JPS5916940A - 亜鉛の回収方法 - Google Patents
亜鉛の回収方法Info
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- JPS5916940A JPS5916940A JP58097059A JP9705983A JPS5916940A JP S5916940 A JPS5916940 A JP S5916940A JP 58097059 A JP58097059 A JP 58097059A JP 9705983 A JP9705983 A JP 9705983A JP S5916940 A JPS5916940 A JP S5916940A
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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
- 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
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- 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
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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。
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、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。
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やれている。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った後、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、従っ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剤な硫酸、例えば約１０
％過剰な硫酸を用いて浸出を始めるのが普通である。
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やれている。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った後、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、従っ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剤な硫酸、例えば約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った。
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った。
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下約１８０〜約１７０
°Ｃ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を約４．５〜約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比較的に鉄を含有
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下約１８０〜約１７０
°Ｃ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を約４．５〜約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比較的に鉄を含有
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
た浸出スラリの分離特性も改善される。
程で処理する必要がなく、不純物の沈澱が改善され、ま
た浸出スラリの分離特性も改善される。
浸出工程は少なくとも約９５重ｆｆｉ％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、酸イし亜鉛含有物質を浸出スラリに注入
してスラリのｐＨを約５に上げることができる。硫化亜
鉛物質は約４５〜約５５重Ｎチの亜鉛と約８〜約１５重
量％の鉄を含有する場合がある。
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、酸イし亜鉛含有物質を浸出スラリに注入
してスラリのｐＨを約５に上げることができる。硫化亜
鉛物質は約４５〜約５５重Ｎチの亜鉛と約８〜約１５重
量％の鉄を含有する場合がある。
酸化亜鉛含有物質は約５０〜約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。
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。
浸出工程における硫酸の最初の化学量論的過剰量は約３
０〜約１００％、好ましくは約４０〜約６０％とするこ
とができる。
０〜約１００％、好ましくは約４０〜約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約２〜約３の範囲のｐＨ１約６０〜
約９０°Ｃ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。
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約２〜約３の範囲のｐＨ１約６０〜
約９０°Ｃ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船および／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。
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船および／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酸水溶液中で浸出
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。
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物から分離し、
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。
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物から分離し、
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。
次に図面を参考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約５５重量％の亜鉛
、約８５重量％の硫黄、約９重量％の鉄、約１重量％の
鉛、約１重量％のマンガン、約０．５重量％の銅、約２
００ ｐｐｍの弗化物、約ａｏｏｐｐｍの塩化物および
約２５ ｐｐｍ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。
、約８５重量％の硫黄、約９重量％の鉄、約１重量％の
鉛、約１重量％のマンガン、約０．５重量％の銅、約２
００ ｐｐｍの弗化物、約ａｏｏｐｐｍの塩化物および
約２５ ｐｐｍ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８２５タイラーメツ
シユ（４４ミクロン）未満が少くとも約９５饅のような
小粒子まで粉砕する。水を粉砕工程で添加し、生成した
粉砕精鉱スラリをシックナーで固形分１４〜７０重量％
まで濃縮する。精鉱中に存在する塩化物の約７５チまで
が粉砕工程１２を行う間に溶解し、シックナーのオーバ
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、シッ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。
シユ（４４ミクロン）未満が少くとも約９５饅のような
小粒子まで粉砕する。水を粉砕工程で添加し、生成した
粉砕精鉱スラリをシックナーで固形分１４〜７０重量％
まで濃縮する。精鉱中に存在する塩化物の約７５チまで
が粉砕工程１２を行う間に溶解し、シックナーのオーバ
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、シッ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は約７００ ｋＰａの酸素分圧
下で約１５０°Ｃ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は約７００ ｋＰａの酸素分圧
下で約１５０°Ｃの温度で行う。
浸出工程１６は硫化亜鉛物質中の亜鉛の９７チ以上が溶
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はこの目的のため約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、約６６チ
の亜鉛、約１２係の鉛および約ａ ｏ ｐｐｍ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。
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はこの目的のため約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、約６６チ
の亜鉛、約１２係の鉛および約ａ ｏ ｐｐｍ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を約６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約２＋１であることが
必要である。比較的に短い時間、例えば約１０分間で、
溶解した鉄の大部分が沈澱し、溶液中に約１０ｒｎＶ′
１未満の鉄が残存する。ががる鉄の沈澱はまた砒素、ア
ンチモン、弗化物および・浸出工程中皿鉛含有物質から
溶解していることの１ある他の不純物を沈澱さぜるのを
助ける。また浸出スラリの分離の特徴が改善される。
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約２＋１であることが
必要である。比較的に短い時間、例えば約１０分間で、
溶解した鉄の大部分が沈澱し、溶液中に約１０ｒｎＶ′
１未満の鉄が残存する。ががる鉄の沈澱はまた砒素、ア
ンチモン、弗化物および・浸出工程中皿鉛含有物質から
溶解していることの１ある他の不純物を沈澱さぜるのを
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
約１５０り／ｌの亜鉛を含有し、約５のｐＨを有し、電
気分解後、使用済電解液は代表的に約５０９７１の亜鉛
および約１ｇ ｏ ’；ｌ／１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４，８７９．０８７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
約１５０り／ｌの亜鉛を含有し、約５のｐＨを有し、電
気分解後、使用済電解液は代表的に約５０９７１の亜鉛
および約１ｇ ｏ ’；ｌ／１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４，８７９．０８７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が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、約６５°Ｃの温度で実
施する。第２浸出工程２６は約８９／ｌの硫酸濃度で２
〜３のｐＨで実施することができ、酸化亜鉛ヒユームが
らの全亜鉛抽出はこの方法で約９７優に増加させること
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する。
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が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、約６５°Ｃの温度で実
施する。第２浸出工程２６は約８９／ｌの硫酸濃度で２
〜３のｐＨで実施することができ、酸化亜鉛ヒユームが
らの全亜鉛抽出はこの方法で約９７優に増加させること
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する。
代表的には、第２浸出工程２６は約８ｏ分間実施される
。
。
第２浸出工程２６を終った後、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
出溶液は約１． ’５０９／ｌ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８０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８２で処理し、ここで硫
黄を融解し、濾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濾過ケークを得る。
固体分離工程２８に通し、ここで洗浄水を添加する。浸
出溶液は約１． ’５０９／ｌ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８０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８２で処理し、ここで硫
黄を融解し、濾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濾過ケークを得る。
このｐ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。
環することができる。
浮選尾鉱は代表的には約２７％の鉄、１８チの鉛および
８５ ｐｐｍの銀を含有する。鉛は一部分が鉛ジャロサ
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８４と第２段階８６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
８町からの溶液で浸出して易溶性酸化鉄を溶解する。
８５ ｐｐｍの銀を含有する。鉛は一部分が鉛ジャロサ
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８４と第２段階８６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
８町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８８
からの中間残留物を第２段階８６に通し、ここで濃硫酸
を添加して鉛ジャ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、
これがら得られる鉛および銀に富んだ残留物は鉛スメル
タ（ｓｍｅｌｔｅｒ ）で処理するのに適する。この方
法で、殆んど総ての硫酸鉄を、約７０％鉛ジャ四サイト
と一緒に溶解して例えば約８７チの鉛、８チの鉄および
８６ ｐｐｍ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。
、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８８
からの中間残留物を第２段階８６に通し、ここで濃硫酸
を添加して鉛ジャ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、
これがら得られる鉛および銀に富んだ残留物は鉛スメル
タ（ｓｍｅｌｔｅｒ ）で処理するのに適する。この方
法で、殆んど総ての硫酸鉄を、約７０％鉛ジャ四サイト
と一緒に溶解して例えば約８７チの鉛、８チの鉄および
８６ ｐｐｍ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Ｚｎ５３．８ｇ６、Ｆｅ２．４７％、８８１．
５ ％、ｐｂｏ、９４ｑ６、Ａｐ ２ ｏ ９／ｌ
（ｐｐｍ ）、Ｆ ２００ ｐｐｍである亜鉛精鉱を、
９８．６％が一４４μｍまで粉砕し、分析値Ｚｎ ５０
９／ｌ 、 Ｈ，Ｓｏ、 １８０９／ｌ （Ｄ再循環合
成電解液２．５）と−緒にチタン内張リオ−１・クレー
プに導入した。亜鉛精鉱の電解液への供給は１．４８
Ｖｔ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チ過剰であった。表面活性剤（Ｌｉｇｎｏｓ
ｏｌ 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（＋３５０ ｋＰａ ）下でかきまぜ乍
ら１５０’Ｃに加熱した。次いで酸素分圧を７００ ｋ
Ｐａ分圧（全圧１２００ ｋＰａ ） 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
ｐ過し溶液と固体の分析を行った。
５ ％、ｐｂｏ、９４ｑ６、Ａｐ ２ ｏ ９／ｌ
（ｐｐｍ ）、Ｆ ２００ ｐｐｍである亜鉛精鉱を、
９８．６％が一４４μｍまで粉砕し、分析値Ｚｎ ５０
９／ｌ 、 Ｈ，Ｓｏ、 １８０９／ｌ （Ｄ再循環合
成電解液２．５）と−緒にチタン内張リオ−１・クレー
プに導入した。亜鉛精鉱の電解液への供給は１．４８
Ｖｔ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チ過剰であった。表面活性剤（Ｌｉｇｎｏｓ
ｏｌ 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（＋３５０ ｋＰａ ）下でかきまぜ乍
ら１５０’Ｃに加熱した。次いで酸素分圧を７００ ｋ
Ｐａ分圧（全圧１２００ ｋＰａ ） 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
ｐ過し溶液と固体の分析を行った。
尚１５０℃および７００ ｋＰａ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。
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 ”ｖ ０．１６７ ％ Ａｓ 、
９ ｐｐｍＦおよび２８ｐｐｍ （り／ｌ ） Ａ９
であった。ヒユームの添加量は硫化物精鉱供給物中の亜
鉛対ヒユー人中の亜鉛の重量比が２：１であるのに十分
な量であった。ヒユームと亜鉛精鉱浸出スラリの反応時
間は１０分であった。中和したスラリを６０°Ｃ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 ８５１．２６９／ｌ ）をスラリ
に添加しこのスラリを固形分約５０チまで濃縮した。透
明溶液を濃縮スラリからデカンテーションし、亜鉛溶解
工程で処理した（実施例２参照）。
９ ｐｐｍＦおよび２８ｐｐｍ （り／ｌ ） Ａ９
であった。ヒユームの添加量は硫化物精鉱供給物中の亜
鉛対ヒユー人中の亜鉛の重量比が２：１であるのに十分
な量であった。ヒユームと亜鉛精鉱浸出スラリの反応時
間は１０分であった。中和したスラリを６０°Ｃ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 ８５１．２６９／ｌ ）をスラリ
に添加しこのスラリを固形分約５０チまで濃縮した。透
明溶液を濃縮スラリからデカンテーションし、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％であった。
この段階における溶液は、著しく過剰な酸浸出条件によ
り焉濃度の砒素（０，０７９９／ｌ）および弗化物（ｏ
、ｏａｏ９／ｌ）を含有し、上記条件で加圧浸出工程の
終りに８２９７１の酸が溶液中に残った。
り焉濃度の砒素（０，０７９９／ｌ）および弗化物（ｏ
、ｏａｏ９／ｌ）を含有し、上記条件で加圧浸出工程の
終りに８２９７１の酸が溶液中に残った。
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、はぼ完全に鉄および砒素が沈澱し１広範囲の弗化物
の沈澱が生じた。最終溶液の組成は１５０９／ｌ （７
） Ｚｎ 、 ０．００４９／ｌ （７）Ｆｅ 、０．
００５９／ｚのＡｓおよび０，０９ ｓ ９／ｌのＦで
、ｐＨ５，２であった１も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。
れ、はぼ完全に鉄および砒素が沈澱し１広範囲の弗化物
の沈澱が生じた。最終溶液の組成は１５０９／ｌ （７
） Ｚｎ 、 ０．００４９／ｌ （７）Ｆｅ 、０．
００５９／ｚのＡｓおよび０，０９ ｓ ９／ｌのＦで
、ｐＨ５，２であった１も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％であった。
た酸化亜鉛の不完全溶解により９４．２％であった。
実施例２
亜鉛溶解
実施例１からのアンダーツ四−スラリ（〜５゜チ固形分
）を６６°Ｃでかきまぜ、電解液を添加することにより
ｐＨを５．２から８に下げた。ｐＨ８，６５・°Ｃ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った。スラリの残部を濾過し、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。
）を６６°Ｃでかきまぜ、電解液を添加することにより
ｐＨを５．２から８に下げた。ｐＨ８，６５・°Ｃ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った。スラリの残部を濾過し、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７．８２％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８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った。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。
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８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った。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ａ
亜鉛溶解
亜鉛溶解工程における付加的試験作栗を、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った。次
いで固形分を分析した結果Ｚｎ１４．７チ、Ｆｅ １７
．７％、Ｓ００，０５ ％、ｐｂ９．８５％”ｒあう−
た。固体を水で再パルプ化し８８８ｇ乾燥固体／ｌとし
、Ｈ，Ｓｏ、を種々の試験で添加しｐＨ８，２または１
とした。得た結果を第８表に示す。
黄元素を分離した後、加圧浸出固体を用いて行った。次
いで固形分を分析した結果Ｚｎ１４．７チ、Ｆｅ １７
．７％、Ｓ００，０５ ％、ｐｂ９．８５％”ｒあう−
た。固体を水で再パルプ化し８８８ｇ乾燥固体／ｌとし
、Ｈ，Ｓｏ、を種々の試験で添加しｐＨ８，２または１
とした。得た結果を第８表に示す。
残留酸化亜鉛の高抽出がｐＨ８で８０〜６０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
再溶解は僅かであった。ｐＨ２またはｐＨ１で、亜鉛の
抽出は著しく大であったが、沈澱した鉄の再溶解が一層
大であった。
時間後得られ、ヒユーム中和工程において沈澱した鉄の
再溶解は僅かであった。ｐＨ２またはｐＨ１で、亜鉛の
抽出は著しく大であったが、沈澱した鉄の再溶解が一層
大であった。
亜鉛溶解工程をｐＨ２，９（即ちほぼｐＨ８）で行った
場合、酸化亜鉛ヒユームからの全亜鉛抽出率は９７．１
％であった。この例で、精鉱およびヒユームからの亜鉛
の抽出は９８，０％であった。
場合、酸化亜鉛ヒユームからの全亜鉛抽出率は９７．１
％であった。この例で、精鉱およびヒユームからの亜鉛
の抽出は９８，０％であった。
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
プ化しバルブ密度１ｔ ４５９／ｌ（〜２８チ固形分）
とし生成したスラリを２１の実験室の浮選槽に移した。
理して硫黄元素を分離した。洗浄した固体を水で再パル
プ化しバルブ密度１ｔ ４５９／ｌ（〜２８チ固形分）
とし生成したスラリを２１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／
鉛ジャロサイト／脈石尾鉱を得た。結果を第４表に示す
。
を添加し、浮選を始めて元素状硫黄精鉱および硫酸鉛／
鉛ジャロサイト／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った。浮選精鉱（
９６％ Ｓ’品位）を融解し、加湿ｐ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った。浮選精鉱（
９６％ Ｓ’品位）を融解し、加湿ｐ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チの鉛
、９５チの鉄、７０〜８５チの銀を含有した（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チの鉄、７０〜８５チの銀を含有した（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ｚｎ／／２％、Ｐｂ１７．
９チ、Ｆｅ ２６．８ ％、Ｓ （、Ｓｏ、） ６．７
５ ％およびＡｐ ８５ｐｐｍであった。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
通りであった鉛ジャロサイト ４４．０チ 硫 酸 船 １４．０ ％酸 化
鉄 １９．７ チ脈 石９
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、鉛ジャロサイトとし
て４８．７％、酸化鉄として５１．．８％で、鉛の分布
は鉛ジャロサイトとして４４．５％、硫酸鉛として５５
．５％であった。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。
９チ、Ｆｅ ２６．８ ％、Ｓ （、Ｓｏ、） ６．７
５ ％およびＡｐ ８５ｐｐｍであった。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
通りであった鉛ジャロサイト ４４．０チ 硫 酸 船 １４．０ ％酸 化
鉄 １９．７ チ脈 石９
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、鉛ジャロサイトとし
て４８．７％、酸化鉄として５１．．８％で、鉛の分布
は鉛ジャロサイトとして４４．５％、硫酸鉛として５５
．５％であった。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°Ｃで浸出した。
強酸溶液を用い９０〜９５°Ｃで浸出した。
ここで鉛ジャ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％であった
。液体／固体分離後、残留物を９０〜９５°Ｃ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２２
５〜２５０９／１であった。鉄の抽出は全鉄抽出が８５
．７％であるのに対し８５〜８７チであった。最終残留
物を分析した結果Ｐｂ８７．７％、Ｆｅ８．１７チ、Ｓ
（５ｏ４） ８，４チおよびＡ９８６ Ｐｌｕｍであ
った。
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％であった
。液体／固体分離後、残留物を９０〜９５°Ｃ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２２
５〜２５０９／１であった。鉄の抽出は全鉄抽出が８５
．７％であるのに対し８５〜８７チであった。最終残留
物を分析した結果Ｐｂ８７．７％、Ｆｅ８．１７チ、Ｓ
（５ｏ４） ８，４チおよびＡ９８６ Ｐｌｕｍであ
った。
残留物を評価した結果、２７．６％の鉛ジャロサイトお
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、鉛ジャロサイトの７１チが分
解して硫酸鉛および可溶性硫酸第２鉄になった。
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、鉛ジャロサイトの７１チが分
解して硫酸鉛および可溶性硫酸第２鉄になった。
第１段階浸出スラリを液体／固体分離処理した後１９
Ｖ／のｕ、ｓｏ、および７４ ｇ／ｌの７０を含有する
鉄溶液を石灰石でｐＨ８まで中和し、石灰で８５〜９０
°ＣでｐＨ８まで中和した。最終溶液は１ｍＶ１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。
Ｖ／のｕ、ｓｏ、および７４ ｇ／ｌの７０を含有する
鉄溶液を石灰石でｐＨ８まで中和し、石灰で８５〜９０
°ＣでｐＨ８まで中和した。最終溶液は１ｍＶ１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。
特許出願人 シエリット・ゴートン・マインズ・リミ
テッド
テッド
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 Ｌ 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６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約１３０〜約１７０’
Ｃ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、硫化物物質から殆んどの分量の亜鉛が
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を約４
．５〜約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比較的鉄を含有しない浸出溶
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。 λ 酸化亜鉛含有物質を浸出スラリに注入してスラリの
Ｉ）Ｈを約５にあげる特許請求の範囲第１項記載の方法
。 ＆ 浸出°工程を、酸化亜鉛含有物質の注入前に少くと
も約９５重量％の亜鉛が亜鉛硫化物物質から溶解するま
で継続する特許請求の範囲第１項記載の方法。 生 亜鉛硫化物物質が約４５〜約５５重量％の亜鉛およ
び約８〜約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。 ５、 酸化亜鉛含有物質が約６０〜約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。 ａ 酸化亜鉛含有物質が鉛高炉スラグから得られる酸化
亜鉛ヒユームを含む特許請求の範囲第５項記載の方法。 Ｉ 浸出工程における硫酸の最初の化学量論的過剰量が
約３０〜約１０．０％である特許請求の範囲第１項記載
の方法。 ８． 浸出工程における硫酸の最初の化学量論的過剰量
が約４０〜約６０チである特許請求の範囲第１項記載の
方法。 ９、 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。 １０ 第２段階浸出工程を大気圧下約２〜約８の範囲
のｐＨおよび約６０〜約９０’Ｃの範囲の温度で実施す
る特許請求の範囲第９項記載の方法。 ＩＬ 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９項記載の方法。 １２− 第２の残留物を処理してこれがら硫黄元素およ
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９項記載の方法。 １＆ 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１２項記載の方法。 １４ 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１８項記
載の方法。 １五 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１離し、第１
段階に再循環する特許請求の範囲第１４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 true JPS5916940A (ja) | 1984-01-28 |
| JPH086153B2 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) | ES8500335A1 (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 |
|---|---|---|---|---|
| JPS5956537A (ja) * | 1982-07-27 | 1984-04-02 | シエリツト・ゴ−ドン・マインズ・リミテツド | 亜鉛含有硫化材料から亜鉛を回収する方法 |
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| 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 |
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| DE3935362A1 (de) * | 1989-10-24 | 1991-04-25 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von jarosit-haltigen rueckstaenden |
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| 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 |
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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
-
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- 1983-05-18 IN IN328/DEL/83A patent/IN159335B/en unknown
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- 1983-05-23 DE DE8383302962T patent/DE3367619D1/de not_active Expired
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- 1983-05-31 ES ES522853A patent/ES8500335A1/es not_active Expired
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- 1983-06-02 JP JP58097059A patent/JPH086153B2/ja not_active Expired - Lifetime
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