JPS6140286B2 - - Google Patents
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- JPS6140286B2 JPS6140286B2 JP20094882A JP20094882A JPS6140286B2 JP S6140286 B2 JPS6140286 B2 JP S6140286B2 JP 20094882 A JP20094882 A JP 20094882A JP 20094882 A JP20094882 A JP 20094882A JP S6140286 B2 JPS6140286 B2 JP S6140286B2
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Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
本発明は不純物として多量の砒素を含有する
金、銀原料を熔融還元して該金、銀を高収率で回
収することを可能ならしめる銀を含む原料の処理
法に関するものである。 湿式亜鉛製錬では原鉱中の金、銀が浸出残渣中
に濃縮されているので、これらは中性浸出残渣よ
り浮遊選鉱法により銀精鉱として回収する。ま
た、別法によれば中性浸出残渣にパイライトを混
合して硫酸化焙焼を行なつてから、亜鉛、銅等を
浸出し、その浸出残渣を浮遊選鉱して銀精鉱とし
て回収することもできる。特に、後者の場合では
パイライト中に含まれた金、銀も同時に回収する
ことができるという利点がある。 このようにして回収された銀精鉱に金、銀品位
は亜鉛鉱の組成によつて異なるが、通常２〜10
Kg／Ｔであり、銀精鉱の主成分はヘマタイト、ま
たは亜鉛フエライトの状態の酸化鉄である。この
ような銀精鉱は量の少ない場合は銅製練所または
鉛製錬所において他の原料と混合処理することも
できる。しかし、その量が多いとか、砒素等の不
純物の多い場合には、上記のごとき混合処理は主
系統の操業に少なからぬ影響を及ぼすので、単独
処理が望ましい。 本発明の目的は砒素含有量の高い銀精鉱を可能
なかぎりの少量の鉛原料と配合して還元熔融し、
金、銀を高い収率で生成粗鉛中に吸収せしめる方
法を提供するにある。 すなわち、本発明は基本的に、金、銀及び砒素
を含む原料に、該銀の含有量の10〜100倍量の酸
化物形態の鉛を含む鉛原料と還元剤を添加して熔
融還元し、生成する粗鉛中に該金、銀を吸収さ
せ、その際生成するスラグ中の鉛品位が3.5％以
下とならないように該還元剤の添加量を調節し
て、該鉛原料中に含まれる該砒素を該粗鉛中に移
行せしめるという構成をとるものである。還元剤
の量が多くスラグ中の鉛品位が3.5％以下になる
と鉛の収率は高いが、その反面スパイス相を生成
し、スパイスへ相当量の銀が移行するので銀の収
率は低下する。 このように、本発明方法は砒素含有率の高い銀
精鉱に酸化物形態の鉛を含む鉛原料を加え、還元
熔融（以下、単に製錬という）して、粗鉛を生成
し、金及び銀をこの粗鉛中に吸収せしめる際に、
添加する鉛原料の量が鉛量換算にして銀量の100
倍を越えないようにして、生成粗鉛の銀品位を１
％以上に高め、かつ生成スラグの鉛品位が3.5％
以下にならないように、還元剤の添加量を制御す
ることにより、スパイス相を生成せしめず、もつ
て粗鉛への銀の移行率を向上せしめるものであ
る。 本発明方法で使用する鉛原料としては鉛精鉱の
焼結塊、鉛含有率の高い煙灰、硫酸鉛等、PbO、
PbSO4等の形態の鉛を含有する原料である。 また、生成するスラグの融点を下げるために、
硅砂、石灰石等の熔剤を適宜に配合することは、
通常の鉛製錬の場合と同様であるが、スラグ生成
量を抑制するための熔剤の添加量も極力抑制する
ことが望ましい。また本発明で使用する還元剤と
しては石炭またはコークスを用いることができ
る。 製錬炉はシヨートロータリフアーネスや反射炉
等、バーナによつて加熱するタイプのものでもよ
いが、煙灰の発生量の少ない電気炉が適してい
る。還元剤の利用効率は炉のタイプ、操業時のド
ラフト、鉛原料のタイプ等によつて異なるので、
スラグ中の鉛品位を指標として還元剤の添加量を
調節するが、コークスを用いた場合には、銀精鉱
と鉛原料の合計量に対し５〜10重量％である。生
成した粗鉛は適宜抜き出し、ケツトルでドロスを
除去し、砒素を１〜２％まで除去してからアノー
ドに鋳造し、通常の電解精製法により、電気鉛と
スライムを得ることができる。なお、上記におい
て、鉛原料の量を銀含有量の10〜100倍としたこ
とは生成粗鉛の銀品位を少くとも１％以上とする
ための10倍以下ではスラグ中に分配されて損失と
なる銀の絶対量が無視し得なくなるからである。 このように、一段処理だけでは銀のスラグ損失
が無視できない場合には本発明ではさらに第１図
に示すように第二段の処理を行なつて収率向上を
図ることができる。二段処理するか否かは経済性
により判断されることであり、例えば第一段処理
の収率が95％にも達していれば二段処理は必要な
いと思われる。 本発明の二段処理では銀精鉱と混合して製錬す
る該鉛原料を二分し、第一工程ではその鉛原料の
一部を銀を含有する原料に添加して製錬し、第二
工程では第一工程で生成したスラグのみを分取
し、これに前記鉛原料の残部を加えて更に還元を
行なう。第一工程ではスパイスの生成を防止する
ため、スラグの鉛品位は3.5％以上、好ましくは
４〜５％に為持するように、還元剤の添加量を抑
制しなければならぬ。スラグの鉛品位がこの範囲
にある時は、第２図に示すように、粗鉛及びスラ
グの銀品位の比は前述の如く、70〜100であり、
銀の実収率をそれほど損なうことなく、かつスパ
イスの生成も抑制することができる。 この二段還元処理では各工程に別の炉を用いる
方がよいが、単一の炉を用いる場合には第一工程
において所定バツチ量の銀精鉱を製錬し、生成し
た粗鉛を全量抜出し、炉内にはスラグのみを残留
せしめてから、第二工程で処理すべき鉛原料、還
元剤、熔剤等を加えて更に還元を行なう。この際
第二工程の反応終点においても、スラグの鉛品位
が3.5％以上であれば、スパイスの生成は抑制さ
れる。新たに生成した粗鉛は鉛原料中に含まれて
いる銀とスラグ中の銀を吸収する。銀の含有量は
第一工程に比し、１／10程度の水準であるので生
成粗鉛の銀品位も低く、従つてスラグ中の銀品位
は50〜100ppmまで低下させることができる。第
一工程と第二工程を合わせた銀の収率は97〜98％
である。 第二工程において、還元剤の量を増すことによ
り、スラグの鉛品位を２％またはそれ以下まで減
少させ、鉛の収率向上を計ることもできる。この
場合第２図に示す如く、粗鉛とスラグの銀品位の
比は200程度になるので、銀の収率も向上する。
その反面、スパイスの生成は避けられないが、こ
れは第一工程に繰返すことにより処理することが
でき、スパイスを最終産物とはしないのでスパイ
ス相への銀の損失を考慮する必要はない。 このようにして得られた銀含有率の高い粗鉛は
常法により電解精製により、電解鉛とスライムと
に分割し、スライムは更に銀回収工程に送られ
る。電解する際、粗鉛中の砒素含有率が高いと正
常な電解が行なわれないので許容限度まで予め除
去しなければならないが、これはハリス処理又は
柔鉛処理等公知の方法によつて容易に行なわれ
る。 次に、本発明を実施例によつてさらに具体的に
説明するが、本発明はその要旨を越えない限り以
下の実施例によつて限定されるものではない。 実施例 １ 本実施例で使用する銀精鉱及び副原料の組成を
第１表に示す。 予め1200℃以上に予熱した800KVAのエル式電
気炉に、重量比で銀精鉱1000重量部、鉛焼塊180
部、硅砂300部、石灰石200部、コークス粉90部
（銀精鉱と鉛焼塊の全量に対しては約８％）を混
合した装入物を約5T入れて熔融還元した。排ガ
ス中のダストはサイクロン及びバツクフイルター
で捕集し、連続的に炉に繰返した。産出物の組成
を第２表に示す。
金、銀原料を熔融還元して該金、銀を高収率で回
収することを可能ならしめる銀を含む原料の処理
法に関するものである。 湿式亜鉛製錬では原鉱中の金、銀が浸出残渣中
に濃縮されているので、これらは中性浸出残渣よ
り浮遊選鉱法により銀精鉱として回収する。ま
た、別法によれば中性浸出残渣にパイライトを混
合して硫酸化焙焼を行なつてから、亜鉛、銅等を
浸出し、その浸出残渣を浮遊選鉱して銀精鉱とし
て回収することもできる。特に、後者の場合では
パイライト中に含まれた金、銀も同時に回収する
ことができるという利点がある。 このようにして回収された銀精鉱に金、銀品位
は亜鉛鉱の組成によつて異なるが、通常２〜10
Kg／Ｔであり、銀精鉱の主成分はヘマタイト、ま
たは亜鉛フエライトの状態の酸化鉄である。この
ような銀精鉱は量の少ない場合は銅製練所または
鉛製錬所において他の原料と混合処理することも
できる。しかし、その量が多いとか、砒素等の不
純物の多い場合には、上記のごとき混合処理は主
系統の操業に少なからぬ影響を及ぼすので、単独
処理が望ましい。 本発明の目的は砒素含有量の高い銀精鉱を可能
なかぎりの少量の鉛原料と配合して還元熔融し、
金、銀を高い収率で生成粗鉛中に吸収せしめる方
法を提供するにある。 すなわち、本発明は基本的に、金、銀及び砒素
を含む原料に、該銀の含有量の10〜100倍量の酸
化物形態の鉛を含む鉛原料と還元剤を添加して熔
融還元し、生成する粗鉛中に該金、銀を吸収さ
せ、その際生成するスラグ中の鉛品位が3.5％以
下とならないように該還元剤の添加量を調節し
て、該鉛原料中に含まれる該砒素を該粗鉛中に移
行せしめるという構成をとるものである。還元剤
の量が多くスラグ中の鉛品位が3.5％以下になる
と鉛の収率は高いが、その反面スパイス相を生成
し、スパイスへ相当量の銀が移行するので銀の収
率は低下する。 このように、本発明方法は砒素含有率の高い銀
精鉱に酸化物形態の鉛を含む鉛原料を加え、還元
熔融（以下、単に製錬という）して、粗鉛を生成
し、金及び銀をこの粗鉛中に吸収せしめる際に、
添加する鉛原料の量が鉛量換算にして銀量の100
倍を越えないようにして、生成粗鉛の銀品位を１
％以上に高め、かつ生成スラグの鉛品位が3.5％
以下にならないように、還元剤の添加量を制御す
ることにより、スパイス相を生成せしめず、もつ
て粗鉛への銀の移行率を向上せしめるものであ
る。 本発明方法で使用する鉛原料としては鉛精鉱の
焼結塊、鉛含有率の高い煙灰、硫酸鉛等、PbO、
PbSO4等の形態の鉛を含有する原料である。 また、生成するスラグの融点を下げるために、
硅砂、石灰石等の熔剤を適宜に配合することは、
通常の鉛製錬の場合と同様であるが、スラグ生成
量を抑制するための熔剤の添加量も極力抑制する
ことが望ましい。また本発明で使用する還元剤と
しては石炭またはコークスを用いることができ
る。 製錬炉はシヨートロータリフアーネスや反射炉
等、バーナによつて加熱するタイプのものでもよ
いが、煙灰の発生量の少ない電気炉が適してい
る。還元剤の利用効率は炉のタイプ、操業時のド
ラフト、鉛原料のタイプ等によつて異なるので、
スラグ中の鉛品位を指標として還元剤の添加量を
調節するが、コークスを用いた場合には、銀精鉱
と鉛原料の合計量に対し５〜10重量％である。生
成した粗鉛は適宜抜き出し、ケツトルでドロスを
除去し、砒素を１〜２％まで除去してからアノー
ドに鋳造し、通常の電解精製法により、電気鉛と
スライムを得ることができる。なお、上記におい
て、鉛原料の量を銀含有量の10〜100倍としたこ
とは生成粗鉛の銀品位を少くとも１％以上とする
ための10倍以下ではスラグ中に分配されて損失と
なる銀の絶対量が無視し得なくなるからである。 このように、一段処理だけでは銀のスラグ損失
が無視できない場合には本発明ではさらに第１図
に示すように第二段の処理を行なつて収率向上を
図ることができる。二段処理するか否かは経済性
により判断されることであり、例えば第一段処理
の収率が95％にも達していれば二段処理は必要な
いと思われる。 本発明の二段処理では銀精鉱と混合して製錬す
る該鉛原料を二分し、第一工程ではその鉛原料の
一部を銀を含有する原料に添加して製錬し、第二
工程では第一工程で生成したスラグのみを分取
し、これに前記鉛原料の残部を加えて更に還元を
行なう。第一工程ではスパイスの生成を防止する
ため、スラグの鉛品位は3.5％以上、好ましくは
４〜５％に為持するように、還元剤の添加量を抑
制しなければならぬ。スラグの鉛品位がこの範囲
にある時は、第２図に示すように、粗鉛及びスラ
グの銀品位の比は前述の如く、70〜100であり、
銀の実収率をそれほど損なうことなく、かつスパ
イスの生成も抑制することができる。 この二段還元処理では各工程に別の炉を用いる
方がよいが、単一の炉を用いる場合には第一工程
において所定バツチ量の銀精鉱を製錬し、生成し
た粗鉛を全量抜出し、炉内にはスラグのみを残留
せしめてから、第二工程で処理すべき鉛原料、還
元剤、熔剤等を加えて更に還元を行なう。この際
第二工程の反応終点においても、スラグの鉛品位
が3.5％以上であれば、スパイスの生成は抑制さ
れる。新たに生成した粗鉛は鉛原料中に含まれて
いる銀とスラグ中の銀を吸収する。銀の含有量は
第一工程に比し、１／10程度の水準であるので生
成粗鉛の銀品位も低く、従つてスラグ中の銀品位
は50〜100ppmまで低下させることができる。第
一工程と第二工程を合わせた銀の収率は97〜98％
である。 第二工程において、還元剤の量を増すことによ
り、スラグの鉛品位を２％またはそれ以下まで減
少させ、鉛の収率向上を計ることもできる。この
場合第２図に示す如く、粗鉛とスラグの銀品位の
比は200程度になるので、銀の収率も向上する。
その反面、スパイスの生成は避けられないが、こ
れは第一工程に繰返すことにより処理することが
でき、スパイスを最終産物とはしないのでスパイ
ス相への銀の損失を考慮する必要はない。 このようにして得られた銀含有率の高い粗鉛は
常法により電解精製により、電解鉛とスライムと
に分割し、スライムは更に銀回収工程に送られ
る。電解する際、粗鉛中の砒素含有率が高いと正
常な電解が行なわれないので許容限度まで予め除
去しなければならないが、これはハリス処理又は
柔鉛処理等公知の方法によつて容易に行なわれ
る。 次に、本発明を実施例によつてさらに具体的に
説明するが、本発明はその要旨を越えない限り以
下の実施例によつて限定されるものではない。 実施例 １ 本実施例で使用する銀精鉱及び副原料の組成を
第１表に示す。 予め1200℃以上に予熱した800KVAのエル式電
気炉に、重量比で銀精鉱1000重量部、鉛焼塊180
部、硅砂300部、石灰石200部、コークス粉90部
（銀精鉱と鉛焼塊の全量に対しては約８％）を混
合した装入物を約5T入れて熔融還元した。排ガ
ス中のダストはサイクロン及びバツクフイルター
で捕集し、連続的に炉に繰返した。産出物の組成
を第２表に示す。
【表】
【表】
実施例 ２
実施例１において装入原料5Tを熔解後、生成
した粗鉛を全量抜き出し、一方スラグは炉内に留
めたまま、鉛焼塊800Kg、コークス粉80Kgを装入
して還元を行なつた。捕集されたダストは全量炉
に繰返した。装入終了後、約１時間静置した後、
生成物を全量抜き出し、サンプルを採取した後、
粗鉛及びスパイスは炉に繰返した。産出物の分析
値は第３表Ａ欄に示す。 次いで、実施例１と同様の装入原料5Tを熔解
した、ダストは連続的に炉に繰返した。熔解後、
粗鉛を抜き出したが、スパイス層は認められなか
つた。この時の産出物の組成を第３表Ｂ欄に示
す。産出物の分析値を基準にして計算した銀の推
定収率は97〜98％である。
した粗鉛を全量抜き出し、一方スラグは炉内に留
めたまま、鉛焼塊800Kg、コークス粉80Kgを装入
して還元を行なつた。捕集されたダストは全量炉
に繰返した。装入終了後、約１時間静置した後、
生成物を全量抜き出し、サンプルを採取した後、
粗鉛及びスパイスは炉に繰返した。産出物の分析
値は第３表Ａ欄に示す。 次いで、実施例１と同様の装入原料5Tを熔解
した、ダストは連続的に炉に繰返した。熔解後、
粗鉛を抜き出したが、スパイス層は認められなか
つた。この時の産出物の組成を第３表Ｂ欄に示
す。産出物の分析値を基準にして計算した銀の推
定収率は97〜98％である。
第１図は銀精鉱の二段処理を示すフローシー
ト、第２図はスラグの鉛品位と銀の分配比の関係
を示すグラフ図である。
ト、第２図はスラグの鉛品位と銀の分配比の関係
を示すグラフ図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 金、銀及び砒素を含む原料に、該銀の含有量
の10〜100倍量の酸化物形態の鉛を含む鉛原料と
還元剤とを添加して熔融還元し、生成する粗鉛中
に該金、銀を吸収させ、その際生成するスラグ中
の鉛品位が3.5％以下とならないように該還元剤
の添加量を調節して該原料中に含まれる該砒素を
該粗鉛中に移行せしめることを特徴とする銀を含
む原料の処理法。 ２ 金、銀及び砒素を含む原料に、該銀の含有量
の10〜100倍量の酸化物形態の鉛を含む鉛原料を
二分して、その一部の鉛原料と還元剤とを添加し
て熔融還元する第一工程と第一工程で生成したス
ラグに残部の該鉛原料と該還元剤とを添加し、さ
らに還元する第二工程とよりなり、その際第一工
程で生成したスラグの鉛品位が3.5％以上になる
ように該還元剤の添加量を調節することにより、
スパイス相を生成せしめず、また、第二工程では
該スラグの鉛品位が3.5％以下になるように該還
元剤の添加量を調節して、粗鉛及び銀の収率を高
め、かつ得られる粗鉛及びスパイスのうち、少な
くとも該スパイスは第一工程に繰返し、該砒素は
最終的に該粗鉛中に移行せしめることを特徴とす
る銀を含む原料の処理法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP20094882A JPS5993843A (ja) | 1982-11-16 | 1982-11-16 | 銀を含む原料の処理法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP20094882A JPS5993843A (ja) | 1982-11-16 | 1982-11-16 | 銀を含む原料の処理法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5993843A JPS5993843A (ja) | 1984-05-30 |
| JPS6140286B2 true JPS6140286B2 (ja) | 1986-09-08 |
Family
ID=16432963
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP20094882A Granted JPS5993843A (ja) | 1982-11-16 | 1982-11-16 | 銀を含む原料の処理法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS5993843A (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS62109990U (ja) * | 1985-12-27 | 1987-07-13 |
-
1982
- 1982-11-16 JP JP20094882A patent/JPS5993843A/ja active Granted
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS62109990U (ja) * | 1985-12-27 | 1987-07-13 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS5993843A (ja) | 1984-05-30 |
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