KR910003516B1 - 아연 및 철이 함유된 황화물의 침출 방법 - Google Patents

아연 및 철이 함유된 황화물의 침출 방법 Download PDF

Info

Publication number
KR910003516B1
KR910003516B1 KR1019850003695A KR850003695A KR910003516B1 KR 910003516 B1 KR910003516 B1 KR 910003516B1 KR 1019850003695 A KR1019850003695 A KR 1019850003695A KR 850003695 A KR850003695 A KR 850003695A KR 910003516 B1 KR910003516 B1 KR 910003516B1
Authority
KR
South Korea
Prior art keywords
solution
zinc
leaching
sulfur
iron
Prior art date
Application number
KR1019850003695A
Other languages
English (en)
Other versions
KR850008189A (ko
Inventor
진 알프레드 아우구스트 앙드레
Original Assignee
소시에떼 데스 미네스 에트 폰데리스 데 진크 데 라비에일레 몬타인
지. 리에스 · 알. 엥글버트
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 소시에떼 데스 미네스 에트 폰데리스 데 진크 데 라비에일레 몬타인, 지. 리에스 · 알. 엥글버트 filed Critical 소시에떼 데스 미네스 에트 폰데리스 데 진크 데 라비에일레 몬타인
Publication of KR850008189A publication Critical patent/KR850008189A/ko
Application granted granted Critical
Publication of KR910003516B1 publication Critical patent/KR910003516B1/ko

Links

Images

Classifications

    • 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
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • 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
    • 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
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • 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
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • 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
    • C22B13/00—Obtaining lead
    • C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
    • 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
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0063—Hydrometallurgy
    • C22B15/0065—Leaching or slurrying
    • C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • 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
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • 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
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Catalysts (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Compounds Of Iron (AREA)
  • Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
  • Solid-Sorbent Or Filter-Aiding Compositions (AREA)
  • Saccharide Compounds (AREA)
  • Acyclic And Carbocyclic Compounds In Medicinal Compositions (AREA)
  • Developing Agents For Electrophotography (AREA)

Abstract

내용 없음.

Description

아연 및 철이 함유된 황화물의 침출 방법
제 1 도는 본 발명의 일실시 상태인 연속적인 침출 방법에 의하여 철, 구리, 납 및 귀금속들을 비롯한 황이 함유된 아연물질로부터 아연을 회수하는 공정도.
제 2 도는 배소(焙燒)후에 황화물을 처리하는 기존장치를 개선하기 위하여 설계된 공정도.
제 3 도는 제 2 도의 공정과 제 1 도의 공정을 결합시킨 전체 공정도.
본 발명은 철을 함유한 황과 아연함유 물질로부터 아연 및 구리를 침출하고 귀금속(주로, 은) 및 납을 회수하는 습식 야금방법에 관한 것으로, 황화물질은 2단계 이상의 침출공정을 거치는데, 제 1 침출 단계는 산화조건하의 황의 융점 이상, 즉 120°-160℃에서 아연을 불완전하게 용해시키기 위하여 묽은 황산 수용액의 존재하에서 수행되며, 제 2 침출 단계는 대기압하에서 묽은 수용액으로 처리하여 황산아연용액과 황, 아연잔사, 구리, 및 대부분의 납 및 귀금속이 함유된 잔사가 형성되게 한다.
본 발명은 기존 습식야금공장내에 설치될 수 있으며, 그 융통성에 의하여 이들 기존 공장에 여러가지 출발물질의 혼합물을 처리할 수 있도록 기여할 방법에 관한 것이다.
산 및 황화물의 상대량을 조절하여(존재하는 산의 양은 일정한 농도까지 황산아연으로 존재하는 아연을 선택적으로 전환시키는데 충분하고, 반응 혼합물을 산소의 존재하에 압력을 가하면서 황의 융점이상의 온도로 이르게 함) 황화물을 황산수용액 중에 미세분말 형태로 분산시키는 방법에 의하여 아연 및 철을 비롯한 황이 함유된 물질중에 존재하는 아연을 추출하는 방법은 불란서 특허 제 2,207,192호에 기재되어 있다. 반응 완결시 반응 혼합물의 산도(酸度)는 자로사이트(jarosite) KFe3(SO3)3(OH)6또는 NaFe3(SO3)3(OH)6, 수산화철 및 염기성 황산철의 불용성 잔사 형태로 침전시켜 침출액으로 부터 철을 제거시킬 수 있을 정도로 약하게 선택된다. 또한, 이들 잔사는 불용성 철 및 황화구리, 황, 은 및 납을 함유하고 있다.
이들은 주로 은 자로사이트 AgFe3(SO3)2(OH)6및 납 자로사이트 PbFe6(SO4)(OH)12형태로 존재한다.
부유선광법에 의하여 이들 잔사를 처리하면 한편으로는 은이 적게 함유된 황 및 황화물의 정광이 얻어지며, 다른편으로는 철에 의하여 희석되므로 경제적인 방법으로 이들을 회수하기가 매우 어려운 형태로 거의 모든 납 및 은을 함유하는 저질의 생성물이 얻어진다.
아연을 추출하기 위하여 2상 중에서 압력을 가하며 황산수용액으로 아연 및 철을 함유하는 황화광물을 침출하는 습식야금방법은 미국 특허 제 4,004,991호에 기재되어 있다. 이 방법은 역류식 고체-액체 추출법인데 상기 불란서 특허 제 2,207,192호의 방법과 대등한 온도 및 산화 조건하에서 2단계 공정으로 수행된다.
추출된 상(相)은 미세 황화광물의 용융된 황으로 구성되며 여기서 용매는 재순환전해액이다.
소량의 용해된 철과 유리산으로 아연 및 최종 침출액을 신속하고 완전하게 추출하기 위하여 제1단계 공정은 제2단계 공정에 존재하는 이용가능한 산에 비하여 과잉량의 아연의 존재하에 수행된다. 제1단계는 산과 철이 제거된다.
제2침출단계는 아연을 완전히 추출하기 위하여 제1단계의 침출잔사로부터 출발하여 수행된다.
제2단계로부터 얻은 잔사에는 은과 납이 함유되어 있다(이들은 주로 철 침전물에 의하여 상당히 희석되며 특히 수산화철 및 황산철에 의하여 희석된 자로사이트 형태임).
상기 잔사를 부유선광하면 은과 납이 소량 함유된 황과 황화물의 정광이 얻어지는 반면에, 다른 한편으로는 납이 함유된 저질의 제품이 얻어진다.
이 저질의 제품이 거의 모든 납과 은을 함유함에도 불고하고 다량의 자로사이트, 수산화철 및 염기성 황산철이 존재하므로 이들 금속들을 경제적으로 회수하는 데에는 어려움이 있다.
영국 특허 출원 제2,144,966호에 기재된 공지의 방법에 의하여 철, 납 및(또는) 은을 비롯하여 황과 아연 함유물질로부터 130-170℃의 온도에서 출발물질 중의 아연에 대하여 적어도 40-100% 과잉량의 산으로 산화조건하에서 상기 물질을 침출하여 아연을 추출한다.
가압하에서 침출하는 동안 아연을 완전히 용해시키기 위하여 용해된 철이 실질적으로 산화될 정도의 온도와 산화조건으로 분산시킬 필요성이 있다.
이와 같이 침출이 진행되는 고온에서 산화된 철은 자로사이트 침전물, 특히 납과 은의 자로사이트(이들 금 속의 회수를 방해함)를 신속하게 형성한다. 이와 같은 자로사이트 침전물의 형성을 피하기 위하여 반응을 완결시키는데 있어 반응 혼합물의 산도를 유리산 약 60-70g/ℓ 의 매우 높은 값으로 유지시킨다. 이 때 출발물질중의 거의 모든 아연과 철을 함유하는 침출액을 얻는 동시에 한편으로는 은과 납의 대부분과 소량의 자로사이트를 함유하는 미용해 잔사가 얻어진다. 이 잔사는 부유선광법에 의하여 처리되며 은은 수율이 85%에 도달할 수 있는 황정광중에서 회수된다.
최종 황화물 용액의 산도가 매우 높으므로 이 방법의 목적은 상기 용액을 배소-침출 방법의 열산침출단계까지 진행시키기 위한 것이며, 이 때 황 및 아연이 함유된 출발물질을 산화아연 및 아연페라이트를 함유하는 물질로 전환시키는 방법으로 먼저 배소시키고 그 다음에 열산 침출단계에서 처리되는 페이스트를 얻는 방법으로 전기분해에서 얻어진 산용액으로 예비처리한다.
이러한 열산침출방법에서 아연페라이트를 침출시키는 과정에서 생성된 용액은 가압하에 황화물을 침출하는데 사용되고 얻어진 용액은 동일한 아연페라이트의 추출에 사용되며 이 공정도 역이 열산침출공정이라 불리워진다.
이 공정에서 황화물의 강한 산성 열침출에서 생성된 산의 일부가 산화아연과 접촉되며 소비된다.
그러므로 공지된 모든 방법은 불란서 특허 제2,207,192호에 기재된 것과 동일한 황화물의 가압하 침출 및 황함유물질의 배소로부터 얻어진 소광(calcine)의 가압하 침출의 결합에 귀착된다.
이와 같은 공지의 방법은 황화물과 소광을 침출시키는 2가지 상이한 방법을 결합시키면 이 방법중의 한가지 용액을 다른 방법의 반응을 수행하는 데 사용할 때 실시 및 조절하기가 어려우므로 적응성이 부족하다.
물질잔량은 이 공정에서 황이 함유된 출발물질의 전체량의 15-25%만이 황화물의 가압하 침출방법으로 처리될 수 있다는 것을 증명한다.
필요한 소광의 양은 이 공정이 배소시킴으로써 황과 아연이 함유된 물질을 처리하는 기존 결합방법에 부가시킨 추가적인 방법으로 축소되도록 매우 많은 양이 될 것이다.
또한, 이 방법에 의하여 황이 함유된 출발물질중에 함유된 구리는 아주 일부분만이 용해된다는 것을 알아야 한다. 용해된 양은 거의 60%정도이다. 잔류 구리는 침출된 잔사에서 발견되므로 경제적인 손실이 크다.
더구나 잔류 구리는 부유선광 과정에서 황정광중에 상당량의 은과 함께 포함되어 있으므로 은을 회수하는 후속처리가 매우 어렵다.
가압하에서 침출하는데 있어서 황함유 물질중의 아연을 거의 완전히 용해시키는 것은 매우 강한 산화조건, 특히 공정을 완결시키는데 있어 황화물 중의 황을 직접 황산화시키는 것을 요구한다.
이와 같은 직접적인 황산화반응은 적어도 8%이상 진행되며 석회에 의하여 과잉량을 침전시킬 필요가 있는(따라서 처리비용 및 아연의 손실을 가져옴) 아연을 생산하기 위한 습식야금법에서 황산염이 축적된다.
최종적으로 황정광중에 은의 회수율은 최대한 85%로 한정되며 만약 납함량이 산업물질을 구성하는데 불충분하다면 무익한 부유생성물과 함께 수집된 은의 나머지는 상실될 것이다. 만약 황함유 물질에 은이 풍부하게 함유되어 있다면 그 손실은 상당량에 이를 것이다.
본 발명의 목적은 위와 같은 종래의 결점들을 시정하기 위하여 구리와 철 및 납과 귀금속을 풍부하게 함유하는 황과 아연이 함유된 물질을 부유선광법에 의하여 회수할 수 있는 형태로 아연 및 납과 귀금속을 대부분 함유하는 잔사를 전기분해 시키기 전에 이 용액을 연속적으로 처리하는 등 문제점이 생기지 않도록 충분히 낮은 산도로 아연, 구리 및 가용성 철을 함유하는 용액을 공급시켜 침출하는 방법을 제공하는 것이다.
본 발명의 다른 이점은 배소장치를 갖는 기존시설의 생산량을 시설을 증설시키지 않고도 증대시키거나 낡은 배소장치를 대체시키지 않고 생산할 수 있다는 것이다.
이 방법은 저산도로서 아연과 구리를 함유하는 용액을 생산하므로 전시설에 영향을 미치지 않으면서 기존 시설에 쉽게 결합시킬 수 있으며, 또한 용량을 수시로 변경시킬 수 있을 정도로 충분한 융통성이 있다는 것이다.
본 발명은 철을 비롯한 황 및 아연이 함유된 물질로부터 아연과 구리를 추출하고 납과(또는) 귀금속(주로, 은)을 회수하는 습식야금법에 관한 것으로, 황함유물질은 최소한 2단계 이상의 침출공정으로 처리되는데 제1침출단계는 아연이 불완전하게 용해될 수 있도록 묽은 황산 수용액의 존재하에 산화조건에서 황의 융점이상의 온도인 120°-160℃의 온도에서 수행되며, 제2침출단계는 대기압하에서 묽은 황산수용액에 의하여 황산아연용액과, 황, 잔류아연, 구리, 철 및 대부분의 납 및 귀금속을 함유하는 잔사를 형성하도록 수행된다.
이 방법은 반드시 제1침출단계중의 황함유물질과 묽은 황산수용액의 산의 상대량을 이 제1침출단계에서 소모된 산에 대하여 아연이 화학량론적량 보다 많은량(그러나 15%이하의 과잉량)으로 존재하도록 조절하며 산소압력은 한편, 생성된 황산아연용액이 H2SO4중에 20-60g/ℓ의 유리황산과 철산 1-5g/ℓ의 함유되어 있으며, 다른 한편으로는 상기 미용해 잔사에는 자로사이트로부터 실질적으로 유리된 황화물의 형태로 황, 잔류아연, 잔류구리, 철을 함유함은 물론 납 및 은과 같은 귀금속 거의 모두 함유 되도록 조절하는 것을 특징으로 한다. 제2침출단계는 미세분산된 산소의 존재하에 반응 혼합물의 비점 이하의 온도에서 대기압하에서 수행되는 데 제1침출의 잔사로 구성되는 물질과 묽은 황산 수용액 중의 산의 상대량을 선택함에 있어서 산이 잔사중에 아연의 양에 비하여 상당히 과잉량으로 존재하며 이 과잉량과 산소의 양은 한편 유리산의 함량이 60-160g/ℓ이고, 제2철의 함량은 2-3g/ℓ인 용액이 생성되며, 이 때 제1침출단계의 대부분의 잔류구리가 용해되며, 한편으로는 부유선광법에 의하여 회수될 수 있는 광물학적 형태로 출발광물질 내에 함유된 납과 귀금 속의 대부분과 자로사이트로부터 유리된 황화물 형태의 철, 원소 형태의 황을 함유하는 최종 불용성 잔사가 생성되도록 하는 방법으로 조절된다.
본 발명의 특징에 의하여 제1침출단계에서 얻어진 용액을 제3침출단계에 전달하며 이는 미세분산 산소의 존재하에 반응 혼합물의 비점 이하의 온도로 대기압하에서 수행하며, 이 용액에 함유된 산에 의하여 황함유물질의 상대량을 물질내 아연이 산에 대하여 최소한 화학량론적량의 100%과잉량으로 함유되도록 조절하며 유리황산의 함량이 4-8g/ℓ이고 제2철의 함량이 1-2g/ℓ인 황산아연수용액이 생성되도록 산소의 양을 조절한다. 최종적으로 황, 황화아연, 구리와 철, 및 거의 대부분의 납과 귀금속을 함유하는 불용성 잔사를 상기 2중 침출단계에 전달시킨다.
본 발명의 다른 특징에 의하여, 황함유물질 또는 잔사 및 산의 상대량은 소기의 유리산 농도를 황산아연용액 중에서 얻을 수 있도록 상기 각 침출단계에서 조절시키며, 산소 분압은 역류로 침출을 완전히 수행한후에 한편으로는 철을 가수분해 시키는 데 사용되는 제2철 1-2g/ℓ와 유리황산 4-8g/ℓ를 함유하는 용액 및 다른 한편으로는 아연과 구리로부터 실질적으로 유리되고 반드시 자로사이트로부터 유리된 황화물의 형태로 황, 철 및 부유선광법에 의하여 회수되는 납과 귀금 속의 대부분을 함유하는 최종 미용해 잔사를 얻도록 용액의 제1철-제2철 커플(couple)의 산화환원 전위를 측정하므로서 조절된다.
구체적인 실시상태로, 제1침출단계에서 얻어진 용액은 동시에 배소되는 황함유물질의 제2차 침출공정에서 얻어진 용액과 같이 용액의 비점이하의 온도에서 미세분산 산소의 존재하에 수행되는 황함유 출발물질의 침출단계에 전달되는 반면에, 그 용액은 산에 대하여 최소한 100%의 과잉량으로 아연이 함유되도록 용액에 함유된 산에 의하여 황함유 물질의 상대량을 조절하며 생산된 용액은 유리산이 8-35g/ℓ함유하고 제2철산은 1-2.5g/ℓ함유하며, 황, 잔류황화아연, 구리 및 철 및 그외에 상기 언급된 2중 침출단계에 전달되는 납과 귀금속의 대부분을 함유하는 잔사를 함유하는 방법으로 산소의 양을 조절한다.
본 발명의 기타 특징은 다음의 상세한 설명과 본 발명에 따른 습식야금장치들에 의하여 명백해질 것이다.
본 발명을 첨부된 도면에 의하여 상세히 설명하면 다음과 같다.
첨부된 도면에서 부호가 같은 것은 동일 또는 유사한 요소를 나타낸다.
시중에서 구입할 수 있는 황과 아연 함유원료에는 아연이 함유되어 있을 뿐만 아니라 철이 다량 함유되어 있으며 경제적으로 회수할 수 있는 납, 구리 및 귀금속이 무시할 수 없을 정도로 함유되어 있다.
본 발명에 의한 침출방법으로 이들 금속을 경제적으로 회수할 수 있다. 이 방법은 최소한 다음의 공정들로 구성된다.
-출발광물을 미세입자로 분말화 시키는 공정[부호(1)로 나타냄],-산소의 존재하에 125-160℃의 온도에서 강력하게 교반하면서 산용액에 의한 가압하 제1침출단계(4)(이 침출단계를 거치면 산용액의 산도는 20-60g/ℓ이다),-용액의 비점이하의 온도에서 산성 재순환 전기분해액에 의하여 대기압하에서 수행된 제2침출단계(6).
이 제2침출단계에서 생성된 용액은 제1침출단계로 재순화되는 동시에 주로 황, 황화철 및 또한 납 및 귀금속을 함유한 잔사를 부유선광법에 의하여 처리한다. 귀금속과 납은 바람직한 광물학적 형태로 인하여 높은 수율로 회수된다.
제 1 도에 나타낸 것과 같이 공정(1)에서 미세분쇄된 출발물질중의 적어도 일부분을 저산도로서 대기압 침출중 미세분산 산소의 존재하에 강력하게 교반하면서 가압하 침출단계(4)에서 얻어진 용액 중에서 펄프(pulp)형태로 현탁시킨다.
산과 황함유물질의 상대량은 출발물질중의 아연이 유리산 4-8g/ℓ함유된 황산아연용액을 생성하는데 필요한 산에 대하여 최소한 100%과잉량(화학량론적량의)으로 조절하는 동시에 산소의 양은 동일 용액의 제2철함량이 1-2g/ℓ이 되게 조절한다. 현탁액의 온도는 용액의 비점이하 이상적으로 75-95℃의 온도로 유지시킨다.
이와 같은 침출은 이러한 방법으로 매우 낮은 압력하에, 이상적으로 75-95℃의 개방 또는 폐쇄된 도관에서 수행될 수 있다. 상기 온도 및 산화 조건하에서 구리는 황화물의 존재에도 불구하고 용액중에 존재한다.
구리는 용액의 산화-환원 전위를 가능한 한 높은 값으로 유지시킴으로써 용액중에 보유된다. 한편, 만약 용액의 전위가 충분히 낮은 값으로 유지된다면 철은 저산도에도 불구하고 침전되지 않는다. 제2철의 함량을 1-2g/ℓ로 유지시킴으로써 구리 및 철은 동시에 용액중에 존재하게 된다. 그러므로, 이 침출단계에서 생성된 용액은 2중 침출단계(4) 및 (6)에서 생성된 공급용액중에 함유된 거의 모든 구리 및 또는 용해된 철을 함유한다. 이 용액만이 극소량의 산을 함유한다.
경사 분리(3) 또는 여과한 후에 저산도로써 침출단계(2)에서 생성된 용액은 산소를 유입시킴으로써 얻어진 침철석(geothite)형태로 가수분해(25)에 의한 철의 침전으로 직접 전달되며 이 침전철 시약은 황함유물질을 배소함으로 생성되는 소광이다. 생성된 철잔사를 분리시킨 후에 용액은 소광의 존재하에 수행된 중성 침출단계(12)에서 철과 기타 여러 가지 불순물을 완전히 제거시키며 철은 공기 또는 산소에 의하여 산화된다. 공정(13)에서 생성된 잔사는 산화아연을 완전히 용해시킬 수 있도록 설계된 산 침출단계에 들어간다. 아연페라이트 잔사는 다음 기술된 산 침출단계(6)에서 처리된다. 용액(15)은 중성 침출단계(12)에 전달되며 예컨대, 벨기에 특허 제783,549호에 기재된 방법에 의하여 용액(13)은 정제된 뒤 아연과 소위 산 전기분해 재순환 용액이 생성되는 전기분해 단계(32)에 전달된다.
농축 또는 여과에 의하여 용액을 분리시킨 후에 침출단계(2)의 잔사는 필요에 따라서 효과적인 교반장치를 설치한 가압용기(예, 고압솥 또는 관식 반응기)내에 이중 침출단계(4) 및 (6)의 제1단계를 구성하는 가압하의 침출단계에 새로운 황함유물질과 함께 전달된다. 이와 같은 물질은 침출단계(6)에서 생성된 산용액과 유리산 160-200g/ℓ가 함유된 전기분해물질에서 얻어진 산용액과 함께 혼합한다. 이 혼합물은 산소 또는 산소함유 기체의존재하에 황의 융점보다 높은 온도(약 120℃보다는 높고 약 160℃보다는 낮은 온도)에서 처리한다.
현탁액(4)내 황함유물질의 상대량은 용액의 산도를 그 물질중 아연의 완전 용해를 목적으로 함이 없이 점차적으로 20-60g/ℓ의 값으로 저하시키는 방법으로 조절되며, 그러나 이는 약85%이하로 존재한다.
동시에 산소압력은 제2철의 함량이 침출을 완결시킴으로서 1-5g/ℓ이 되게 유지시킨다. 따라서 제2철의 농도는 최종 산도가 더 낮아진 만큼 모두 낮추어야 한다.
철이 용액으로부터 침전되지 않은 형태인 제1철 상태로 반드시 유지되는 황산아연 용액을 생성하기 위하여 가압하에 고온에서 황화물을 침출시킬 수 있다는 사실이 알려진 바 있다.
이것은 최선의 고체-액체 접촉(그러나 산소를 너무 심하게 분산시키지 않고)이 이루어지도록 기타 물질간에 펄프의 교반을 적절히 조절함으로써 이루어진다.
또한, 출발물질중에 함유된 전량의 아연의 용해가 목적은 아니다. 이와 같은 완전한 용해는 불필요한 반응들이 일어나게 되는 너무 높은 속도의 산화반응이 요구된다.
철이 환원된 형태로 유지되므로 영국 특허 제3,144,966호의 방법에 의하여 얻어진 것 보다 더 약한 황산아연 용액의 유리산도는 얻어진 잔사가 철의 침전물로부터 얻어진 자로사이트를 함유함이 없이 지속될 수 있다.
제1철과 용액의 산도간의 비율은 본 발명에 따라 산도가 20g/ℓ에 도달할 때 제2철은 1g/ℓ이하로 산도가 50g/ℓ이를 때 5g/ℓ이하로 유지시키는 것이 재고되는 바와 같다.
상기 함량을 고려한다면, 용해된 철은 자로사이트 형태로 침전되는 것을 방지할 수 있으며, 특히 은과 납의 자로사이트의 생성을 방지할 수 있다.
산소 압력은 황화물을 용해시키는 전체 반응공정중에서 일정하게 유지될 수 있다. 용해된 아연의 비율이 85%이상이 될 때 철을 침전시키지 않고 최종적으로 요망되는 산도결과에 따라 초기에 조절되어야 한다.
또한 산소압력은 처음부터 끝까지 저하될 수 있다. 그러므로 반응과정에서 황화물의 반응성을 저하시키는데 응용될 수 있다. 이와 같은 압력의 변화는 관식 반응기에서 이루어질 수 있다.
침출과정에서의 반응경로는 산도와 용해된 전체 철의 농도를 측정하고 산화-환원 전위를 측정하기 위하여 일련의 샘플을 선정하여 이들을 자동 분석하는 순서로 진행시킨다. 컴퓨터는 시간에 따른 제2철의 함량을 반응경로가 이어지고 조절되며 산화반응속도가 필요로한 수준으로 한정되도록 하는 방식으로 계산한다.
가압하 침출단계(4)는 아연, 구리 및 철의 황화물, 황 및 전체 납과 귀금속(주로 자로사이트 침전물로부터 유리된 은)을 비롯한 잔류 황화물을 함유하는 잔사가 생성되는 동시에 다른 한편으로는 잔류산외에 원료중에 용해된 철(주로 제1철의 형태임), 아연 및 상기 원료중의 구리를 함유하는 용액을 생산하는 방법으로 진행된다. 상기 혼합물은 대기압으로 저하시키고 75-95℃의 온도로 낮춘 고압솥으로부터 방출된다. 잔사를 분리시킨 후에 얻어진 용액은 잔류산도가 약 4-8g/ℓ로 나타나는 상기에 기재된 저산도로 유지되는 대기압하의 침출단계(2)에 전달된다.
단계(5)에서 농축시킨 후에 그 용액으로부터 분리시킨 불용성 잔사는 2중 침출단계(4)와 (6)의 2단계를 구성하는 침출단계(6)에 전달되며 일반적으로 전기분해 재순환 용액으로 구성된 황산용액중에 분산시킨다. 이 용액에는 통상적으로 유리산 160-200g/ℓ이 함유되어 있다. 온도는 용액의 비점이하로 유지시키는데 80-95℃가 적합하다.
분산작업은 대기압하의 용기내에서 미세분산시킨 산소를 강력하게 교반하면서 유입시켜 수행하며 이때 산과 불용성 잔사의 상대량은 최종 산도가 60-160g/ℓ(100-120g/ℓ가 적합함)이 되도록 조절한다.
도입된 산소의 양은 현탁액의 산화-환원 전위가 전체 침출과정을 거쳐 조작의 완료시에 제2철의 함량이 2-3g/ℓ정도의 낮은 값을 초과하지 않는 정도의 양이다.
또한, 이 침출단계는 상기 산(酸) 침출공정(14)에서 생성된 잔사의 존재하에서 진행된다. 산용액 중에서 용해시킴으로써 이 잔사중에 함유된 아연페라이트는 제2철을 용액에 옮아 가게하여 황화물을 산화시키며 반응속도를 촉진시킨다.
대기압하에서 침출방법에 의하여 황함유물질에 의한 아연이 거의 소비되지 않는다는 사실이 알려져 있지만, 이 과정에서 아연은 완전히 용해된다.
동시에 황동광에 주로 함유되어 있는 구리는 거의 완전히 용해되며 추출율은 95%이상이 된다. 이 용해방법은 황동광을 휘동광(chalocite)로 분해하는 제2철과 이 휘동광을 산화시켜 구리를 용해시키는 제2철의 존재하에 수행하는 것이 좋다.
가압하 침출단계(4)로 수행된 용액을 경사분리(7)에 의하여 분리시켜 얻은 잔사를 세척하여 부유선광법으로 처리한다. 생성된 황과 황화물의 정광에는 예를 들어 영국 특허 제847,991호의 방법에 의하여 회수될 수 있는 은의 약95%가 함유되어 있다. 극소량의 은과 황산염 형태의 납만이 함유된 저질의 부유선광 생성물을 일정하게 제거시킬 수 있거나 경제적 조건이 허용된다면 역시 부유선광법으로 처리할 수 있다.
침출단계에서의 잔사의 단일 유분중의 은을 거의 완전히 단리시키는 것은 이것을 회수하는 방법을 단순화시키고 때에 따라서 매우 비경제적인 납의 회수문제와 분리되므로 경제적으로 매우 중요한 의의를 갖는다.
또한 2단계 침출에서 일반적으로 화합물을 황산염으로 황산화시키는 반응은 황함유물질을 배소시킴으로써 생성되는 황산화율에 해당하는 3-6%로 제한된다는 사실이 알려진 바 있다. 이 황산화율은 석회를 첨가시켜 황산염을 더 이상 정제시킬 필요가 없게된다.
상기 모든 공정에서의 완전한 물질균형은 미리 배소시키지 않고 처리될 수 있는 황함유물질의 비율이 전체 공급물의 75-80%이라는 것을 나타내며, 이 비율은 배소로의 사용율을 매우 감소시키거나 습식야금법에 의하여 아연의 생산용량이 제한되도록 허용한다.
상기 각 침출단계에서 같은 화학반응을 나타내기 위하여 특수한 조건을 적용하였다. 예를 들어 아연을 용해시키는데 대한 반응식은 다음과 같이 나타낼 수 있다.
ZnS +Fe2(SO4)3→ZnSO4+2FeSO4+S (I)
FeSO4+1/2O2+H2SO4→Fe2(SO4)3+H2O (II)
상기 2가지 반응식을 전체적으로 표시하면 다음과 같다.
ZnS +1/2O2+H2SO4→ZnSO4+S+H2O (III)
상기와 유사한 반응식을 철, 납, 구리, 카드뮴 및 은에 대해서도 나타낼 수 있다.
원료중에 함유된 황화철은 황화아연과 동시에 부분적으로 용해되지만 용액에는 반응의 개시점에 철이온들이 함유될 수 있다는 것을 확실히 할 필요가 있다.
이와 같은 반응은 3가지 상으로 발생되는데, 즉 황화금속을 함유하는 고상, 산소에 의하여 이들 황화물을 산화시키는데 중간체로서 작용하는 산과 철이온들을 함유하는 액상 및 산소를 함유하는 기상이다.
주로 황화아연인 금속황화물은 온도를 약 120℃이라 또는 이상으로 조절하여 고상 또는 액상중에 형성된 가용성 또는 불용성 금속황산염, 제1철이온 및 황을 생성시키기 위하여 용액중의 제2철이온으로 산화시킨다. 용액중의 제1철이온은 기상의 산소에 의하여 제2철이온으로 산화된다.
순결과는 황산염과 황의 형성과 함께 산과 산소의 소모이다. 각 반응식(I)및(II)의 반응속도는 온도에 따라 달라질 뿐아니라 액상에서 고상으로 또는 기상에서 액상으로 진행되는 확산상태의 차이에 따라서 달라진다.
교반상태, 산소압력, 온도, 황화물의 반응성의 정밀조건을 위하여 일정한 제2철-제1철의 평형상태가 수립된다. 황화물의 반응성이 용해과정중 감소되므로 이 평형은 점차적으로 제2철-제1철의 비율이 높아지는 방향으로 옮겨진다.
만약 가입하의 침출을 황의 융점이하의 온도에서 진행시킨다면 반응식(I) 및 (II)에 의한 황화아연의 용해가 매우 빨리 진행된다는 사실을 알 수 있다.
요망되는 한계내로 산화조건을 유지시키기 위하여 3상계의 교반은 본 발명에 따라 기상과 액상간 이동보다 액상과 고상간의 이동이 제공되도록 조절하며 산소의 분압을 조절하여 아연의 분리속도에 해당되는 제2철의 농도가 필요한 농도를 초과하지 않거나 감소하는 방법으로 조절한 일정한 값으로 유지시킨다.
철은 환원된 형태로 유지되므로 황산아연용액의 유리산도는 철의 침전물로부터 생성된 자로사이트를 함유하는 잔사가 없이 상당히 저하된다는 사실을 알아야 한다.
이 침전반응은 예를들어 다음과 같이 나타낼 수 있다.
Na2SO4+3Fe2(SO4)3+12H2O=Na2SO4·Fe2(SO4)3·4Fe(OH)3+6H2SO4(Ⅳ)
동시에 Pb 및 Ag 이온들도 상기와 같은 반응식으로 제2철과 반응하여 납 및 은 자로사이트를 형성시킨다.
유리산도가 더 낮아지므로 용액중의 제2철의 함량은 저하된다. 온도를 상승시키면 용액의 일정산도와 함께 제2철산의 농도가 저하된다.
본 발명에 의하여 자로사이트가 침전되지 않도록 산도가 20g/ℓ일 때 약 1g/ℓ이하이고 산도가 50g/ℓ일 때 약 5g/ℓ이하로 제2철의 함량을 유지시킬 필요가 있다. 반응식(I)과(II)는 용액의 비점이하의 온도와 대기압하에서 전체적으로 보다 느린 반응속도에 따라 그 과정을 수행한다.
가압하에 침출잔사는 단계(6)에서 제2철 아연잔사와 동시에 산용액의 존재하에 침출된다. 이 원료에서 공급된 제2철이온과 높은 비율로 산의 유지는 잔류 황화물의 용해에 바람직하다. 제2철의 비율을 비교적 낮은 값으로 유지시킴으로서 산소의 수율이 증대된다. 가압하의 침출에서 우연히 침전된 자로사이트는 전반적으로 재용해되며, 작업조건은 반응(Ⅳ)이 좌측으로 이동되도록 한다.
결국 가압하 침출(4)로부터 생성된 용액중에 함유된 유리산의 중화반응은 황화물과 산소에 의하여 같은 반응식(I)과(II)에 따라서 단계(2)에서 수행된다. 그러나 황화물의 용해속도는 용액중의 유리산이 약 35-40g/ℓ이하가 될 때 매우 느리다는 것을 알아야 한다. 더구나 용액의 제2철의 함량이 자로사이트 형태로 철을 침전시키지 않을 정도로 충분히 낮게 유지시켜야 되므로 반응의 활성중심의 수를 증가시키기 위하여 황화물을 과잉량으로 도입시킬 필요가 있다. 이와 동시에 산소수율을 높게 유지시킬 수 있다.
역류로 진행되는 3가지 연속공정에서 약 160-200g/ℓ로 증가된 함량인 전기분해(32)에서 얻어진 재순환 용액의 유리산이 소모되는 한편 소량의 유리산만이 함유된 아연, 철 및 구리로 구성된 금속황산염용액을 생산하여, 다른 한편으로는 이것이 함유된 아연 및 구리의 황함유 물질이 완전히 소비되는 반면에 납과 귀금속을 함유하는 불용성 잔사가 생성된다.
제 2 도는 방법에 따라서 2중 침출단계(4) 및 (6)에서 생성된 용액(제2철이 약간 포함됨)은 배소(11)에 의하여 얻어진 소량의 침출공정중의 중화단계(23)에 공급된다. 이 단계의 잔사는 산전기분해에 의하여 공급되는 강한 열산침출단계(18)와 열산침출단계(16)인 역류의 2단계로 처리한 불용성 아연 페라이트를 함유한다. 역류의 2단계를 거친 최종 용액은 아연 페라이트에서 생성된 아연과 철을 함유한다. 철은 황함유 환원 물질의 존재하에 환원된다(21). 황과 잔류황화물질의 잔사는 가압하 침출단계(4)에서 처리된다. 제2철산성 용액은 전술한 바와같이 중화단계(23)에서 가압하 침출단계(4)에서 생성된 용액과 같이 중화시킨다. 중화단계(23)에서 생성된 용액중의 철은 산소를 도입시키고 중화제로서 소광을 첨가시켜 단계(25)에서 가수분해시킨다. 이때 철잔사는 버린다.
소량의 제1철을 함유하는 약산용액은 소광(11)에 의하여 중성침출단계(12)에서 처리한다음 단계(31)에서 정제하여 단계(32)에서 전기분해시킨다. 잔사(12)는 산침출단계(14)에서 소모되며 그중 페라이트잔사는 가열침출단계(16) 및 (18)에서 처리된다. 이 페라이트잔사의 일부분은 높은 산도로써 대기압하 침출(6)에서 처리된다. 이전의 배소없이 처리되 수 있는 황함유물질의 비율은 가압하 침출(4)의 작업조건에서 30-40%이다.
제 3 도의 방법에 따라서 2중 침출단계(4)와 (6)에서 생성된 제1철용액은 강력하게 교반하면서 분산된 황 및 아연함유물질의 존재 및 미세분산형태로 펄프로 주입된 산소의 존재하에 소광의 열침출단계(16)과(18)인 역류의 2단계 공정에 의하여 생성된 용액과 같이 대기압하 침출단계(41)에서 처리하며 원료와 산소의 양은 최종 산도 6-35g/ℓ로 하고 제2철의 함량은 1-2.5g/ℓ을 얻도록 조절된다.
현탁액의 온도는 용액의 비점이하로 유지시키는데 75-95℃가 적합하다.
농축시켜 용액을 분리시킨 후에 얻어진 잔사는 가압하의 침출단계에 공급된다. 상기 침출단계(4)에서 생성된 용액중의 철을 중화하여 침전시키고 그 용액은 전술한 것 같은 방법으로 처리한다.
이 방법의 이점은 매우 융통성이 크다는 사실이다. 따라서 최종방법은 제 1 도와 제 2 도로 나타낸 2가지 특수한 방법을 결합시킬 수도 있다. 제 2 도의 공정으로부터 기본적 변형없이도 제 1 도의 공정으로 진행시킬수 있다.
그러므로 배소(11)시켜 얻은 소광을 처리하는 장치가 설치된 아연 공장은 고정(1,4 및 7)를 결합시킬 수 있으며, 그 용액은 기존장치에 제 2 도의 공정에 따라 쉽게 처리될 수 있으며 : 따라서 황함유물질의 약30%는 배소시킬 필요없이 침출될 수 있다.
제 3 도에 예시된 방법을 공정에 도입시킴으로써 황함유물질은 제 1 도의 방법이 이용될 때 약80%의 양이 얻어질때까지 이전의 배소없이 증가 처리될 수 있으며, 이 방법에서 소광(11)의 아연 페라이트잔사(16-19,41,42,23,24)를 재처리하는 공정이 생략되며 따라서 비어있는 도관은 황화물의 대기압 침출에 점차 사용된다. 그러므로 기존장치를 크게 변경시키지 않고도 아연의 생성용량을 증대시킬 수 있으며 만약 배소단위수를줄인다고 해도 생산능력을 안전하게 보장할 수 있다.
황화물의 용해반응을 억제하는 것을 피하기 위하여 이온성질을 지닌 유기화합물의 유효량을 반응 혼합물을 구성하는 현탁액에 첨가시키는 것이 유리하다. 이들 화합물에는 중합 전기분해물질 또는 산화-환원지시 물질이 적합하다. 제일 좋은 결과는 다음의 중합 전기분해물질로써 얻을 수 있다.
-분자량이 105-107인 산화 폴리에틸렌과 아크릴산 또는 포름알데히드와 멜라민의 음이온 중합체 및 공중합체, 및
-메타아크릴산의 음이온공중합체 및 대응하는 공중합체
산화-환원 지시약 가운데 두 가지 화합물이 보유되어 있다. 이들은 옥토-페닐렌 디아민과 올토-메타- 및 파라-페닐렌 디아민의 혼합물 이다. 그러나 메틸렌 블루와 디페닐아민-파라-술폰산과 같은 통상 사용되는 산화-환원 지시약이 사용될 수도 있다.
첨가될 유기화합물의 양은 일반적으로 가압하여 침출될 용액으로 0.1-1.0g/ℓ이다.
원광 또는 정광은 철섬아연광 또는 황철광으로 구성되는 다양한 양의 철을 함유하고 구리, 귀금속 및(또는) 납의 다양한 수치를 함유하는 다양한 원료의 혼합물로 구성될 수 있다.
다음 실시예들은 본 발명의 방법의 상이한 실시상태를 예시한 것이다. 각 실시예에서 황함유물질은 다음의 분석치와 같은 조성을 갖는다.
Zn : 49.6%, Cu :0.94%, Fe : 9.6%,
Pb :1.35%, S(합계) : 30.8% 및 Ag :120g/t
전기분해 재순환 용액에는 유리황산 195g/ℓ 와 아연 55g/ℓ이 함유되어 있다.
황함유물질은 원료의 약 92%가 325메쉬채에 통과할 때까지 미리 분쇄한다. 분쇄하여 얻은 펄프를 여과시킨다. 여과잔사에는 수분 20%가 함유되어 있으며 다음 실시예들의 비교시험에 이 형태로 공급된다.
[실시예 1]
본 실시예는 3가지 시험으로 구성된다.
먼저 2가지 시험은 가압침출에 관한 것이다. 일정비율의 황함유물질과 산용액은 반응 후에 강한 잔류산도를 가지고 실질적으로 산화된 용액을 생성시킨다. 3번째 시험은 가압하에 침출시킨 뒤 황함유 출발물질을 대기압 침출시키는 이중 침출에 관한 것이다. 원료와 산용액의 비율은 가압하의 침출 후에 생성된 용액이 거의 산성이 아니며 거의 산화되지 않도록 되었다.
가압침출단계는 교반기와 역회전 교반기를 설치한 16ℓ고압솥에서 수행된다. 온도는 급격히 상승시킨 후에 135-140℃로 유지시킨다. 산소압력은 1300Kpa 분압을 유지시킨다. 산소를 상기 펄프상에 유입시킨다. 산용액은 용액에 첨가시킨 전기분해 재순환 산으로 구성되며 대기압침출에서 생성된 것과 같은 조성을 갖는다. 이 혼합물은 다음과 같은 조성을 갖는다.
H2SO4=185g/ℓ,
Zn=60g/ℓ,
Fe:2g/ℓ,
Fe3+:0.2g/ℓ
Fe2+:1.8g/ℓ 및
Cu :0.5g/ℓ
이 용액 12ℓ을 고압솥에 넣는다.
황함유물질의 양은 각각 다음과 같다.
실험 1 실험 2 실험예 3
127.5g/ℓ 150g/ℓ 200g/ℓ
상기 수치는 침출액 1ℓ당 원료(고상) g수를 나타낸 것이다.
첫 번째 2가지 시험에서 얻어진 불용성 잔사를 여과, 세척, 수중에서 재 펄프처리시켜 부유선광하여 황, 황화물 및 은을 분리시킨다.
시험에서 잔사를 경사분리에 의하여 분리시키고 그 부피가 2ℓ인 농축펄프를 전기분해 순환액 6ℓ로 펄프화 시킨다.
산소를 분산시키면서 펄프(광액)을 90℃에서 교반한다.
생성된 불용성 잔사를 여과, 세척, 수중에 재펄프 처리한 다음 상기와 같은 조건하에서 부유선광한다.
이 결과를 다음 표에 나타낸다.
[표 1]
침출중의 용액의 조성
Figure kpo00001
[표 2]
불용성 잔사의 조성 및 용해된 양
Figure kpo00002
[표 3]
용해된 아연함유물질의 양(%) 및 여러 가지 금 속의 용해된 양(%)
Figure kpo00003
[표 4]
후단계가 대기압하에서 수행될 때 실험 No. 3침출액 조성의 개발
Figure kpo00004
생성된 잔사를 부유선광하면 황의 조질 정광과 저질의 부유생성물이 얻어진다. 조질 정광은 물로써 희석시켜 부유선광하여 완전한 황정광과 저질의 생성물을 얻는다. 이 공정의 결과는 다음 표에 나타나며 상이한 유분을 분석하여 얻는다.
[표 5]
부유선광법에 의하여 생성된 유분조성
Figure kpo00005
[표 6]
부유선광 처리한 잔사에 대하여 회수된 유분의 중량(%)과 수율(%)
Figure kpo00006
2중 침출방법에 따라서 수행된 실험 3의 결과를 가압하에 단일검출방법에 의하여 수행된 1 및 2와 비교하여 동일한 아연용액의 수율에 관하여 다음과 같은 이점을 나타낸다.
-구리의 용해는 97%이상 크게 향상되었으며 단지 가압만하여 침출시키면 50%이하로 한정됨.
-약 3%의 황화물이 직접 황산화되며 실험 1과 2에서는 최소한 8%이다.
-가압하에 침출액의 최종 산도가 37g/ℓ임에도 불구하고 잔사의 부유선광에 의하여 얻어진 은 정광중의 은의 회수율은 약 95%로 상승하며 이 경우에 단독의 가압하 침출방법에 따른 회수율은 산도가 70g/ℓ이상이 될지라도 85%로 제한되며 산도가 저하되면 더욱 감소된다.
[실험예 2]
황 및 아연함유물질 1700g(건조물로 계산된 것임)을 상기에 기재된 용액 12ℓ에 첨가시켰다.
가압하의 침출은 실시예 1의 실험 2의 조작조건에 따라 수행하여 상기와 같은 결과를 얻었다. 이들 성분 중에 구리의 용해량은 약 48%로 증가하였다.
고압솥으로부터 배출된 펄프는 다음과 같이 처리하였다.
실험 1-펄프는 산소를 도입시키지 않고 90℃에서 4시간동안 교반함.
용액의 평균 적정량 :
H2SO4: 57g/ℓ
Fe+: 12.5g/ℓ
Fe3+: 10.5g/ℓ
생성된 잔사는 출발물질 중량의 38.2%를 함유한다. 구리함량은 1.14%인데 이것은 구리의 전체 용해율 53.7%에 해당한다.
실험 2-잔사는 농축시켜서 용액으로부터 분리시킨다. 경사분리시키면 펄프는 실험중 평균치로 적정하는 용액중에서 펄프화시킨다.
H2SO4: 60g/ℓ
Fe+: 10g/ℓ
Fe3+: 28g/ℓ
이 펄프는 소량의 산소의 존재하에 90℃에서 4시간동안 교반하여 제2철 함량을 유지시킨다. 생성된 잔사는 초기중량의 37.6%에 해당된다. 구리함량은 0.12%인데 이것은 용해된 구리의 전체량 95.20%에 해당되는 양이다.
[실시예 3]
가압하에 침출되는 고압솥에서 용액 12ℓ를 시간을 0,1/2및 1시간으로 나누어 같은 비율로 첨가시킨 황함유 출발물질 900g(건조물로 계산된 것)의 존재하에 교반한다. 미세분산된 산소를 전체 실험기간중에 유입시킨다. 온도는 90℃로 유지시킨다.
침출결과를 다음 표에 나타낸다.
[표 7]
Figure kpo00007
잔사의 중량은 공급의 물질의 69.6%에 해당되는 626.4g이다. 철은 침전되지 않고 구리만이 아주 소량 침전된다.
용액의 최종 산도는 6g/ℓ에 달했다. 이것은 용액을 철의 가수분해반응(25)에 사용될 수 있도록 충분히 낮은 값에 해당 된다.

Claims (10)

  1. (1) 아연 및 황유물질의 미세분말화 공정 및 (2) 상기 공정에서 얻은 물질을 적어도 다음의 (A)와 (B)2단계, 즉 (A)아연이 완전히 용해되지 않도록 산화조건 및 황산수용액의 존재하에 황의 융점이상인 120-160℃의 온도에서 가압하에 상기 물질을 침출하는 제1침출단계, (B) 잔류아연에 대하여 화학양론적 과잉량의 황산수용액 존재 및 한쪽에 황산아연용액 및 다른 한쪽에 황, 잔류아연, 잔류구리, 철 및 주요부분의 납과 은을 함유한 미용해 잔사를 생성시키도록 산소의 미세분산을 이용하여 얻어진 산화조건하에 제1단계(A)로부터 미용해 잔사를 침출하는 제2침출단계로 이루어지는 침출공정과, 그리고 액체-고체 분리후, 이와 같은 황산 아연용액을 제1침출단계(4)로 순환시키는 공정으로 이루어진 철과 구리, 납 및 은중의 적어도 한가지의 금속을 또한 함유한 아연 및 황함유물질로부터 아연과 적어도 일부의 구리를 추출하고 납과 은을 회수하는 습식야금법에 있어서, (가) 제1침출단계(4)중 (i) 제2침출단계(6)에서 생성된 용액을 또한 함유한 황산수용액에서 상기 출발물질을 첨가시키며, 그결과 상기 물질에 함유된 아연이 실제 소모된 산에 비하여 15%이하인 화학양론적 과잉량으로 존재하며, 유리황산 20-60g/ℓ 함유황산 아연용액이 얻어질때까지 산소압력을 조절하면서 반응을 발생시키도록 유지시키며 ; (ii) 상기 물질의 환원특성에 의하여 제2철 형성을 한정시킴으로써 아연과 함께 용해된 철의 침전을 방지시킬 목적으로 산소압력 및 과량의 상기 물질을 조절하며, 그결과 상기 황산아연용액이 1-5g/ℓ를 초과하지 않는 제2철 농도를 함유하며 ; (iii) 이와 같이 조절함으로서, 액체 고체분리후 원소황형태로 반응하는 황, 자로사이트로부터 유리한 주로 황화물 형태로 아연, 구리 및 철 그리고 자로사이트로부터 유리한 실제 모든 납 및 은을 함유한 미용해 잔사를 생성시키며, (나) 제2침출단계(6)중 (i) 혼합물의 비점이하 온도 및 대기압에서 잔사를 황산수용액과 접촉시킴으로써 제1단계(4)로부터 잔사에 존재한 아연의 추출을 수행하며 ; (ii) 잔류아연을 용해시키는데 필요한 유리산 소모후, 생성용액이 60-160g/ℓ의 과량의 유리산을 함유하도록 이 용액의 양을 조절하며 ; (iii) 제2철 2-3g/ℓ를 함유하고 제1침출단계(4)로부터 잔류구리 대부분이 이에 용해된 용액을 생성하도록 일정량의 산소를 첨가시켜 용액의 전기화학 포텐셜을 조절하며 ; (iiii) 이와 같이 조절함으로써, 실제 원소황 형태로 반응하는, 황, 자로사이트로부터 유리한 황하물 형태로 철 및 납과 은광석이 부유방법에 의하여 회수될 수 있는 광물형태로 출발물질에 존재한 대부분의 납 및 은을 함유한 불용성 최종 잔사를 생성 시키는 것을 특징으로 하는 철과 구리, 납 및 은중의 적어도 한가지의 금속을 또한 함유한 아연 및 황함유 물질로부터 아연과 적어도 일부의 구리를 추출하고, 납과 은을 회수하는 습식야금법.
  2. 제 1 항에 있어서, 제1침출단계로부터 얻어진 용액을 미세분산시킨 산소의 존재하에 그리고 상기 물질내 아연이 산에 대하여 적어도 약 100%의 화학양론적 과잉량으로 존재하는 방식으로 이용액에 함유된 산에 의한 황함유물질의 상대량 조절 및 유리황산의 함량이 4-8g/ℓ이고 제2철 함량이 1-2g/ℓ인 황산아연용액과 상기 언급된 이중침출단계로 공급되는 황, 황화아연, 구리 및 철 그리고 거의 모든 납과 귀금속을 함유한 불용성 잔사를 생성하는 방식으로 조절되는 산소량으로서 대기압하 반응 혼합물의 비점이하에서 수행된 제3침출 단계로 수행하는 것을 특징으로 하는 철과 구리, 납 및 은중의 적어도 한가지의 금속을 또한 함유한 아연 및 황함유물질로부터 아연과 적어도 일부의 구리를 추출하고 납과 은을 회수하는 습식야금법.
  3. 제 1 항에 있어서, 상기 각 침출단계에서 황산아연용액에서 요망되는 유리산 농도를 얻도록 황함유물 또는 잔사와 산의 상대량을 조절하며, 역류로 모든 침출을 진행시킨 후에 유리황산 4-8g/ℓ과 철가수분해에 공급되는 제2철산 1-2g/ℓ을 함유하는 용액을 얻는 동시에 한편으로는 아연과 구리로부터 실질적으로 유리되어 있고, 자로사이트로부터 유리된 황화물 형태의 황, 철 및 부유선광법에 의하여 회수되는 납과 귀금속의 대부분을 함유하는 최종 미용해 잔사가 얻어지도록 용액의 제1철, 제2철 커플의 산화환원 전위를 측정함으로서 산소분압을 조절함을 특징으로 하는 습식야금법.
  4. 제1항에 있어서, 제1침출단계에서 얻은 용액을 배소처리된 황함유물질을 침출시키는 제2차공정에서 용액과 동시에 용액이 산에 대하여 적어도 100%이상 과잉량으로 아연함량을 가지도록 이들 용액에 함유된 산에 의한 황함유물질의 상대량의 조절 및 생성된 용액이 유리산의 함량 8-25g/ℓ 및 제2철염의 함량1-2.5g/ℓ이며 황, 아연, 구리 및 철의 잔류황화물 및 상기 2중 침출공정에 공급되는 납 및 귀금속의 거의 모두가 함유된 잔사를 가지도록 산소량의 조절과 함께 미세분산된 산소존재하에, 용액의 비점이하의 온도에서 수행된 황함유 출발물질의 침출공정에 공급시키는 것을 특징으로하는 습식야금법.
  5. 제 1 항에 있어서, 황함유 출발물질의 제1침출단계에서 생성된 용액을 제2차 공정에서 생성된 용액과 함께 배소시킴으로서 생성되는 소광에 의하여 중화시킴을 특징으로하는 습식야금법.
  6. 제 2 항에 있어서, 대기압하 저산도로서의 침출단계로부터 얻은 용액을 이용액으로부터 분리시켜 버려지는 철을 침전시키기 위하여 산소와 황함유 출발물질을 배소시켜 얻은 소광에 의하여 가수분해 시킴을 특징으로 하는 습식야금법.
  7. 제 5 항에 있어서, 중화반응에 생성된 용액을 산소의 존재하에 소광에 의하여 가수분해시킴을 특징으로하는 습식야금법.
  8. 제 6 또는 7 항에 있어서, 가수분해반응에서 생성된 용액을 전기분해시키기 전에 중성침출단계를 거친후에 아연분말로 정제시키고 중성침출의 잔사를 산침출시키며, 그 잔사중 적어도 일부분이 황함유물질의 제 2대기압 침출단계에 사용되는 것을 특징으로하는 습식야금법.
  9. 제 8 항에 있어서, 산침출잔사를 제1침출단게에 재순환되는 용액을 형성하는 방식으로 산전기분해용액에 의하여 제1침출의 황화물잔사의 존재하에 제2침출 단계에서 처리함을 특징으로하는 방법.
  10. 제 8 항에 있어서, 저산도로서 대기압 침출단계에서 황함유질에 의하여 환원되는 용액을 얻고, 제1침출단계로부터 공급되는 황을 함유하고 아연, 구리 및 철의 잔류황화물, 그외에 납과 귀금속을 함유한 잔사를 제공하는 방식으로 산침출잔사를 산전기분해 용액에 의하여 역류로 수행된 이중 침출공정으로 수행하는 것을 특징으로하는 방법.
KR1019850003695A 1984-05-28 1985-05-28 아연 및 철이 함유된 황화물의 침출 방법 KR910003516B1 (ko)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
LU85385A LU85385A1 (fr) 1984-05-28 1984-05-28 Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
LU85385 1984-05-28

Publications (2)

Publication Number Publication Date
KR850008189A KR850008189A (ko) 1985-12-13
KR910003516B1 true KR910003516B1 (ko) 1991-06-03

Family

ID=19730265

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
KR1019850003695A KR910003516B1 (ko) 1984-05-28 1985-05-28 아연 및 철이 함유된 황화물의 침출 방법

Country Status (17)

Country Link
US (1) US4676828A (ko)
EP (1) EP0166710B1 (ko)
JP (1) JPH0643619B2 (ko)
KR (1) KR910003516B1 (ko)
AT (1) ATE36559T1 (ko)
AU (1) AU575944B2 (ko)
BG (1) BG44209A3 (ko)
CA (1) CA1258180A (ko)
DD (1) DD232933A5 (ko)
DE (1) DE3564450D1 (ko)
ES (1) ES8607418A1 (ko)
FI (1) FI80076C (ko)
LU (1) LU85385A1 (ko)
NO (1) NO162772C (ko)
RU (1) RU2023728C1 (ko)
YU (1) YU45260B (ko)
ZA (1) ZA854052B (ko)

Families Citing this family (28)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2602797B1 (fr) * 1986-07-29 1988-11-25 Khim Metall Institu Procede d'enrichissement de minerais de cuivre oxydes difficilement enrichissables
DE3634359A1 (de) * 1986-10-09 1988-04-21 Ruhr Zink Gmbh Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung
AU596716B2 (en) * 1986-12-18 1990-05-10 Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides
GB8928368D0 (en) * 1989-12-15 1990-02-21 Sherritt Gordon Ltd Recovery of metal values from zinc plant residues
FI88516C (fi) * 1990-02-16 1993-05-25 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen
AU670670B2 (en) * 1993-01-27 1996-07-25 R & O Mining Processing Ltd. Hydrometallurgical recovery of metals from complex ores
GB9309144D0 (en) * 1993-05-04 1993-06-16 Sherritt Gordon Ltd Recovery of metals from sulphidic material
US5650057A (en) * 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
WO1995006140A1 (fr) * 1993-08-27 1995-03-02 N.V. Union Miniere S.A. Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures
BE1007417A3 (fr) * 1993-08-27 1995-06-13 Union Miniere Sa Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc.
BE1007906A3 (nl) * 1993-12-23 1995-11-14 Union Miniere Sa Werkwijze voor het logen van zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet.
US5458866A (en) * 1994-02-14 1995-10-17 Santa Fe Pacific Gold Corporation Process for preferentially oxidizing sulfides in gold-bearing refractory ores
AU698137B2 (en) * 1994-08-15 1998-10-22 R & O Mining Processing Ltd. Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to sulfate from zinc sulfide co ntaining ores and concentrates
US5538532A (en) * 1995-03-02 1996-07-23 Complete Recovery Process Methods for recycling electric arc furnace dust
AU711928B2 (en) * 1995-09-27 1999-10-21 Tioxide Australia Pty. Ltd. Process and apparatus for extracting metal
US6159435A (en) * 1996-05-06 2000-12-12 Atomaer Pty Ltd Leaching of mineral ores
PE69399A1 (es) * 1996-11-06 1999-07-21 Atomaer Pty Ltd Lixiviacion mejorada de minerales metalicos
AUPP543798A0 (en) * 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
AU769984B2 (en) * 1999-12-13 2004-02-12 Pasminco Australia Limited Process for recovering metal values
ES2159263B1 (es) * 1999-12-17 2002-04-16 Tecn Reunidas S A Proceso para la produccion electrolitica de zinc o de compuestos de zinc de alta pureza a partir de materias primas primarias y secundarias de zinc.
US6835230B2 (en) * 2001-03-28 2004-12-28 Dowa Mining Co., Ltd. Method for leaching zinc concentrate
JP4852716B2 (ja) * 2001-09-13 2012-01-11 Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 亜鉛精鉱浸出法および浸出装置
FI116071B (fi) * 2003-02-26 2005-09-15 Outokumpu Oy Menetelmä sinkin talteenottamiseksi vastavirtaliuotuksella
CN103572066A (zh) * 2013-11-11 2014-02-12 广州有色金属研究院 一种从铂族精矿中富集铂族元素的方法
CN109750173A (zh) * 2017-11-07 2019-05-14 呼伦贝尔驰宏矿业有限公司 一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统和工艺
ES2794298B2 (es) 2019-05-17 2021-05-31 Cobre Las Cruces S A U Procedimiento de extracción de metales a partir de minerales o concentrados de sulfuros polimetálicos
RU2749309C2 (ru) * 2019-09-05 2021-06-08 Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" Способ извлечения золота и меди из сульфидного золотомедного флотоконцентрата
JP2024512057A (ja) * 2021-03-24 2024-03-18 エレクトラスティール インコーポレイテッド 鉄変換システムにおける不純物除去

Family Cites Families (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE238890C (ko) * 1900-01-01
GB191222855A (en) * 1912-10-07 1913-10-07 Percy Claude Cameron Isherwood Improvements in and relating to the Treatment of Refractory Zinc Lead Ores.
FR666218A (fr) * 1927-12-23 1929-09-28 Metallgesellschaft Ag Procédé pour l'obtention de sels de zinc
US3434798A (en) * 1964-10-02 1969-03-25 Asturienne Mines Comp Royale Process for recovering zinc from ferrites
FR1492518A (fr) * 1965-09-11 1967-08-18 Sherritt Gordon Mines Ltd Procédé hydrométallurgique pour récupérer le zine et le soufre contenus dans des sulfures minéraux
ES385575A2 (es) * 1970-11-14 1973-03-16 Asturiana De Zinc Sa Un procedimiento de recuperacion de zinc de las ferritas.
BE783549A (fr) 1972-05-16 1972-09-18 Mines Fond Zinc Vieille Procede de purification de solutions de sulfate de zinc provenant de lalixiviation des minerais de zinc.
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
NZ182197A (en) 1975-11-06 1979-06-19 Sybron Corp Production of degreased bone from raw animal waste
CA1166022A (en) * 1981-05-22 1984-04-24 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
CA1176853A (en) * 1981-08-05 1984-10-30 Gerald L. Bolton Process for recovering zinc from zinc ferrite material
GB2114966B (en) * 1982-02-24 1985-08-29 Sherritt Gordon Mines Ltd Recovery of zinc from sulphidic material
CA1206008A (en) * 1982-02-24 1986-06-17 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1212242A (en) * 1982-07-27 1986-10-07 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
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
GB8320817D0 (en) 1983-08-02 1983-09-01 Molins Plc Conveying continuous filter material

Also Published As

Publication number Publication date
FI852098A0 (fi) 1985-05-27
AU4271385A (en) 1985-12-05
US4676828A (en) 1987-06-30
EP0166710A1 (fr) 1986-01-02
AU575944B2 (en) 1988-08-11
RU2023728C1 (ru) 1994-11-30
YU89285A (en) 1988-06-30
NO162772C (no) 1990-02-14
ES8607418A1 (es) 1986-05-16
DD232933A5 (de) 1986-02-12
BG44209A3 (en) 1988-10-14
DE3564450D1 (en) 1988-09-22
FI80076B (fi) 1989-12-29
ES543511A0 (es) 1986-05-16
LU85385A1 (fr) 1986-01-29
CA1258180A (fr) 1989-08-08
YU45260B (en) 1992-05-28
NO162772B (no) 1989-11-06
ATE36559T1 (de) 1988-09-15
FI852098L (fi) 1985-11-29
JPH0643619B2 (ja) 1994-06-08
KR850008189A (ko) 1985-12-13
NO852086L (no) 1985-11-29
JPS60255938A (ja) 1985-12-17
ZA854052B (en) 1986-01-29
EP0166710B1 (fr) 1988-08-17
FI80076C (fi) 1990-04-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR910003516B1 (ko) 아연 및 철이 함유된 황화물의 침출 방법
KR100312468B1 (ko) 황화아연을함유한원료를처리하는습식야금법
RU2117057C1 (ru) Способ выделения цинка и железа из цинк- и железосодержащего материала (варианты)
US4440569A (en) Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
US5348713A (en) Recovery of metal values from zinc plant residues
CA1150062A (en) Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue
BG62179B1 (bg) Хидрометалургично извличане на мед с помощта на хлорид
US4063933A (en) Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
Gordon et al. Improved leaching technologies in the electrolytic zinc industry
EP0096499B1 (en) Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
US4505744A (en) Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
US5858315A (en) Process for the extraction of zinc from sulphide concentrates
US4536214A (en) Metal sulphide extraction
GB2114966A (en) Recovery of zinc from sulphidic material
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
JPS6352094B2 (ko)
Chalkley et al. The treatment of bulk concentrates by the sherritt zinc pressure leach process
US1769604A (en) Metallurgical process

Legal Events

Date Code Title Description
A201 Request for examination
E902 Notification of reason for refusal
G160 Decision to publish patent application
E701 Decision to grant or registration of patent right
GRNT Written decision to grant
FPAY Annual fee payment

Payment date: 19940527

Year of fee payment: 4

LAPS Lapse due to unpaid annual fee