投棄されるかまた
は粒鉄の製造に使用される。
上記のように1鉛および(または)貴金属を回収するた
めの第、2浸出段階における塩化物酢液による物質の浸
出を、ある場合には浸出段階1からの浸出残留物を乾式
や金で濃縮する方法により有利に置換することができる
。これは主に浸出残留物が比較的多量の鉛および(また
は)貴金属を含有するときに利益があろう。浸出残留物
を飴原料として処理するかまたは負金属原料として処理
するかは浸出残留物中に存在する鉛のむによる。浸出残
留物が飴原料であZ〉と考えられるときKは、残留物は
公知方法により、if+製造設備において、例えばカル
ドー転炉または電気融解炉中で残留物を融解することに
より他の飴原料とともに処理され、貴金属を含有する鉛
塊(bullion )が得られる。残留物の貴金属含
量が主要な関心事であれば、浸出残留物は融解物質とし
て銅融解炉に移される。
従って、本発明による上記工程段階により、これまで鉛
製造設備で処理できなかった原鉱石精鉱が、前記種類の
鉛融解炉に現在線せられる技術的、経済的および環境的
要件を満たす飴原料に転化された。
浸出残留物の鉛および貴金属含量が残留物の鉄含量に関
して比較的低く不利であるとき罠は、鉱物選鉱工程によ
り、鉛融解炉において最後に言及した形態の鉄酸化物、
磁鉄鉱および赤鉄鉱、を濃縮する前に浸出残留物の鉄含
量を鉛および貴金属含量から分離することが可能である
実施例 主分析値が表IIIに示される被合硫化物精鉱を凝集形
態で流動床炉中goθ℃の温度で、♂6q!Iの化学量
論の空気不足に相当する精鉱にg当り空気/、≠311
L  を供給しながらばい焼した。ばい焼した物質の主
分析値は表III  に示される。
このシンダーを流動床設計の硫酸化反応装置に移した。
このシンダーを反応装置中に4を時間保持した。この期
間中濃硫酸を加熱導管を通して反応装置の風箱に送り、
そこで硫酸を蒸発させ200℃の温度に加熱した空気と
混合し、その後ガス混合物を反応装置中の流動化ガスと
して用いた。床は1.70℃の温度に保った。空気は/
 3 m3/時の量で、硫酸は、2.Agkp/時の量
で添加した。ガス流の速度は0..27m/秒(NTP
)であった。
硫酸化した物質の分析値は表111に示される。
次いで硫酸化した物質を≠段階で浸出した。初めの3段
階に用いた浸出液は希硫酸であり、浸出工程を下記の表
iに従って行なった。
表     ! 浸出段階  H2SO,濃度 温 度 浸出時間チ  
  ℃    時間 /        j    10   0.j、! 
     10   9J’    0.jj;3  
     jj    93   0.j各浸出段階に
おいて、浸出される流入物質ゆ当り浸出溶液21および
洗浄液約、21を用いた。
第3段階で浸出された物質はさらに次の段階でCaC4
2,2,tモル/lを含有する酸水溶液で塩素ガスを添
加して浸出した。
それぞれの浸出段階後の累積収率として算出した浸出収
率は下記の表Hに示される。
表 l 浸出段階      収 率、チ Fe   Cu   Zn    Pb   Ag  
  Au/、2.タ gと0 ざまタ  Ot、t、2
+3  10.1. 97.0  タ31g010 .
23..24t/l、、3  タフt タ4A3  タ
フ、44  ざA、/  タZt浸出段階tにおいて得
られ、主に鉄酸化物を含む浸出残留物は下記の表III
 K示す分析値を有した。
表    III 流入および流出物質の分析値 (それぞれ型針チおよび9/を金倉) Fe  (@21Aタ   3/、3    /’?、
7    j/、jCu(%)     /3./  
  /&タ   /i0     /、、2Zn(%)
     10.タ   /3.3    9.1. 
     /、7Pb(%)     、2.3   
3.lA    、2..2   0./IS (支)
)    3/、7    よ7  10.3   0
.0As(#     27   、Z7    、Z
7   0.’l/sb  (1)    0.1. 
  0.弘/   0.4tl、   0.71゜Hg
(1//l)  III      !、タ    o
、oz    o、。
Ag(Vt)  310  7!0  330  .2
30Au(、!i’/l)   10    //  
   1./    0.1゜5i02(%)    
よ0   よ≠   lA/    一実施例に示した
種類の、しかし、ばい焼工程に関して空気不足量可変で
、そして中でも種々の滞留時間および温度を用いた長い
一連の試験は、ばい焼工程中にヒ素およびアンチモンの
排除を(その排除程度に示した実施例では比較的低かっ
た)、より長い滞留時間およびより大きい空気不足で非
常に改良できることを示した。しかしこれらの場合に、
ある量の硫化鉛もまた蒸発することを考慮する必要があ
るが、しかしこの量はまた存在するガスの量による。蒸
発する硫化鉛はしかし、硫酸塩またはオキシサルフェー
トとしてばい焼工程に循環することができ1あるいは浸
出段階UK送ることができる。従って、その工程は処理
される物質の組成に関して、および鉛ダストの処理に見
出される可能性に関して変更することができる。従って
、ばい焼工程中に多量のヒ素およびアンチモンを排出す
ることが宅まれれば、前記ばい焼工程は多くても化学量
論条件のざj−に相当する空気不足で行なうべきである
。鉛を多量に蒸発させるべきであれば、goo℃を超え
る温度、およびりθ優以下の空気不足が選ばれる。
従って、本発明による方法は回収可能な金属に関して極
めて高い総合収率を得ることが可能であり、さらに高率
の不純物を排除することができる。
存在するヒ素およびアンチモンの70ないしりJ−%を
ばい焼段階において排出することができる。存在する水
銀の約りOqbはばい焼段階中に蒸発し、残部は硫酸化
段階において排出することができる。行なった一連の試
験に関し最大収率は〜銅についてり、r、 g s 、
亜鉛についてりZIAチ、鉛についてり4’、 + %
 、銀について97/チ、また金についてり乙3チであ
った。
【図面の簡単な説明】
図面は本発明の方法の実施態様を例示するブロック略図
である。 1・・・凝集装置、2・・・ぽい焼段階、3・・・ガス
洗浄系、4・・・硫酸化段階、5・・・浸出段階1段階
、6・・・濾過系、7・・・分離段階、8・・・電気分
解段階、10・・・浸出段N1段階。 酒p化鋏 tU鋏      十伏1【

Claims (9)

    【特許請求の範囲】
  1. (1)  鉛並びK(または)金および他の貴金属、並
    びに銅、ニッケル、コバルト、亜fQ、’;z57、モ
    リブデン、鉄および銀の少くとも一つの元素を含有する
    多金属硫化物鉱石精鉱の有用金属を選択的に回収する方
    法であって、 (a)  磁鉄鉱を生成する条件下にばい焼する、(b
    )  酸化性環墳において、精鉱中に含有される非鉄金
    属が硫酸塩および(または)オキシサルフェートに転化
    されるような社および温度で硫酸化剤を供給しながら硫
    酸化する、(C)  水または硫酸の弱水溶液中で浸出
    し、精鉱中に存在する銅、ニッケル、コバルト、亜鉛、
    ウラン、モリブデンおよびその銀含徴の少くとも一部分
    を回収する、 (d)  段階(C)から得られる浸出残留物をアルカ
    リまたはアルカリ土類金属の塩化物の溶液中で浸出し、
    船価および場合により残存する銀を回収する、工程段階
    の組合せで精鉱を処理することを特徴とする方法。
  2. (2)段階(d)における浸出が前記段階に塩素ガスを
    供給しながら行なわれることを特徴とし、精鉱中に存在
    する金または白金属金属が回収される、特許請求の範囲
    第(1)項記載の方法。
  3. (3)段階(d)からの浸出溶液を冷却し、塩化鉛を晶
    出させることを特徴とする特許請求の範囲第(1)項ま
    たは第(2)項記載の方法。
  4. (4)段階(d)からの浸出溶液を石灰またはアルカリ
    と混合し、鉛水酸化物または炭酸鉛を沈殿させることを
    特徴とする特許請求の範囲第(0項、第(2)項または
    第(3)項のいずれか7項に記載の方法。
  5. (5)使用する塩化物が塩化力hシウムであることを特
    徴とする特許請求の範囲第(1)項記載の方法。
  6. (6)鉛並びに(または)金および他の貴金属、並びに
    銅、ニッケル、コバルト、亜鉛、ウラン、モリブデン、
    鉄および銀の少くとも一つの元素を含有する多金属硫化
    物鉱石精鉱の有用金属を選択的に回収する方法であって
    、 (a)  磁鉄鉱の高生成条件下にばい焼する、(b)
      酸化性環境において、精鉱の非鉄金属言置が硫酸塩
    および(または)オキシサルフェートに転化されるよう
    な置および温度で硫酸化剤を供給しながら硫酸化する1 (c)  水または硫酸の弱水溶液中で浸出して存在す
    る銅、ニッケル、コバルト、亜鉛、ウランおよびモリブ
    デン、並びに銀装置の少くとも一部分を回収する、 (d)  段階(c)からの浸出残留物を融解し、鉄含
    量を溶滓にして鉛廿量および(または)貴金属言置3回
    収する、 工程段階の組合せで精鉱を処理すること3特徴とする方
    法。
  7. (7)  融解工程が貴金属を含有する鉛塊を回収しな
    がら行なわれることを特徴とする、かなりの船側を有す
    る浸出残留物を段階(d)で処理する特許請求の範囲第
    (6)項記載の方法。
  8. (8)  有用金属を回収した後、段階(clがらの浸
    出液の一部を浸出液として、および場合によりまた硫酸
    化剤として戻すことご特徴とする特許請求の範囲第(1
    )〜(7)項のいずれか7項に記載の方法。
  9. (9)段Fti(C)からの残余浸出液を、灰化しその
    硫酸塩含量を二酸化硫黄に転化するために段階(a) 
    Kおけるばい焼工程に戻すことを特徴とする特許請求の
    範囲第(8)項記載の方法。 (10段1ttJ (c)における浸出工程が向流浸出
    法の形態で1連続的に、または硫酸合計を漸増した複数
    の部分段階で行なわれることを特徴とする特許請求の範
    囲第(1)〜(9)項のいずれか7項に記載の方法。
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