JPS5983731A - 亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法 - Google Patents

亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法

Info

Publication number
JPS5983731A
JPS5983731A JP58179518A JP17951883A JPS5983731A JP S5983731 A JPS5983731 A JP S5983731A JP 58179518 A JP58179518 A JP 58179518A JP 17951883 A JP17951883 A JP 17951883A JP S5983731 A JPS5983731 A JP S5983731A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
zinc
lead
iron
concentrate
leaching
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.)
Granted
Application number
JP58179518A
Other languages
English (en)
Other versions
JPH059495B2 (ja
Inventor
ドナルド・ロバ−ト・ワイル
イアン・マ−チン・マスタ−ズ
バリ−・エヌ・ドイル
マイケル・イ−・シヤルクレイ
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Viridian Inc Canada
Original Assignee
Sherritt Gordon Mines Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Sherritt Gordon Mines Ltd filed Critical Sherritt Gordon Mines Ltd
Publication of JPS5983731A publication Critical patent/JPS5983731A/ja
Publication of JPH059495B2 publication Critical patent/JPH059495B2/ja
Granted legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • B03D1/06Froth-flotation processes differential
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/04Obtaining lead by wet processes
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

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、鉄を含みさらに銀および/または鋼を含むこ
とができる中+−%4I:Ii 、J:び鉛含有硫化鉱
から押船および鉛を分離回IQ: 4る〕〕法に関する
ものである。
この種の鉱石から経済的方法で亜(1)および鉛を最大
に回収するため、従来は、粉末鉱石を複数の二E稈を用
いて浮選操作Gこかけ、鉛(jM縮物、亜鉛濃縮物4,
5よび、鉛と亜鉛を含有するテーリングを生成するが、
これら成分はすべて鉄を含有する。所望の組成の鉛濃縮
物と亜鉛濃縮物を生成する場合、テーリングに対する亜
鉛および/または鉛の望ましくないロスのために、(ロ
)収可能な量の鉛と亜鉛を含むバルク濃縮物、すなわち
、浮選操作によって種々の成分のブレンドを生成するこ
とが提案aれた。しかし、この種のバルク濃縮物を用い
ても、希望通り経済的に亜鉛と鉛を回収することは困婿
である。さらに、この種の困難は回収が望ましい銀およ
び/または銅を鉱石が含んでいる場合に生じる。
本発明Qこよれば、こび)棹の剣、石から亜鉛および鉛
分を分):Yト回路する方法は、 粉砕した鉱石を第1浮選工程にかiJて、初期鉛濃縮物
含有亜鉛を浮かべJ111鉛および鉄含有チー’Jング
を生成し、 このli+鉛および鉄台イfテーリングを第2浮選工程
(・、二かけて、初期亜鉛濃縮物含イ」鉄を存かべざら
にテーリングを牛成し、 この初期亜鉛濃縮物を第8浮選ニFニ稈にか(Jてへ後
続亜鉛濃縮物含有鉄を浮かべ丁た亜鉛および鉄含有テー
リングを41.成し、 第3浮選工程からの亜鉛および鉄含有テーリング、およ
び初期鉛濃縮物の少なくとも鉛および亜鉛含有部分を、
第1浸出工程で酸化条件下Gこ約130〜約17°0°
Cの範囲の温度で、約50〜約80り7t、の最終酸性
度を与えるようQこ約50〜約150%の亜鉛含量に関
し、て化学外輪的に過剰の硫酸を含む硫酸水溶液(こ浸
出させて、鉛含有残留物、および第1浸出溶液含有]j
E鉛および鉄を生成し、 第1浸出溶液から鉛含有残留物を分離し、第1浸出溶液
を後続亜鉛濃縮物また(・Jここから焙焼によって生成
した焼成物で処理し、ここから亜鉛を溶解し殆どの量の
溶解鉄を沈澱し、これによって鉄含有残留物および第2
浸邑溶液含有亜鉛を生成し、 鉄含有残留物を第2浸出溶液から分離し、第2浸出溶液
を処理して亜鉛を回収する各工程から成る。
第1浸出溶液中の後続亜鉛濃縮物を第2浸出工程におい
て酸化条件下に約130〜約170°Cの範囲の流度で
浸出することによって、第1浸出溶液を後続亜鉛濃縮物
で処理することができる。
初期鉛濃縮物を第4浮選工程にかけて後続8濃縮物およ
び鉛および亜鉛含有テーリングを浮かべるが、前記鉛お
よび亜鉛含有テーリングは第1浸出工程において亜鉛お
よび鉄含有テーリングを用いて浸出した前記鉛および亜
鉛含有部分を構成する。また、初期鉛濃縮物を第1浸出
工程において亜鉛および鉄含有テーリングを用いて浸出
することができ、る。
また、第2浸出工程からの鉄含有残留物は不溶亜鉛含有
硫化物質を含有し、この場合、本方法は鉄含有残留物の
残部から不溶亜鉛含有硫化物質を分離し、分離した亜鉛
含有物質を第1浸出工程に供給する各工程を含む。
ざらに、鉱石が銀を含む場合、主要部の銀は第1浸出工
程からの鉛含有残留物に存在し、連続してここから回収
することができる。
また、鉱石が銅を含む場合、本方法は初期鉛濃縮物を第
5浮選工程にかけて初期銅濃縮物および中間体の鉛およ
び亜鉛含有テーリングを浮かべ、中間体の鉛および亜鉛
含有テーリングを第6浮選工程にかけて後続8濃縮物お
よび後続鉛および亜鉛テーリングを浮かべ、初期銅濃縮
物を第7浮選工程にかけて後続8濃縮物を浮かべ銅およ
び亜鉛テーリングを生成し、第1浸出工程において銅お
よび亜鉛テーリング、鉛および亜鉛テーリングおよび亜
鉛および鉄テーリングを浸出し、第2浸出工程において
後続亜鉛濃縮物を浸出する各工程を含むO 第1浸出溶液を焼成物を用いて処理し、鉄を沈澱し、亜
鉛を溶かず。この場合、鉄含有残留物&拭亜鉛フェライ
トとして鉄を含み、強酸の硫酸溶7I!を用いて処理し
亜鉛フェライトを溶解し、亜鉛および鉄含有溶液を生成
する。この溶液を再循環して第1浸出溶液を焼成物で処
理し鉄を沈澱させることができる。
以下、本発明の実施例を図面に基づき説明する。
第1図Gこおいて、鉄、銅および銀を含有する亜鉛およ
び鉛含有硫化鉱は、約0.2〜約10重量%の亜鉛、約
0゜3〜約5重量襲の鉛、約15〜約40重量係の鉄、
約0゜]〜約8重量嘱の銅、約20〜約50重景%の硫
黄、および約80〜約100り/lの銀を代表的に含有
する。この種の鉱石を粉砕工程]2で粉砕し、粉砕した
鉱石を鉛粉浮選の形で第1浮選工程14・にかけて鉛相
濃縮物、すなわち、初期@濃縮物含有亜鉛を浮かべ、亜
鉛および鉄を含有する鉛粉テーリングを生成する。
次いで鉛粉テーリングを亜鉛粉浮選の形で第2浮選工程
16にかけて亜鉛粗濃縮物、すなわち、初期亜鉛濃縮物
含有鉄を浮かべ、また捨てられるチーソングを生成する
亜鉛粗濃縮物を亜鉛清浄浮選の形で第8浮選工程18に
かけて亜鉛清浄濃縮物、すなわち後続亜鉛濃縮物含有鉄
を浮かべ、亜鉛清浄テーリング、すなわち亜鉛および鉄
含有テーリングを生成する。
亜鉛清浄濃縮物は代表的Qこは約50〜約55重量%の
亜鉛、約0.5〜約2重景%の鉛、約5〜約10重量係
の鉄、約0゜]〜約1重景係の銅\釣80〜約85重量
%の鉄、約0.1〜約1ffi!%の銅、約80〜約8
5重伍%の硫黄、および約20〜約1009/lの銀を
含有することができる。亜鉛清浄テーリングは代表的に
は約5〜約10重量係の亜鉛、約1〜約2重量係の鉛、
約85〜約45重量%の鉄、約0.1〜約0゜5重量%
の銅、約40〜約50重ii%の硫黄、および約20〜
約1009/lの銀を含有する。
鉛相濃縮物を鉛清浄浮選の形で第4浮選工程20にかけ
て、鉛清浄濃縮物、すなわち後続鉛濃・絹物を浮かべ、
鉛清浄テーリング、すなわち、鉛および亜鉛含有テーリ
ングを生成する。鉛清浄濃縮物は代表的(こは約5〜約
12“重fi、%の亜鉛、約35〜約50重景%の鉛、
約]、O〜約20重拒%の鉄、約]〜約5重愈%の銅、
約25〜約80重景係の硫黄および約500〜約1(1
00り/lの銀を含有する。従って鉛清浄濃縮物を鉛精
錬所で処理し常法により鉛および銀を回収することがで
きる。鉛清浄テーリングは代表的には約3〜8重量係の
亜鉛、約3〜約8重M%の鉛、約30〜約45重JM%
の鉄、約0.2〜紛1重斤%の銅、約40〜約50重厨
%の硫黄、および約50〜約2009/lの銀を含有す
る。
第2図において、鉛清浄テーリングおよび亜鉛清浄テー
リングを混合し、高酸性加圧浸出工程22に供給する。
この侵出工程で(J1混合物を、後述する低酸性加圧浸
出工程からの未反応亜鉛濃縮物と、後述する亜鉛電解工
程からの使用済電解液の形の硫酸水溶液とを混合する。
この硫酸水溶液は、約50〜約80 g/lの最終酸性
度を与えるように、約50〜約]50%、好ましくは約
60〜約100%の亜鉛金員に関して化学m論的に過剰
の備酸を含む。浸出工程22は、約2.04〜約7 、
1.41 % kg/crl (約200〜約700 
kPa )の範囲の酸紫分圧下に、約]80〜約170
°C1好ましくは約140〜約155℃の範囲の温度で
行う。
浸出工程22を97%以上の亜鉛が溶解するまでの期間
で行い、95%以上の鉛を硫酸鉛に転換する。この工程
では60%以上の銅を溶解する。
残留物はパイライトとして鉄を含有し、実質的に浸出工
程22で浸出した混合物中に鉛と銀を全部含有する。
次いで浸出スラリーは液/面分離工程24を通過し、こ
こから溶液は後述する低酸性浸出工程に進む。残留物は
硫黄元素、パイライ) (Fe52)および鉛−銀物質
を含有し、向流濾過工程26において1浸出溶液を2む
だにしないように分離工程24に通す洗浄液で洗浄し、
次いで残留物は浮選工程28に進み、ここで硫黄元素と
パイライト1、鉛/銀含fi残11′!物から分離する
。We黄元素とノ(イラーイ)をTつ「望によ1)処1
jl! L、、鉛/銀残留物を既知のH法で船積ρ1!
所で処理し、錯および銀値を回収する。船、・′銀残留
物は代表的には約30〜約60爪Nt%の鉛、約−1,
0(1〜パj ] 00 (19/lの銀および約3%
11トの鉄を含rIする。
分離工程2.・tからの浸出溶液は代表的には約80・
〜約シ)Oソ′lのill’: eN)、約20〜約3
0り/lの鉄、および約F)0〜約80ソ/’iのH2
So 4.を宮仔する。実質的には、この浸出]で稈で
は船または銀を溶解しない。浸出浴液は低酸性浸出工程
30に;fBみ、ここυ)1ξ鉛清浄濃縮物を、後述の
鉄除去1′、程からの鉄ケーキと共に浸出する。低酸性
浸出[:ゼJ l(Oは、硫酸に関して約10〜20%
の化学k)論的に過剰の一1j=鉛を用いて?]’う。
侵出工程は、約・+、oS〜1o、21tす・t’、I
ll” (約4.0 (1〜約1 (1(10kPa 
  )  、  θj−ま し く は 約 5 、 
L  〜 7.  ]   t ”9  、   C’
   (J+5Fl If 〜約7 (l O1(Pa
 )のm i1分1−)−下に、約13 (1〜紛17
 (’ ”−z 好古しくは意11 、L O〜約1s
5’cσ)7/lM  R’、こ −Cイ」−′)  
過剰の亜鉛濃縮物のために、高酸性浸出工程22からの
浸出溶液中の大部分の鉄を酸化鉄として沈澱し、亜鉛濃
縮物から溶解した大部分の鉄を同様の方法で沈澱する。
次いで浸出スラリーを液/面分離工程82に1i7i丁
。分離工程32からの残留物は浮選工程34に進み、こ
こで未反応硫化物を浮かべ、高酸性浸出工程22に再鉛
環する。浮選]−稈86からのプーリングを洗浄液と共
(こ分離・工程32に再@現して浸出溶液のロスを最小
(こし、洗浄した酸化鉄テーリングを捨てる。
分離工哩32からの浸出溶液は代表的には約140〜約
153シ/lの推鉛、約(1、5〜約1゜597′lの
鉄、および約]〜約5り、/lの硫酸を含有する。浸出
溶液を銅陀夫工程38に通し、ここで@E 、l1li
鉛粒で固め、また鉄除去工程40に通し、ここで鉄を亜
鉛ドロスを使用し−C除去しく?;Jられた鉄寺−キを
前述のようC,=低酸+1〜コ1月工程3ε)に則ずン
、ざらに精製]二捏42 M Hllr L、ここで−
′ゴ※銅および酸化ヒ素(As208)を添加して銅テ
ーギとカドミウムケーキを生成し、これらのケーV−5
カドミウム回収工程4I4(こ通し、ここで使用済電解
液を添加してカドミウムおよび銅セメントを生成し、回
収溶液を鉄除去工程40に再循環する。
次いで精製した浸出溶液は′電解採取工程46に進み、
ここで亜鉛元素を生成し、亜鉛生成波rを溶融鋳造工程
48に通して亜鉛ダスト粒、亜鉛スラブおよび亜鉛ドロ
スを化カミする。使用済溶液の一部を放出して硫酸塩イ
オンを除去し、使用済溶液の残部の大部分を高酸性浸出
工程22に再循環し、使用済溶液を塩素除去工程5oに
通し、ここで塩素イオンを酸素またはオゾンによって塩
素ガスに酸化し、少量の使用済溶液を前述のようQこカ
ドミウム回収工程44で用いる。
所望により、鉛清浄濃縮物を鉛溶融物中で処理する代り
に高酸性浸出工程22で浸出することができる。換言す
れば、第1図の鉛清浄浮選工程20を省略することがで
き、鉛相濃縮物および亜鉛清浄テーリングを高酸性浸出
工程22で浸出する。
第3図は代りの浮選操作を示す図であり、鉱石が感知で
きる量の銅、例えば約0.2〜約2重量係の銅を含有す
る場合に特Oこ有効であり、鉱物学を修正して独立した
銅製絹物の回収をすることができる。粉砕工程12の後
に、鉱石を鉛−銅浮選工程52にかけて鉛−銅相濃縮物
を浮かべ、鉛−銅粗テーゾングを生成する。テーリング
を亜鉛浮選工程54に通し、亜鉛粗濃縮物を浮かべ、パ
イライトテーリングを生成する。亜鉛粗濃縮物は亜鉛清
浄浮選工程56に進み、亜鉛清浄濃縮物および亜鉛清浄
テーリングを生成する。次いで亜鉛清浄濃縮物を第2図
の低酸性浸出工程30で浸出する。
鉛−銅相濃縮物は鉛−銅分離浮選工程58に通し、銅相
濃縮物を浮かべ、調相テーリングを生成する。調相テー
リングは鉛清浄浮選工程60に進み、鉛清浄濃縮物を浮
かべ鉛清浄テーリングを生成する。鉛清浄濃縮物を鉛精
錬所で処理することができる。銅相濃縮物は鋼清浄浮選
工程62に進み、銅製絹物を浮かべ、銅清浄テーリング
を生成する。銅製絹物を銅精錬所で処理することができ
る。
亜鉛清浄テーリング、鉛清浄テーリングおよび銅清浄テ
ーリングを混合し、第2図の高酸性浸出工程22で処理
することができる。
第4図は第3図の浮選操作で生成した成分を処理するた
めの他の方法を示す図であり、第4・図の流れ図と第2
図の流れ図との間の相違点け、液/面分離工程24がら
の浸出溶液を処理することにある。
第4図において、分離工程24からと後述の高酸性浸出
工程からの浸出溶液は、鉄沈澱工程64゜に進み、ここ
で焙焼工程66で亜鉛濃縮物を焙焼して生成した焼成物
と共に処理する。焙焼は約900〜約950″Cの温度
で行い、硫化亜鉛含絹を酸化物に転化し、従って若干の
亜鉛フェライトを生成する。
鉄沈澱工程64において、浸出溶液中の酸を一部中和し
、溶液中の大部分の鉄を沈澱するが、この工程を約80
〜約90″Cの温度、PH約1゜5で行う。アンモニア
またはナトリウムのようなジャロサイト生成カチオンを
この工程に添加すると有利であり、アンモニアまたはナ
トリウムジャロサイトとして鉄の除去に有効である。得
られたスラリを液/面分離工程68に通し、鉄含有残留
物をテーリングとして捨てる。浸出溶液は約150〜約
170 g/lの亜鉛、約10〜約1 (j/lの鉄お
よび約3〜約5り/lの硫酸を含有する。
分離した浸出溶液の1部は中性浸出工程70に進み、こ
こで焙焼工程66からの焼成物を大気圧下に浸出し、さ
らに亜鉛を溶解し、さらに鉄を沈澱する。中性浸出工程
70では、水性硫酸浸出溶液は、分離工程68からの浸
出溶液の1部、後述する第2段階浸出工程からの再循環
浸出溶液、および後述する使用済電解液から成る。焼成
物を約80〜約90°Cの温度で浸出し、焼成物中少な
くとも約85%の酸化亜鉛を溶解し、pHが約4.5〜
約5.5で、約140〜約180 Lj/lの亜鉛およ
び約0.O19/l以下の鉄を含有する浸出溶液を生成
する。
中性浸出工程70からのスラリーを液/面分離工程72
に通し、ここで得られた浸出溶液は第2図に示したよう
な精製工程42および電解採取工程46に進む。使用済
′電解液を高酸性圧浸出工程22、中性浸出工程70お
よび後述する2つの後続浸出工程に再循環する。使用済
電解液は約40〜約60り/lの亜鉛および約150〜
約180!7/lの硫酸を含有する。
分離工程72からの残留物を、使用済電解液および分離
工程68からの浸出溶液の他の1部と共に、第2段階常
圧浸出工程74で浸出する。第2段階常圧浸出工程74
において、約lO〜約159/lの硫酸および約130
〜約148og/lの亜鉛を含有する弱硫酸溶液中で温
度約80〜約85°Cにて、残留物を浸出させる。この
工程は元の焼成物に残留する酸化亜鉛を溶解する。残り
の亜鉛は亜鉛フェライトである。浸出スラリーを液/面
分離工程76に通し、浸出溶液を中性浸出工程70に再
循環する。
分離工程76からの残留物を使用済電解液と共に高酸性
常圧浸出工程78においで浸出させて、焙焼工程66に
おいて生成した亜鉛フェライトを溶解する。この工程で
は、残留物を約150〜約180り/lの硫酸を含有す
る硫酸水溶液中に約95°Cの湿度で浸出させて、亜鉛
フェライト中の亜鉛と鉄を溶解し、約90〜約1109
71の亜鉛および約lO〜約2og7tの第二鉄イオン
を生成するが、硫酸濃度は約20〜約  ’;l/lで
ある。
得られたスラリーを液/面分離工程80に通し・ここか
ら浸出溶液を鉄沈澱工程64に再循環する0分離工程8
0からの残留物は焼成工程66で処理した元の亜鉛濃縮
物にあるような船および錫分を含有し、浮選工程28か
らの残留物と同じ方法で処理することができる。
以下、本発明を実施例に基づき説明する。
実施例1 亜鉛清浄テーリングの連続加圧浸出 亜鉛品質改良の浮選回路からの低品質亜鉛濃縮物につい
て連続加圧浸出試験を行った。分析値はcuo、6部%
、Ii’e 25.1 %、Pb 2.52%、Ag1
81!7/l、S42.9%、およびZn 27.0%
であった。電解液はH2SO,180り/lおよびZn
 55り/lの分析値で加圧浸出工程に供給する。70
%固体スラリーとしでの亜鉛濃縮物および電解液を、全
容紙約36Aの6隔室オートクレーブの第11h室に別
々に供給した。各隔室には、かぎまぜ機、じゃま板、酸
素分散管、熱電対ウェルおよび4ノンプリングラインを
備えた。浸出スラリーは1隔室から次の隔室に浴出ダム
によって進む。最終隔室からの生成物スラリーを、入っ
てくる供給材料に釣合う速度で排出させた。
づンブルを種々の間隔でオートクレーブ隔室から取出し
て分析し、溶液および残留物の組成を決定した。
浸出温度を150°Cに維持した。オートクレーブの全
圧は8.05 kg/Cm2(100pSig、 79
0kpa )であり、酸素分圧約3.52 kg / 
cm2(50psi−1345kPa )に相当する。
酸素を、硫化亜鉛の酸化に必要な化学風論量より約50
%過剰で複数の隔室に分散させた。
亜鉛濃縮物スラリーと電解液の流速を、流出溶液中の最
終酸濃度が60〜659/lとなるようニセットシタ。
0.5 kg / t (7) ’)グツゾル(Lig
nosol )および]、Okg/lのケブラ:l (
quebracho )の浸出添加物をオートクレーブ
に添加して、十分な亜鉛抽出速度を確保した。
浸出液中の銅、鉄および亜鉛抽出物を第1表に示す。
第    1    表 最終溶液および残留物の分析値を第2表に与える。
第    2    表 実施例2 鉛回路テーリングのバッチ加圧浸出 鉛量路テーリングについてバッチ加圧浸出試験を行った
。分析値はCu O64・9%、Fe 3 LO%、p
b tt、a 6%、Ag183g/l、S86.2%
およびZn 6.87%であった。電解液は15m9.
’/!のH2SO4および509/lのZnの分析値で
加圧浸出工程に供給する。鉛テーリングおよび電解液を
バッチオートクレーブに供給し、全スラリー容量を約2
.5tとした。オートクレーブにはかきまぜ機、酸素分
散管、熱電対ウェル、サンプリングラインおよびじゃま
板を備えた。浸出完了時に、スラリーを排出させる前に
オートクレーブの中で冷却した。
浸出温度は150’Cであった。オートクレーブ中の全
圧は8.a 5 kg/cm2(] 05 psig、
 820kpa )であり、酸素分圧約8.52 kg
/Crn2(50psj−134,5kPa )に相当
する。酸素を、オートクレーブ中に分散し、ベントガス
の流れを0651/分に維持して圧力を調整した。濃縮
物対電解液の比を、流出溶液中の最終酸濃度が60〜6
5ソ/lとなるように選んだ。保持時間は60分であっ
た。0.28 kg / tのリグノツルと0.46に
9/ものケブラコの浸出添加物を供給物に添加し、十分
な金属抽出を確保した。
銅、鉄および亜鉛抽出物を第3表に示す。
第    3    表 最終溶液および残留物の分析値を第4・表に示す。
第    4    表 浸出残留物の粗硫化物部分をふるい分けて回収し、フィ
ルターより小さいものに粗浮選を行い、硫化物および酸
化物部分を分離した。3種の生成物の残留物分析値を第
5表に示す。
第    5    表 粗テーリングは、さらに船テーリングに存在するシリカ
を含んでいた。
実施例3 浸出 高酸性加圧浸出工程からの最終溶液を、バッチ加圧浸出
工程で高品質亜鉛濃縮物で処理して、鉄除去、精製およ
び電解採取に適した溶液を生成した。亜鉛濃縮物の分析
値はCu O,5%、Fe 8.67%、Pb O,8
3%、Ag138g/l、S85.8%およびZn 5
2.9%であった。高酸性浸出溶液の分析値はH2SO
,55り/ l % Fe 209 / l 、 Cu
2にI/lおよびZn909/gであった。亜鉛濃縮物
および溶液をバッチオートクレーブに供給し、全スラリ
ー容量を2.57とした。オートクレーブは実施例2に
使用したものと同じである。
浸出温度は150°Cであった。オートクレーブ中の全
圧は5.30 Jrg/cm2(75psig 、 5
20kPa )であり、約7.04 kg / cm2
(20psi、690 kPa )の酸素分圧に相当す
る。操作条件は実施例2と同じであった。濃縮物対溶液
の比を、約90%の亜鉛抽出率を与え、高酸性浸出流出
溶液中の酸および鉄の利用を完全に確保するように選ん
だ。保持時間は60分であった。0.67に9/lのり
グ/ゾルおよび1.84kg/lのケブラコの浸出添加
物を添加して、十分な亜鉛抽出率を確保した。
銅および亜鉛の抽出を第6表に示す。
第    6    表 最終の溶液および残留物の分析値を第7表に示す。
第    7    表 未浸出の硫化亜鉛を浮選によって回収し、高酸性浸出工
程に再循環した。粗浮選生成物の残留物分析値を第8表
に示す。
第    8    表
【図面の簡単な説明】
第1図は本発明の1実施例を示す浮選操作の流れ図、 第2図は本発明の実施例による第1図の浮選操作で生成
した成分を処理するための湿式冶金法の流れ図、 第8図は本発明の他の実施例による浮選操作の流れ図、
および 第4図は本発明の実施例による第3図の浮選操作で生成
した成分を処理するための湿式冶金法の流れ図である。 12・・・粉砕工程     141・・・第1浮選工
程16・・・第2浮選工程   18・・・第3浮選工
程20・・・第4浮選工程 22・・・高酸性加圧浸出工程 24・・・液/面分離工程  26・・・向流濾過工程
28・・・浮選工程     30・・・低酸性浸出工
程32・・・液/面分離工程  34・・・浮選工程3
6・・・向流デカンテーション工程 38・・・銅除去工程    40・・・鉄除去工程4
2・・・精製工程 44・・・カドミウム回収工程 4・6・・・電解採取工程   48・・・溶融鋳造工
程50・・・塩素除去工程   52・・・鉛−銅浮選
工程54・・・亜鉛浮選工程   56・・・亜鉛清浄
浮選工程58・・・鉛−銅分離浮選工程 60・・・鉛清浄浮選工程  62・・・銅清浄浮選工
程64・・・鉄沈澱工程    66・・・焙焼工程6
8・・・液/面分離工程  70・・・中性浸出工程7
2・・・液/面分離工程  74・・・第2段階常圧浸
出工程76・・・液/面分離工程  78・・・高酸性
浸出工程80・・・液/面分離工程。 特許出願人  シエリット・ゴートン・マインズ・リミ
テッド ζ 代理人弁理士  杉  村  暁  秀  ′、、’4
t=、、、、 ’、、’、i:1゛゛リノ゛ 同  弁理士  杉  村   興   作  3パ″
“’、’;)y。 〜「1 FIG、1゜ 磁石 0′。 日G2 FIG、3 FIG、4 第1頁の続き (?争発 明 者 マイケル・イー・シャルクレイカナ
ダ国アルバータ・セントア ルバータ・ウェーク71′ ・Jしド ・ブールバード69

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 L 粉砕した鉱石、を第1fP、選工程にかけて、初期
    鉛濃縮物含有亜鉛を浮かべ亜鉛および鉄含有テーリング
    を生成し、 この亜鉛および鉄含有テーリングを第2浮選工程にかけ
    て、初期亜鉛濃縮物含有鉄を浮かべさらにテーリングを
    生成し、 この初期亜鉛濃縮物を第3浮選工程(こかけて、後続亜
    鉛濃縮物含有鉄を浮かべ、また亜鉛および鉄含有テーリ
    ングを生成し、 第3浮選工程からの亜鉛および鉄含有テーリング、およ
    び初期鉛濃縮物の少なくとも鉛および亜鉛含有部分を、
    第1浸出工程で酸化条件下に約180〜約1.70の範
    囲の温度で、約50〜約s o 9/lの最終酸性度を
    与えるように約50〜約150%の亜鉛含量に関して化
    学量論的に過剰の硫酸を含む硫酸水溶液に浸出させて、
    鉛含有残留物、および第1J浸出溶液含有亜鉛および鉄
    を生成し、第1浸出溶液から鉛含有残留物を分離し、第
    1浸出溶液を後続亜鉛濃縮物またはここから焙焼によっ
    て生成した焼成物で処理し−ここから亜鉛を溶解し殆ど
    の量の溶解鉄を沈澱し、これによって鉄含有残留物およ
    び第2浸出溶液含有亜鉛を生成し、 鉄含有残留物を第2浸出溶液から分離し、第2浸出溶液
    を処理して亜鉛を回収する各工程から成る鉄を含有、す
    る亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を°分離回
    収する方法。 2 第1浸出溶液中の後続亜鉛濃縮物を第2浸出工程に
    おいて酸化条件下に約180〜約170°Cの範囲の湿
    度で浸出することによって、第1浸出溶液を後続亜鉛濃
    縮物で処理する特許請求の範囲第1項記載の方法。 & 初期鉛濃縮物を第4浮選工程にかけて後続鉛濃縮物
    および鉛および亜鉛含有テーリングを浮かべ、前記録お
    よび亜鉛含有テーリングが第1浸出工程(こおいて亜鉛
    および鉄含有テ1−lングを用いて浸出した前記鉛およ
    び亜鉛含有部分を構成する特許請求の範囲第1項記載の
    方法。 生 初期鉛濃縮物を第1浸出工稈において亜鉛−および
    鉄含有テーリングを用いて浸出する特許請求の範囲第1
    項記載の方法。 5、 第2浸出工程からの鉄含有残留物が不溶亜鉛含有
    硫化物質を含有する場合鉄含有残留物の残部から不溶亜
    鉛含有硫化物質を分離し、分離した亜鉛含有物質を第1
    浸出工程(こ供給する特許請求の範囲第1項記載の方法
    。 6 @石が銀を含有する場合、主要部の銀が第1浸出工
    程からの鉛含有残留物Gこ存在する特許請求の範囲第1
    項記載の方法。 7、 鉱石が銅を含む場合、初期鉛濃縮物を第5浮選工
    程Gこかけて初期銅濃縮物および中間体の鉛および亜鉛
    含有テーリングを浮かべ、中間体の鉛および亜鉛含有テ
    ーリングを第6浮選工程しこかけて後続鉛濃縮物および
    後続鉛および亜鉛テーリングを浮かべ、 初期鋼濃縮物を第7浮選工程にかけて後続@濃縮物を浮
    かべ銅および亜鉛テーリングを生成し、 第1浸出工程Qこおいて銅および亜鉛テーリング、鉛お
    よび亜鉛テーリングおよび亜鉛および鉄テーリングを浸
    出し、 第2浸出工程において後続亜鉛濃縮物を浸出する特許請
    求の範囲第1項記載の方法。 8 第1浸出溶液を焼成物で処理し、鉄を沈澱し亜鉛を
    溶解する特許請求の範囲第1項記載の方法。 9 鉄含有残留物が亜鉛フェライトとして鉄を含む場合
    、前記残留物を強硫酸溶液で処理し、亜鉛フェライトを
    溶解し、亜鉛および鉄含有溶液を生成し、この溶液を再
    循環して前記第1浸出溶液を焼成物で処理し鉄を沈澱さ
    せる特言′I請求の範囲第8項記載の方法。
JP58179518A 1982-09-29 1983-09-29 亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法 Granted JPS5983731A (ja)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
GB8227727 1982-09-29
GB8227727 1982-09-29

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPS5983731A true JPS5983731A (ja) 1984-05-15
JPH059495B2 JPH059495B2 (ja) 1993-02-05

Family

ID=10533233

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP58179518A Granted JPS5983731A (ja) 1982-09-29 1983-09-29 亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法

Country Status (9)

Country Link
US (1) US4545963A (ja)
EP (1) EP0107401B1 (ja)
JP (1) JPS5983731A (ja)
AU (1) AU554376B2 (ja)
CA (1) CA1216157A (ja)
DE (1) DE3371179D1 (ja)
ES (1) ES526127A0 (ja)
PT (1) PT77388B (ja)
ZA (1) ZA837275B (ja)

Families Citing this family (25)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
FR2597465B1 (fr) * 1986-04-17 1988-07-29 Elf Aquitaine Procede pour l'extraction du soufre de minerais pyritiques
DE3634359A1 (de) * 1986-10-09 1988-04-21 Ruhr Zink Gmbh Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung
GB8928368D0 (en) * 1989-12-15 1990-02-21 Sherritt Gordon Ltd Recovery of metal values from zinc plant residues
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
US5795465A (en) * 1994-07-15 1998-08-18 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
US5807479A (en) * 1994-07-15 1998-09-15 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
GB9422476D0 (en) * 1994-11-08 1995-01-04 Sherritt Inc Recovery of zinc from sulphidic concentrates
US6325840B1 (en) * 1998-10-29 2001-12-04 John S. Depue Process for treating by-products from zinc smelting and the like
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
CN101745468B (zh) * 2010-01-27 2014-08-13 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法
WO2013020175A1 (en) 2011-08-08 2013-02-14 Xstrata Queensland Limited Treatment of sulphidic materials
CN102441497B (zh) * 2011-10-24 2013-06-19 山东黄金矿业(莱州)有限公司精炼厂 高铅锌铜金精矿直接氰化及综合回收生产方法
CN102441499B (zh) * 2011-12-12 2014-04-02 昆明理工大学 一种硫化铅锌矿的浮选方法
CN102600963B (zh) * 2012-03-09 2013-12-04 大兴安岭云冶矿业开发有限公司 硫化锌精矿加压酸浸后的矿渣分离方法
CN102744155B (zh) * 2012-08-06 2013-07-17 云南罗平锌电股份有限公司 一种从铅渣中综合回收铅银的方法
WO2014168620A1 (en) * 2013-04-11 2014-10-16 Metals Technology Development Company, LLC Improved method of recovering lead and other metals from polymetallic lead-bearing mineral resources, and composite polymetallic concentrate made there from
CN103212485B (zh) * 2013-04-28 2015-07-22 湖南水口山有色金属集团有限公司 提高硫精矿品位的浮选方法
CN103706487B (zh) * 2013-12-06 2016-03-02 西北矿冶研究院 一种细粒级铅银矿捕收剂
CN103990547B (zh) * 2014-05-07 2016-04-20 国土资源部昆明矿产资源监督检测中心 一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺
CN111039299B (zh) * 2019-12-13 2020-10-30 潘爱芳 一种铅锌尾矿高效资源化的方法
CN111020176A (zh) * 2019-12-23 2020-04-17 昆明理工大学 一种铜铅锌氧硫混合矿选冶联合回收利用的方法
CN113798050A (zh) * 2021-08-10 2021-12-17 北京矿酷数科信息技术有限公司 一种银铅锌矿选矿方法
WO2023212777A1 (en) * 2022-05-06 2023-11-09 Newcrest Mining Limited Processing mined ore

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
CA1130934A (en) * 1980-02-08 1982-08-31 Donald R. Weir Process for the recovery of copper and zinc values from sulphidic ore
FI65805C (fi) * 1980-09-30 1984-07-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess
FI65804C (fi) * 1980-09-30 1984-07-10 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av bly silveroch guld samt zink ur orena jarositaoterstoden fraon en e letrolytisk zinkprocess
CA1206008A (en) * 1982-02-24 1986-06-17 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1195846A (en) * 1982-06-03 1985-10-29 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material

Also Published As

Publication number Publication date
AU554376B2 (en) 1986-08-21
EP0107401A1 (en) 1984-05-02
DE3371179D1 (en) 1987-06-04
ZA837275B (en) 1984-06-27
ES8504958A1 (es) 1985-04-16
PT77388A (en) 1983-10-01
ES526127A0 (es) 1985-04-16
PT77388B (en) 1986-02-18
CA1216157A (en) 1987-01-06
EP0107401B1 (en) 1987-04-29
AU1965683A (en) 1984-04-05
US4545963A (en) 1985-10-08
JPH059495B2 (ja) 1993-02-05

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JPS5983731A (ja) 亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法
US3976743A (en) Treatment of zinc plant residue
EP0698127B1 (en) Recovery of metals from sulphidic material
RU2023728C1 (ru) Способ извлечения цинка, меди, свинца и серебра из цинкжелезосодержащего сульфидного сырья
EP0100237B1 (en) Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
JPS58164737A (ja) 亜鉛含有硫化物材料から亜鉛を回収する方法
JP4360920B2 (ja) 湿式冶金的抽出方法における不純物の処理または除去のための方法
AU2015240414B2 (en) Purification of copper concentrate by removal of arsenic and antimony with concomitant regeneration and recycle of lixiviant
US5770170A (en) Recovery of zinc from sulphidic concentrates
US4505744A (en) Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
EA006479B1 (ru) Способ экстракции молибдена и меди и способ очистки молибденового концентрата
JPS5916940A (ja) 亜鉛の回収方法
KR20210105406A (ko) 다금속 단괴로부터 금속을 회수하는 방법
US8974753B2 (en) Precipitation of zinc from solution
JP3411320B2 (ja) 亜鉛製錬法
US3544306A (en) Concentration of copper from copper ores,concentrates and solutions
EP2902510A1 (en) A new method for leaching of electric arc furnace dust (EAFD) with sulphuric acid
JP3197288B2 (ja) 亜鉛精鉱と亜鉛浸出残渣との同時湿式処理法
AU2016404815B2 (en) Method for reducing arsenic content in arsenic-bearing gold material
JPS62211B2 (ja)
US7438874B2 (en) Pressure oxidation leaching in the presence of an acidic solution of halide and sulfate ions from copper and base metal containing ore/concentrate
JPS5845339A (ja) 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
Ozberk et al. Commercial applications of the sherritt zinc pressure leach process and iron disposal
EP3074545A1 (en) Method and arrangement of separating arsenic from starting materials
US1509947A (en) Metallurgical process