JPS61136639A - 亜鉛浸出残渣の処理方法 - Google Patents

亜鉛浸出残渣の処理方法

Info

Publication number
JPS61136639A
JPS61136639A JP59256060A JP25606084A JPS61136639A JP S61136639 A JPS61136639 A JP S61136639A JP 59256060 A JP59256060 A JP 59256060A JP 25606084 A JP25606084 A JP 25606084A JP S61136639 A JPS61136639 A JP S61136639A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
zinc
solution
iron
soln
separated
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
JP59256060A
Other languages
English (en)
Other versions
JPS6345458B2 (ja
Inventor
Koichi Kaneko
金子 皓一
Shizuo Nojima
野島 静雄
Masaharu Ishiwatari
正治 石渡
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.)
Mitsubishi Metal Corp
Original Assignee
Mitsubishi Metal Corp
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 Mitsubishi Metal Corp filed Critical Mitsubishi Metal Corp
Priority to JP59256060A priority Critical patent/JPS61136639A/ja
Publication of JPS61136639A publication Critical patent/JPS61136639A/ja
Publication of JPS6345458B2 publication Critical patent/JPS6345458B2/ja
Granted legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • 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

  • 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】 (産業分野) 本発明は湿式亜鉛製錬の際に生ずる亜鉛浸出残渣を通常
の高温強酸浸出法と硫化による鉄,亜鉛分離法との組合
せにより、該浸出残渣中の有価金属、すなわち金,優.
鋼,鉛,力Vtクムおよび亜鉛を有効κ回収するととも
κ鉄を無害化する亜鉛浸出残渣の処理方法に関する。
(従来技術とその間照点) 亜鉛浸出残渣の処理方法については従来よ〕種々の方法
が提案され、実権されている・乾式法には、ウエルツ法
、レトルトヒエ−ζフグ法、亨熟ヒエー?ング法、半博
鉱炉法および電熱蒸留法等がある。これらの方法はH#
l中に含有される鉛。
11!船およびカドミクム等ボ気圧の高い金属を還元1
発させ、金属状あるいは酸化物の形で回収する方法であ
り、金、銀および鍋等蒸気圧の低い金属は峡とともII
c鉱滓となるので、再イ処理して回収されるが、次のよ
うな問題点がある。
(l)@科あるいは電力の消費が大である。
(2)還元剤の使用量が多い。
(3)金、峠、鋼の回心が面倒で”ある。
(4)パッチ操業法が多い。
一方、湿式法としては硫酸化焙焼−希硫m浸出法、ジャ
四すイト法、へ!タイト法、およびゲーサイト法等があ
る。硫酸化焙鳩法は酸化gs燭鉱の酸浸出残渣を浮選に
よ0.鋏を回収した後、硫化快晴鉱を混合して硫酸化矯
喘し、拳、Wi船、カドンクムを6T#l性の硫酸塩と
して溶出させ、回収しているが、次のような問題点があ
る。
(1,)  多量の硫酸を副生ずる。
(2)  硫酸化剤として硫化鉄を使用するため、最終
残液量は鉄が入るため多い。
また、ジャロサイト法では鋼、亜鉛、カドζり五等は回
収されるが、次の問題点がある。
(11最終残渣のFe品位が低く、滓量が多い。
(2)  塩基性硫酸塩による環境汚染のおそれがあり
、固化を必要とする。
さらに、ヘマタイト法は有価金属の完全回収が可能であ
り、最終滓量も少なく、きわめて優れた処理方法である
が、工程が複雑で設備費が高いという問題点がある。
(発明の目的) 本発明者等は上記の従来方法の問題点を解決し、硫酸な
副生ずることなく、しかも廃棄物を無害化し、投棄物あ
るいは埋立材とするとともに有価金属を効率よく回収で
きる方法を提出すべく検討した結果、高温強酸還元浸出
法と硫化によるZnとFeとの選択的分離および硫酸量
の晶析等の岨合せにより、上記目的を達成し得ることを
見出し、本発明に到達した。
(発明の構成) ゛すなわち、本発明によれば、亜鉛浸出残渣から亜鉛お
よび金銀含有鉛滓を抽出し分離回収する亜鉛浸出残渣の
処理方法において、 (−亜硫酸ガス雰囲気内で亜鉛浸出残flKその1.0
〜2.0重量倍以上の硫酸量を加え、固液比1:3〜1
:10の範囲でかつ液温80℃以上の東件で処理し、該
亜鉛浸出残渣よ〕亜鉛および鉄の大部分を溶出させ、次
いで亜鉛・鉄含有溶液と金銀含有鉛滓とに分離するfX
l工程、 (8第1工程で得られた亜鉛・鉄溶液に炭酸カルシウム
を加えて液のPH値を0〜2の範囲に調整するとともに
硫化水素ガスを導入して骸亜鉛・鉄溶液中の亜鉛を選択
的く硫化亜鉛沈殿物として該鉄含有溶液より晶出させて
該母液より分離する第2工程、 (C)  第2工程で得られた硫化亜鉛沈殿物に亜鉛電
解廃液を加えて硫イし水素ガスを発゛生させ、該硫化水
素なM2工程にリサイクルし、生成した硫酸カルシウム
を含む亜鉛溶液を一過して硫酸カルシウムと亜鉛溶液と
に分離し、該亜鉛溶液は亜鉛電解工程に移送する第3工
程、及び (d 第2工程で得られた鉄含有溶液の酸度調整忙より
、硫酸量を晶出させて該母液より分離し、該分離母液を
第1工程にリサイクルする*4工程、の組合せよりなる
ことを特償とする亜鉛浸出残渣の処理方法、が得られる
・ 第1工糧で加える硫酸量は亜鉛浸出残渣の1.0〜2.
0重量倍以上である。硫酸量が1. O3l貴倍未満で
はZn、Faの浸出率が悪く、また2重量倍を越えると
、硫酸量が過剰になりすぎてコスト的に不利で、好まし
くは1.5重量倍である。
固液比は1:3〜l:10の範囲である。固液比が1:
3未滴ではスラリー濃度が高すぎて攪拌、移送等の操作
性が悪くなり、かつ浸出率も低下する。また1:10を
越えると、スラリー量が多くなりすぎて夕/り容量が大
きくなり、従って加熱燃料も多くな力、設備費が高くな
る。
液温は80℃以上である。温度が80℃未満ではZn*
Feの浸出率が低下するので、好ましくは80〜100
℃の範囲である。
浸出時間は4時間以上が好ましい。4時間未満では十分
な浸出率が得られない。
第2工程ではZnだけを選択的に硫化沈殿させるために
亜鉛・鉄溶液のpH値を0〜2の範囲に調整するのであ
るが、そのためにCaCO5を添加する。従って、次の
反応式よりも過剰のCaC0Jlが必要となる。
Z n 504 +H1’S +Ca COs =Z 
n s十c a S O4+HtO+COd次に、本発
明を図面のフローシートにより詳述る。
算1工穆では公知の高@強酸浸出法に亜硫酸ガスによる
還元を併用したいわゆる還元浸出法によって、亜鉛浸出
残渣を処理して、−溶性の亜鉄酸亜鉛を溶解させると同
時Vc3価鉄イオノを2@イオンに還元し、第2工程に
おける硫化を容易ならしめる。還元剤として、SOt 
 ガスの代りにZnSを用いてもよい。このようにして
浸出液と鉛滓が得られる。浸出液すなわち亜鉛溶液は亜
鉛および2価の鉄イオンを主体とする硫酸溶液である。
一方、浸出残渣である鉛滓は鉛、銀および金等の有価物
を含有しているので、通常の鉛製錬にて回収する。
1/E2工程ではpHと硫化亜鉛の安定領域との関係を
利用してFe  は溶液のままでZn8の安定なpH範
囲すなわち、0〜2の範囲を選んで、HSガスを反応さ
せれば、ZnSとFe  を分離できる。
すなわち、第2工程では浸出液に炭酸カルシウムを添加
し、攪拌しなからH,8ガスを吹込むと、上述の次式反
応によって硫化亜鉛と石こうが生成するので鉄含有液と
硫化亜鉛、石こう混合物を濾過分離する。
Z n S O++Ht S +〇 a COs =Z
 n S +Ca S 04+H! 0+COR↑第3
工程では[2工程で得られた硫化亜鉛、石こう準金物を
亜鉛電解廃液で処理し、亜鉛の溶解と同時vc Hm 
Sガスを発生させる。この反応は次式%式% 発生したHa Sガスは第2工程の硫化1糧で利用する
。石こう含有亜鉛液は石こうを分離後、亜鉛電解工程に
供給し、亜鉛を回収する。
一方、第2工程で亜鉛、石こう混合物を分離した鉄含有
液は本工程で硫酸を加え、硫酸濃度と硫酸第一鉄溶解度
の関係を利用して、硫酸第一鉄を晶析させ、大部分の鉄
をf別した該溶液は第1工程の浸出溶液として再利用す
る。
第4工程では、晶析によ〕分離された硫酸第一鉄の結晶
F a S 04・71hOは可溶性であるため、炭酸
カルシウムと混合して自然酸化をさせて無害化し、これ
を人工土として埋立て用土とする。その反応は次の通り
である。
2 F e 804 ・7I−Tt O+2 Ca C
Os +TO!=2 F eO(OH)CaSO4・2
HtO+9H*O+2COt?次に、本発明をij!施
例によって具体的に説明するが、以下の実施例によって
本発明の範囲は限定されるものではない。
実施例 亜鉛185重量憾、鉄25重量慢、水分35重量係を含
む亜鉛浸出残渣1ゆを2501/Jの濃度の硫酸4ぶを
用い、10()]i’fi*の二酸化イオウガスを18
0id/分の流量で吹き込みつつ、@度9s℃で6時間
反応させ、亜鉛42.3!I/Jr178Jj)、鉄5
611/J(23511)を含む浸出液4.21を得た
。亜鉛および鉄の浸出率はそれぞれ96.2畳および9
4.0憾であった(lE1工程)。
第1工程の浸出液4Jを用い、炭酸カルシウム675I
を該浸出液に加え、一部をスラリー状態で懸濁させた。
次いで、硫化水素ガスを330111/分の流量で吹き
込みつつ、3時間反応させ、薗1表に示す組成の硫化沈
殿物1.46に9を得た。
なお、算1表(OZn )!1701 (硫化率100
1)Feは0.0111−eあった(第2工m)。
第1表 硫化沈殿物(重量嗟) 次に、第2工程で得られた硫化沈殿物11kgを硫酸濃
度30G、9/Jの溶液4Jを用い、空気をし中断した
状態で温度106℃で30分間浸出した結果、硫化水素
ガス37. I JとWL船一度2L26み句(115
,5Ii)、鉄S度1.63Ii/J(6,7#)を含
む浸出液4.094を得た(K3工程)。
第2工程で得られたFe 98.159/J (98,
159)とZ no、9211/J (0,921)を
含む硫化後液IJに濃硫酸を加えて酸濃度25優とし、
これを10℃に冷却してF e S 04・7H10を
晶析させ、遠心分離機により硫酸量を分離し、得られた
硫酸量は7水塩で3611であった。
この分離された硫酸量F6804・ 7H10では鉄の
結晶化率は約70憾であり、硫酸量分離溶液はFe33
.951/J、Zn1.031/Jf)8度を有するも
のであった。
さらに、この硫酸量結晶1モルに対して1.1モルの炭
酸カルシウムを混合し、大気中で自然酸化させ、26時
間後VC1W出テストを実施した。その結果pH7,1
0、溶出鉄量0.o2WIg/J、溶出カルシウム量2
5019/Jであった。また、鉄の形!lはゲーサイト
(FeOOH)忙酸化され、カルシウムは石こうの形態
をなしていた1、(第4工程)。
(発明の効果) 本発明は上記構成をとることによって、次の効果を奏す
ることができる。
(1)硫酸を副生ぜず、しかも含鉄廃棄物は無害化され
、これを人工土として埋立て用に利用できる。
(2)  鉛、金、銀等の有価物を廃棄せず、回収原料
として処理をする。
(3)  通常の設備で処理できる。
【図面の簡単な説明】
図面は本発明の一実施例のフローシート図である。

Claims (1)

    【特許請求の範囲】
  1. (1)亜鉛浸出残渣から亜鉛および金銀含有鉛滓を抽出
    し分離回収する亜鉛浸出残渣の処理方法において、 (a)亜硫酸ガス雰囲気内で亜鉛浸出残渣にその1.0
    〜2.0重量倍以上の硫酸量を加え、固液比1:3〜1
    :10の範囲でかつ液温80℃以上の条件で処理し、該
    亜鉛浸出残渣より亜鉛および鉄の大部分を溶出させ、次
    いで亜鉛・鉄含有溶液と金鉄含有鉛滓とに分離する第1
    工程、 (b)第1工程で得られた亜鉛・鉄溶液に炭酸カルシウ
    ムを加えて液のpH値を0〜2の範囲に調整するととも
    に硫化水素ガスを導入して該亜鉛・鉄溶液中の亜鉛を選
    択的に硫化亜鉛沈殿物として該鉄含有溶液より晶出させ
    て該母液より分離する第2工程、 (c)第2工程で得られた硫化亜鉛沈殿物に亜鉛電解廃
    液を加えて硫化水素ガスを発生させ、該硫化水素を第2
    工程にリサイクルし、生成した硫酸カルシウムを含む亜
    鉛溶液をろ過して硫酸カルシウムと亜鉛溶液とに分離し
    、該亜鉛溶液は亜鉛電解工程に移送する第3工程、及び (d)第2工程で得られた鉄含有溶液の酸度調整により
    、硫酸量を晶出させて該母液より分離し、該分離母液を
    第1工程にリサイクルする第4工程、の組合せよりなる
    ことを特徴とする亜鉛浸出残渣の処理方法。
JP59256060A 1984-12-04 1984-12-04 亜鉛浸出残渣の処理方法 Granted JPS61136639A (ja)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP59256060A JPS61136639A (ja) 1984-12-04 1984-12-04 亜鉛浸出残渣の処理方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP59256060A JPS61136639A (ja) 1984-12-04 1984-12-04 亜鉛浸出残渣の処理方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPS61136639A true JPS61136639A (ja) 1986-06-24
JPS6345458B2 JPS6345458B2 (ja) 1988-09-09

Family

ID=17287343

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP59256060A Granted JPS61136639A (ja) 1984-12-04 1984-12-04 亜鉛浸出残渣の処理方法

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JPS61136639A (ja)

Also Published As

Publication number Publication date
JPS6345458B2 (ja) 1988-09-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US6843976B2 (en) Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
CA2511662C (en) Recovering metals from sulfidic materials
KR101330464B1 (ko) 용액으로부터의 비소 및 귀금속의 회수 방법
KR100312468B1 (ko) 황화아연을함유한원료를처리하는습식야금법
US4440569A (en) Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
US4619814A (en) Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates
US4572822A (en) Method of recovering metals from industrial by-products
US4244735A (en) Chloride leach process for recovering metal values in the presence of arsenic
NO142995B (no) Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre
CA1082467A (en) Method of recovering non-ferrous metals from sulphidic materials
NO161510B (no) Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer.
CA1224926A (en) Method for working-up complex sulphidic ore concentrates
US4082629A (en) Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide
NO161509B (no) Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater.
US4594102A (en) Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material
US4464344A (en) Process for recovering non-ferrous metal values from ores, concentrates, oxidic roasting products or slags
US4127639A (en) Process for recovering silver from residues containing silver and lead
AU2017279746B2 (en) Beneficiation of Lead Sulphide Bearing Material
JPH09241776A (ja) 製錬中間物に含まれるヒ素分離方法およびヒ素の回収方法
US6274104B1 (en) Non-ferrous metal recovery method utilizing a melt sulphation reaction
JPH06212304A (ja) 亜鉛製錬法
JPS63494B2 (ja)
JPS61136639A (ja) 亜鉛浸出残渣の処理方法
GB2114966A (en) Recovery of zinc from sulphidic material
US2639220A (en) Method of making copper sulfate