JPH03176081A - 鉄ミョウバン石含有残留物の再処理方法 - Google Patents
鉄ミョウバン石含有残留物の再処理方法Info
- Publication number
- JPH03176081A JPH03176081A JP2281703A JP28170390A JPH03176081A JP H03176081 A JPH03176081 A JP H03176081A JP 2281703 A JP2281703 A JP 2281703A JP 28170390 A JP28170390 A JP 28170390A JP H03176081 A JPH03176081 A JP H03176081A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- zinc
- residue
- iron
- sulfuric acid
- concentrate
- 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.)
- Pending
Links
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
- 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
-
- 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
- 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)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Fire-Extinguishing Compositions (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。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
〔産業上の利用分野〕
本発明は鉄h→パン石含有残留物の再処理方法であって
、この残留物を高温および過圧下で硫酸媒体中で処理す
る方法に関する。
、この残留物を高温および過圧下で硫酸媒体中で処理す
る方法に関する。
(従来の技術)
亜鉛精鉱から亜鉛を湿式冶金法で回収する場合、亜鉛精
鉱及び/又は焙焼閃亜鉛鉱に含まれた鉄はいくつかの浸
出工程で溶解される。焙焼閃亜鉛鉱中の鉄の大部分は亜
鉄酸亜鉛(Zink−Ferrit) (ZnFez0
4)の形で存在する。この化合物はそこに含有された亜
鉛を回収され得るために、通常は高温酸浸出工程により
溶解される。一般にこの高温酸浸出工程の溶液は70〜
100 g/lの亜鉛分の外に10〜30g/lの鉄分
を含有する。熔解された鉄は電解亜鉛回収の前に亜鉛溶
液から除かねばならない。大抵の亜鉛電解において鉄は
鉄ミョウバン石MeFet(0)l)6(SOn)z
(MeはNa、 K 、 f’b、 Ag。
鉱及び/又は焙焼閃亜鉛鉱に含まれた鉄はいくつかの浸
出工程で溶解される。焙焼閃亜鉛鉱中の鉄の大部分は亜
鉄酸亜鉛(Zink−Ferrit) (ZnFez0
4)の形で存在する。この化合物はそこに含有された亜
鉛を回収され得るために、通常は高温酸浸出工程により
溶解される。一般にこの高温酸浸出工程の溶液は70〜
100 g/lの亜鉛分の外に10〜30g/lの鉄分
を含有する。熔解された鉄は電解亜鉛回収の前に亜鉛溶
液から除かねばならない。大抵の亜鉛電解において鉄は
鉄ミョウバン石MeFet(0)l)6(SOn)z
(MeはNa、 K 、 f’b、 Ag。
N11.又は11.0 )として溶液から除去される。
ごく少数の亜鉛電解において鉄は赤鉄鉱(I15mat
it)Fe203又は針鉄鉱(Goetbit) α−
FeO(Oll)として分離される。
it)Fe203又は針鉄鉱(Goetbit) α−
FeO(Oll)として分離される。
鉄コヨウバン石の沈澱は簡単かつ低コストで行えるが、
この沈澱法は大きな環境問題を生じる。
この沈澱法は大きな環境問題を生じる。
亜鉛生産工程で生成する鉄ミョウバン石は一般にわずか
25〜30%の鉄と、それに対応する硫酸基、アルカリ
、鉛及び/又はその他の化合物を含有する。このため銖
ミョウバン石は鉄の原料として使うことができず、投棄
せねばならない。亜鉛の年生産星が120,000)ン
の電解亜鉛の場合、年間約too、oooトンの鉄ミョ
ウバン石がスラッジとして生威し、これは地下水とM、
断された容2ゴ又はその他の手段で貯蔵されねばならな
い。鉄ミョウバン石は亜鉛精鉱からのPし及びCdを含
有するために環境を汚染し、また、常に水溶性塩、主と
して硫酸亜鉛を含有しているために地下水に対しても有
害である。鉄を針鉄鉱として分離しても投棄の問題せ解
決されないが、針鉄鉱の鉄含量は約40〜43%で鉄ミ
ョウバン石より多いので、スラッジ投棄量は少なくなる
。赤鉄鉱法により鉄を沈澱させたときのみ、鉄は約60
%のFeを含有した酸化鉄として分離され、この酸化鉄
は例えばセメント工業で利用することができ、またさら
に精製した後、製鋼工業で原料として利用することがで
きるので、残留物を投棄する必要がない。
25〜30%の鉄と、それに対応する硫酸基、アルカリ
、鉛及び/又はその他の化合物を含有する。このため銖
ミョウバン石は鉄の原料として使うことができず、投棄
せねばならない。亜鉛の年生産星が120,000)ン
の電解亜鉛の場合、年間約too、oooトンの鉄ミョ
ウバン石がスラッジとして生威し、これは地下水とM、
断された容2ゴ又はその他の手段で貯蔵されねばならな
い。鉄ミョウバン石は亜鉛精鉱からのPし及びCdを含
有するために環境を汚染し、また、常に水溶性塩、主と
して硫酸亜鉛を含有しているために地下水に対しても有
害である。鉄を針鉄鉱として分離しても投棄の問題せ解
決されないが、針鉄鉱の鉄含量は約40〜43%で鉄ミ
ョウバン石より多いので、スラッジ投棄量は少なくなる
。赤鉄鉱法により鉄を沈澱させたときのみ、鉄は約60
%のFeを含有した酸化鉄として分離され、この酸化鉄
は例えばセメント工業で利用することができ、またさら
に精製した後、製鋼工業で原料として利用することがで
きるので、残留物を投棄する必要がない。
鉄含量の高い化合物を回収するために、湿式冶金により
生じた鉄主ヨウパン石又は投棄された鉄ミョウバン石ス
ラッジを再処理する試みが種々行われている。
生じた鉄主ヨウパン石又は投棄された鉄ミョウバン石ス
ラッジを再処理する試みが種々行われている。
例えば、鉄ξヨウパン石を700℃で熱処理して赤鉄鉱
に変えることは公知である(Metallurg−ic
al Transactions B、Vol、10B
、1979年9月、439〜446頁)。その場合、S
O□が遊離される。鉄ξヨウパン石に含まれた非鉄金属
は赤鉄鉱中に残る。
に変えることは公知である(Metallurg−ic
al Transactions B、Vol、10B
、1979年9月、439〜446頁)。その場合、S
O□が遊離される。鉄ξヨウパン石に含まれた非鉄金属
は赤鉄鉱中に残る。
この方法は必要な高温のために多量のエネルギーを必要
とする。
とする。
Metallurgical Transaction
s B、Vol、10B、1979年9月、439〜4
46頁からまた、水溶液中のアンモニウム鉄ミョウバン
石は50℃でN1(3を添加することにより赤鉄鉱と硫
酸アンモニウムに変化すること及び100℃以上では濾
過性の結晶性赤鉄鉱が生成することが公知である。硫酸
アンモニウムは結晶化により溶液から回収することがで
きる。
s B、Vol、10B、1979年9月、439〜4
46頁からまた、水溶液中のアンモニウム鉄ミョウバン
石は50℃でN1(3を添加することにより赤鉄鉱と硫
酸アンモニウムに変化すること及び100℃以上では濾
過性の結晶性赤鉄鉱が生成することが公知である。硫酸
アンモニウムは結晶化により溶液から回収することがで
きる。
鉄ミョウバン石に含まれた鉛は赤鉄鉱に入る。赤鉄鉱に
含まれた亜鉛は溶液に入るので溶液は再処理せねばなら
ない。アンモニウム鉄ミョウバン石の生成には鉄ミョウ
バン石を赤鉄鉱に変化させる場合よりもアンモニアの必
要量が少ないので、生成する硫酸アンモニウムの一部の
みが鉄ミョウバン石の沈澱のために再循環される。この
方法は高いアンモニア消費量と硫酸アン七二tシムの結
晶化のための高いエネルギー費用のために非常にコスト
が高くなる。さらにこの方法は鉄ξヨウパン石の沈澱に
よっては実質的に生成しない純アンモニウム鉄ξヨウパ
ン石に関するものであって、混合鉄ξヨウハン及びアル
カリ鉄旦ヨウパン石の反応に関するものではない。
含まれた亜鉛は溶液に入るので溶液は再処理せねばなら
ない。アンモニウム鉄ミョウバン石の生成には鉄ミョウ
バン石を赤鉄鉱に変化させる場合よりもアンモニアの必
要量が少ないので、生成する硫酸アンモニウムの一部の
みが鉄ミョウバン石の沈澱のために再循環される。この
方法は高いアンモニア消費量と硫酸アン七二tシムの結
晶化のための高いエネルギー費用のために非常にコスト
が高くなる。さらにこの方法は鉄ξヨウパン石の沈澱に
よっては実質的に生成しない純アンモニウム鉄ξヨウパ
ン石に関するものであって、混合鉄ξヨウハン及びアル
カリ鉄旦ヨウパン石の反応に関するものではない。
DI!−AS2402768号から鉄ξヨウパン石を弱
酸性媒体に懸濁させ、220〜250℃でオートクレー
ブ内で赤鉄鉱に変化させることは公知であり、その場合
、Fe20z−303−’H20系における赤鉄鉱の安
定領域は維持される。湿式冶金による亜鉛生産において
生成する鉄ξヨウパン石は一般に純粋ではなく、硫酸鉛
、石膏、シリカ化合物等といった不純物をかなりの量含
有するので、こうして生成した赤鉄鉱の品質は他の工業
的用途において更に処理するためには不適当である。そ
の上、高温と高圧に耐えるオートクレーブが必要である
。
酸性媒体に懸濁させ、220〜250℃でオートクレー
ブ内で赤鉄鉱に変化させることは公知であり、その場合
、Fe20z−303−’H20系における赤鉄鉱の安
定領域は維持される。湿式冶金による亜鉛生産において
生成する鉄ξヨウパン石は一般に純粋ではなく、硫酸鉛
、石膏、シリカ化合物等といった不純物をかなりの量含
有するので、こうして生成した赤鉄鉱の品質は他の工業
的用途において更に処理するためには不適当である。そ
の上、高温と高圧に耐えるオートクレーブが必要である
。
本発明の課題は鉄ミョウバン石含有残留物を最も経済的
な方法で再処理すること及びその際に、別の利用に直接
供給できて投棄する必要のない残留物を得ることである
。。
な方法で再処理すること及びその際に、別の利用に直接
供給できて投棄する必要のない残留物を得ることである
。。
前記課題は本発明に従って次のようにして解決される。
即ち、鉄ミョウバン石含有残留物と硫化亜鉛含有濃厚物
を、少なくとも1,0OOkPaの酸素分圧及び130
〜170℃でオートクレーブ内において40−100g
#の遊離硫酸を含有する希硫酸と共に攪拌し、残留物及
び硫化亜鉛含存濃17物の鉄分及び亜鉛分を実質的に溶
解させ、圧力を解放後に溶液と固形物とを分離し、この
溶液を亜鉛電解のための浸出循環路に導入して鉄を赤鉄
鉱の形で沈澱させ、前記固形物から硫黄を分離し、残留
物は別の用途に供給する。
を、少なくとも1,0OOkPaの酸素分圧及び130
〜170℃でオートクレーブ内において40−100g
#の遊離硫酸を含有する希硫酸と共に攪拌し、残留物及
び硫化亜鉛含存濃17物の鉄分及び亜鉛分を実質的に溶
解させ、圧力を解放後に溶液と固形物とを分離し、この
溶液を亜鉛電解のための浸出循環路に導入して鉄を赤鉄
鉱の形で沈澱させ、前記固形物から硫黄を分離し、残留
物は別の用途に供給する。
硫化亜鉛含有?flt厚物は閃亜鉛鉱濃厚物、硫化物含
有亜鉛−鉛製厚物及び両温厚物の混合物である。
有亜鉛−鉛製厚物及び両温厚物の混合物である。
希硫酸中の遊離硫酸の含量は反応終了後のa離硫酸の含
量のことである。′ti離硫酸の初期含量は反応の間の
硫酸の消費量に応じてそれより高く設定される。a y
Jl硫酸の最終含量は、FezOx−5Ch−HzO系
に対する状態図において溶液領域における鉄化合物の安
定領域の外部にある。FezOz−3O3−11zO系
における各割合はTMS Paper kA73−11
とDE−AS第2401768号に示されている。オー
トクレーブ内の全圧は温度に対応する水蒸気圧と酸素分
圧との合計である。圧力解放後及び不溶性固形物分離後
に得られる溶液は亜鉛と鉄を含有し、亜鉛電解の浸出循
環路に導入され、そこで鉄が赤鉄鉱として沈澱する。こ
のような亜鉛電解はDE−O3第3634359号に記
載されている。加圧浸出により得られる不溶性固形物か
ら例えば浮選により元素硫黄が分離される。残った残留
物は硫化亜鉛含有濃厚物及び鉄ミョウバン石含有残留物
の不溶性成分から本質的になり、鉛、根、シリカ等も含
有しうる。このいわゆる鉛−銀残留物は鉛産業において
さらに利用される。鉄ミョウバン石含有残留物及び硫化
亜鉛含有濃厚物は好ましくは亜鉛電解から出た電解槽酸
で懸濁され、この懸濁液は次いでオートクレーブに供給
される。加圧浸出後に得られる溶液は例えば80〜12
0 g/lの亜鉛、15〜30g/Itの主として3価
の鉄及びその他の銅、カドミウム、マンガン、マグネシ
ウム及びアルカリ類といった出発原料の溶解成分を含有
する。この溶液は亜鉛電解の浸出循環路と供給された後
、3価の鉄を2価の鉄に還元するために、還元工程にお
いて公知の方法による還元により閃亜鉛鉱濃厚物又は二
酸化硫黄が加えられる。閃亜鉛鉱濃厚物による還元によ
り残った残留物を分離した後、遊離の硫酸を分解するた
めに中和工程で溶液に焼き閃亜鉛鉱又は酸化亜鉛が添加
される。中和により生じた残留物を分離した後の溶液は
公知の方法で処理され赤鉄鉱を沈澱させる。これはオー
トクレーブ内で酸化雰囲気下に180〜200℃で行わ
れ、鉄は約58〜60%Feを含有した赤鉄鉱として沈
澱する。この赤鉄鉱は分離され、水洗され、必要ならさ
らに精製された後に別の用途に供給される。
量のことである。′ti離硫酸の初期含量は反応の間の
硫酸の消費量に応じてそれより高く設定される。a y
Jl硫酸の最終含量は、FezOx−5Ch−HzO系
に対する状態図において溶液領域における鉄化合物の安
定領域の外部にある。FezOz−3O3−11zO系
における各割合はTMS Paper kA73−11
とDE−AS第2401768号に示されている。オー
トクレーブ内の全圧は温度に対応する水蒸気圧と酸素分
圧との合計である。圧力解放後及び不溶性固形物分離後
に得られる溶液は亜鉛と鉄を含有し、亜鉛電解の浸出循
環路に導入され、そこで鉄が赤鉄鉱として沈澱する。こ
のような亜鉛電解はDE−O3第3634359号に記
載されている。加圧浸出により得られる不溶性固形物か
ら例えば浮選により元素硫黄が分離される。残った残留
物は硫化亜鉛含有濃厚物及び鉄ミョウバン石含有残留物
の不溶性成分から本質的になり、鉛、根、シリカ等も含
有しうる。このいわゆる鉛−銀残留物は鉛産業において
さらに利用される。鉄ミョウバン石含有残留物及び硫化
亜鉛含有濃厚物は好ましくは亜鉛電解から出た電解槽酸
で懸濁され、この懸濁液は次いでオートクレーブに供給
される。加圧浸出後に得られる溶液は例えば80〜12
0 g/lの亜鉛、15〜30g/Itの主として3価
の鉄及びその他の銅、カドミウム、マンガン、マグネシ
ウム及びアルカリ類といった出発原料の溶解成分を含有
する。この溶液は亜鉛電解の浸出循環路と供給された後
、3価の鉄を2価の鉄に還元するために、還元工程にお
いて公知の方法による還元により閃亜鉛鉱濃厚物又は二
酸化硫黄が加えられる。閃亜鉛鉱濃厚物による還元によ
り残った残留物を分離した後、遊離の硫酸を分解するた
めに中和工程で溶液に焼き閃亜鉛鉱又は酸化亜鉛が添加
される。中和により生じた残留物を分離した後の溶液は
公知の方法で処理され赤鉄鉱を沈澱させる。これはオー
トクレーブ内で酸化雰囲気下に180〜200℃で行わ
れ、鉄は約58〜60%Feを含有した赤鉄鉱として沈
澱する。この赤鉄鉱は分離され、水洗され、必要ならさ
らに精製された後に別の用途に供給される。
本発明の好適B様によれば、鉄くヨウパン石含有残留物
と硫化亜鉛含有濃厚物との混合比はl:lO〜1:lで
ある。この範囲は良好な結果を与え、鉄ξヨウパン石含
有残留物の隔通のきく使用を可能にする。
と硫化亜鉛含有濃厚物との混合比はl:lO〜1:lで
ある。この範囲は良好な結果を与え、鉄ξヨウパン石含
有残留物の隔通のきく使用を可能にする。
本発明の好適態様によれば、希硫酸は50〜80g/l
の′t1離硫酸を含有する。この範囲で特に良好な操作
結果が得られる。
の′t1離硫酸を含有する。この範囲で特に良好な操作
結果が得られる。
本発明の好適態様によれば、オートクレーブ内の酸素分
圧は1,100〜1,300kPaである。
圧は1,100〜1,300kPaである。
この範囲で極めて良好な収率が得られる。
本発明の好適態様によれば、オートクレーブ内での処理
時間は30〜180分間である。オートクレープ内の圧
力と温度が高い場合、処理時間は低い方の範囲内であり
、圧力と温度が低い場合は高い方の範囲内である。この
処理時間により良好な収率が得られる。
時間は30〜180分間である。オートクレープ内の圧
力と温度が高い場合、処理時間は低い方の範囲内であり
、圧力と温度が低い場合は高い方の範囲内である。この
処理時間により良好な収率が得られる。
本発明の好適態様によれば、オートクレーブ内の温度は
145〜155℃である。この温度により比較的低いエ
ネルギー消費及び装置の消耗で良好な収率が得られる。
145〜155℃である。この温度により比較的低いエ
ネルギー消費及び装置の消耗で良好な収率が得られる。
本発明の好適態様によれば、圧の解放及び固液分離の後
に得られた溶液は高温酸浸出に続く亜鉛電解゛用浸出循
環路に供給される。閃亜鉛鉱濃厚物力く焼かれ、焼き生
成物が浸出され、閃亜鉛濃厚物が浸出される亜鉛電解に
おいて、加圧浸出により生した溶液を前記循環路に供給
することは特に良好で経済的条件を与える。
に得られた溶液は高温酸浸出に続く亜鉛電解゛用浸出循
環路に供給される。閃亜鉛鉱濃厚物力く焼かれ、焼き生
成物が浸出され、閃亜鉛濃厚物が浸出される亜鉛電解に
おいて、加圧浸出により生した溶液を前記循環路に供給
することは特に良好で経済的条件を与える。
鉄ミョウバン石と硫化亜鉛含有濃厚物を亜鉛電解により
生じる亜鉛−電解槽酸3.51と混合した。
生じる亜鉛−電解槽酸3.51と混合した。
亜鉛−電解槽酸の組成は次の通りであった:Zn:55
g/ I Fe:0.01g/ 1 に:0.0
9g/ INa:0.6g/ j! 遊離硫酸:19
Bg/ i!得られた懸濁液を51の実験用オートクレ
ーブに入れた。固形物は2.000rpn+で攪拌して
懸濁状態に保った。懸濁液中に酸素を導入した。反応の
間、酸素分圧を1,100pKaに保った。)せ濁液を
150℃に加熱し、この温度に1.5時間維持した。そ
の後、懸濁液を80°Cに冷却し、濾過により固形物を
溶液から分離し、洗rt> L、乾燥した。
g/ I Fe:0.01g/ 1 に:0.0
9g/ INa:0.6g/ j! 遊離硫酸:19
Bg/ i!得られた懸濁液を51の実験用オートクレ
ーブに入れた。固形物は2.000rpn+で攪拌して
懸濁状態に保った。懸濁液中に酸素を導入した。反応の
間、酸素分圧を1,100pKaに保った。)せ濁液を
150℃に加熱し、この温度に1.5時間維持した。そ
の後、懸濁液を80°Cに冷却し、濾過により固形物を
溶液から分離し、洗rt> L、乾燥した。
実40牝上
次の組成を有する鉄ミョウバン石800g (乾燥重
量)を硫化亜鉛含有濃厚物を添加せずに用いた。
量)を硫化亜鉛含有濃厚物を添加せずに用いた。
28.9 ”X Fe 6.5 χZn
3.7χpb1.7 χへ120x 4.6
Z Sing O,3χCuO,I Z C
d O,14’X Na O,6Z K
1.4χNH,10,5χS 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 26.4χFe 2.2χZn 5.3
χpb1.6 X A l tox 6.6 ’X
Sing O,1χCuO,2X Cd 加圧浸出後に得られた溶液の組成: 61g/l Zn 30.3g/lFe 1.9
g#! AlgasO,4g/I Sing 0.
5g/n Cu 0.1g/lCu95g/ j!
遊離11□SO4 用いた鉄ごヨウパン石から浸出によりわずか鉄の45%
が溶解した。鉄ミョウバン石に強く結合していないが、
付着母液からの硫酸亜鉛として又はその他の主として酸
可溶性化合物として存在する亜鉛は80%が溶解した。
3.7χpb1.7 χへ120x 4.6
Z Sing O,3χCuO,I Z C
d O,14’X Na O,6Z K
1.4χNH,10,5χS 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 26.4χFe 2.2χZn 5.3
χpb1.6 X A l tox 6.6 ’X
Sing O,1χCuO,2X Cd 加圧浸出後に得られた溶液の組成: 61g/l Zn 30.3g/lFe 1.9
g#! AlgasO,4g/I Sing 0.
5g/n Cu 0.1g/lCu95g/ j!
遊離11□SO4 用いた鉄ごヨウパン石から浸出によりわずか鉄の45%
が溶解した。鉄ミョウバン石に強く結合していないが、
付着母液からの硫酸亜鉛として又はその他の主として酸
可溶性化合物として存在する亜鉛は80%が溶解した。
尖施−社主
実施例1で示した組成を有する鉄ミョウバン石110g
を次の組成を有する鉄と鉛の各含量の低い閃亜鉛鉱濃厚
物を混合して用いた。
を次の組成を有する鉄と鉛の各含量の低い閃亜鉛鉱濃厚
物を混合して用いた。
(31,5Z Zn 1.9 ”t Fe
O,7χpbO,2X AlzOx O,8χ5f
(h <0.10 Z CuO,11χCd
O,01χNa O,04χに33.2 2硫
化物−3 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 4、OX Zn O,8χFe
4.5 X PbO04χA 12o3 4,3 χ
5t(h <o、t X CuO,1χCd
65.1χ元素−3加圧浸出後に得られた溶液の組
成: 134 gel Zn 9.8 g/j!Fe:
+” 1.3g/j2 Fez’0.6 gel A
JzOz 0.2 g/j2siOz 0.5g/
l Na0.14g/IK O,08g/lc
u 0.1g// Cd74 gel It□SO
4 実施例1とは対照的に、次の′VyJ質収支かられかる
ように、はとんど全部の鉄が濃厚物及び鉄ミョウバン石
から溶出した。
O,7χpbO,2X AlzOx O,8χ5f
(h <0.10 Z CuO,11χCd
O,01χNa O,04χに33.2 2硫
化物−3 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 4、OX Zn O,8χFe
4.5 X PbO04χA 12o3 4,3 χ
5t(h <o、t X CuO,1χCd
65.1χ元素−3加圧浸出後に得られた溶液の組
成: 134 gel Zn 9.8 g/j!Fe:
+” 1.3g/j2 Fez’0.6 gel A
JzOz 0.2 g/j2siOz 0.5g/
l Na0.14g/IK O,08g/lc
u 0.1g// Cd74 gel It□SO
4 実施例1とは対照的に、次の′VyJ質収支かられかる
ように、はとんど全部の鉄が濃厚物及び鉄ミョウバン石
から溶出した。
濃厚物から供給されたFe 8.6 g鉄
ミョウバン石から供給されたFe 、 31.8 g合
計供給量 40.4 g 残留物中のFe回収量 1.4g=3.5χ
?容液中のre回収液中 39. Og
= 96.5$40.4g 溶液中の亜鉛回収量は97%であった。
ミョウバン石から供給されたFe 、 31.8 g合
計供給量 40.4 g 残留物中のFe回収量 1.4g=3.5χ
?容液中のre回収液中 39. Og
= 96.5$40.4g 溶液中の亜鉛回収量は97%であった。
尖旌班主
量的割合を変えた外は実施例2の実験を繰り返した。
鉄ミョウバン石179gを閃亜鉛鉱濃厚物417g(い
ずれも乾燥重量)と−緒に用いた。
ずれも乾燥重量)と−緒に用いた。
加圧浸出後に得られた固形物の組成:
5.0χZn O,6χFe 5.9χ
pbO02χ A 1 zO+ 6.4 χ
5iOz <0.1 χ CuO,2χC
d 56.2χ元素−8加圧浸出後に得られた溶
液の組成: 128g/j’ Zn 15.3g/42 Fei
o 1.3g/ I Fez”0.9g/A A/z
Oa 0.2g/j2 5ift 69g/I!
It□SO。
pbO02χ A 1 zO+ 6.4 χ
5iOz <0.1 χ CuO,2χC
d 56.2χ元素−8加圧浸出後に得られた溶
液の組成: 128g/j’ Zn 15.3g/42 Fei
o 1.3g/ I Fez”0.9g/A A/z
Oa 0.2g/j2 5ift 69g/I!
It□SO。
この実験でも鉄及び鉛の各95%以上が溶解した。
実鳴fun
量的割合を変えた外は実施例2の実験を繰り返した。
鉄ミョウバン石298gを閃亜鉛濃厚物346g (い
ずれも乾燥重量)と−緒に用いた。
ずれも乾燥重量)と−緒に用いた。
加圧浸出後に得られた固形物の組成:
4.8χZn 1.3 X Fe 7.
2 X PbO9lχA l zO+ 8.7 ’
X 5iOz <o、i Z Cu0.1 X C
d ・41.7 !元素−3加圧浸出後に得られた
溶液の組成: 118g/n Zn 23.4g/I Fe1’
1.8g/& Fez”1.2g#! AlzOt
0.1g/j! Si0□ 69g/n II□SO
4用いた混合物が鉄ξヨウパン石46%を含有したこの
実験でも鉄及び鉛の各95%以上が溶解した。
2 X PbO9lχA l zO+ 8.7 ’
X 5iOz <o、i Z Cu0.1 X C
d ・41.7 !元素−3加圧浸出後に得られた
溶液の組成: 118g/n Zn 23.4g/I Fe1’
1.8g/& Fez”1.2g#! AlzOt
0.1g/j! Si0□ 69g/n II□SO
4用いた混合物が鉄ξヨウパン石46%を含有したこの
実験でも鉄及び鉛の各95%以上が溶解した。
天」E廻−髪
実施例1で示した組成を有する鉄ミョウバン石を鉄含量
と鉛含堵の高い閃亜鉛鉱濃厚物と混合した。
と鉛含堵の高い閃亜鉛鉱濃厚物と混合した。
閃亜鉛鉱の組成は次の通りであった:
49、I ZZn 9.1 ”XFe
2.4 ZPbO17χAj!zoi 3.
OX Sing O,09Z CuO,14X C
d O,04χNa O,07χに30
.5 %硫化物−3 鉄は濃厚物中で大部分が黄鉄鉱として存在していた。
2.4 ZPbO17χAj!zoi 3.
OX Sing O,09Z CuO,14X C
d O,04χNa O,07χに30
.5 %硫化物−3 鉄は濃厚物中で大部分が黄鉄鉱として存在していた。
鉄ミョウバン石110g(乾燥重量)を閃亜鉛鉱濃厚物
450g (乾燥重量〉と−緒に用いた。
450g (乾燥重量〉と−緒に用いた。
加圧浸出後に得られた固形物の組成;
4.1χZn 2.I X Fe 8.
I Z Pb1.2 X A 1203 9
.I X 5ift <0.1 χ C
uO01χCd 58.O!元素−3加圧浸出後
に得られた溶液の組成: 117 g/ I Zn 18.2g/ /! F
e+°1.5 g/ l Pet”0.8 g/I
AlzO* 0.2g/l Sing 0.7 g/
l NaO,16g#! K Q、2g
# Cu 0.16g/j2 Cd71 g/
i HzSO< この閃亜鉛鉱濃厚物を用いた場合も鉄ミョウバン石は実
質的に溶解された。鉄ミョウバン石及び濃厚物から合計
で、供給された鉄の95%と亜鉛の97%が溶解した。
I Z Pb1.2 X A 1203 9
.I X 5ift <0.1 χ C
uO01χCd 58.O!元素−3加圧浸出後
に得られた溶液の組成: 117 g/ I Zn 18.2g/ /! F
e+°1.5 g/ l Pet”0.8 g/I
AlzO* 0.2g/l Sing 0.7 g/
l NaO,16g#! K Q、2g
# Cu 0.16g/j2 Cd71 g/
i HzSO< この閃亜鉛鉱濃厚物を用いた場合も鉄ミョウバン石は実
質的に溶解された。鉄ミョウバン石及び濃厚物から合計
で、供給された鉄の95%と亜鉛の97%が溶解した。
尖旋朋1
鉄ミョウバン石362gを(乾燥重量)を実施例5の組
成を有する閃亜鉛鉱濃厚物311g(乾燥重量)と−緒
に用いた。
成を有する閃亜鉛鉱濃厚物311g(乾燥重量)と−緒
に用いた。
加圧浸出後に得られた固形物のMl戒:5.9χZn
11.3χFe 9.4χpbO98χA
lz(]+ 9.6χ5iOz <o、t X
Cu0.3χCd 35.52元素−3加圧浸
出後に得られた溶液のMi戒: 102g/IZn 30.Og/j! Fe+”
0.6g/j! Fe2”1.5g/ I! AI
!aOz 0.2g#! 5ift 64g7
1 H2SO4この実験において、閃亜鉛鉱t74厚
物の量は鉄ミョウバン石を完全に溶解するためには明ら
かに不十分であった(混合物は鉄ミョウバン石54%と
閃亜鉛t’tH厚物46%を含有しでいた〉。
11.3χFe 9.4χpbO98χA
lz(]+ 9.6χ5iOz <o、t X
Cu0.3χCd 35.52元素−3加圧浸
出後に得られた溶液のMi戒: 102g/IZn 30.Og/j! Fe+”
0.6g/j! Fe2”1.5g/ I! AI
!aOz 0.2g#! 5ift 64g7
1 H2SO4この実験において、閃亜鉛鉱t74厚
物の量は鉄ミョウバン石を完全に溶解するためには明ら
かに不十分であった(混合物は鉄ミョウバン石54%と
閃亜鉛t’tH厚物46%を含有しでいた〉。
用いた鉄量の合計の81%が溶解し、19%が残留物中
に残った。鉄ミョウバン石と濃厚物から亜鉛93%が溶
解した。
に残った。鉄ミョウバン石と濃厚物から亜鉛93%が溶
解した。
尖施班1
実施例1で示した組成を有する鉄ミョウバン石110g
(乾燥重量)を次の組成の亜鉛−鉛混合濃厚物450g
(乾燥重量)と−緒に用いた。
(乾燥重量)を次の組成の亜鉛−鉛混合濃厚物450g
(乾燥重量)と−緒に用いた。
30.8 ’X Zn 15.4 Z Fe
12.5 χpb0.8 ’X Aj2z
O:+ 4.2 χ5iOz 0.35 ’X
CuO,06X Cd O,02X Na
0.09 % K2S、2 χ硫化物−3 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 1.9 Z Zn 3.7χFe
26.4 X Pb1.2χAltos 9.6X
Si(h O,lXCu<0.1 X Cd
35.4 %元素−8加圧浸出後に得られた溶液の
組成: 97g/lZn 25.1g#! Fez” 1
.4 g#! Fet”0.8g#! AAzOs
0.2gZn 5tOt O,8gZn NaO,2
g1I K 0.5g# Cu O,12g
/lCa78g#! II!SO4 亜鉛−鉛混合濃厚物の存在下でも、次の鉄の収支が示す
ように、鉄ミョウバン石は溶解した。
12.5 χpb0.8 ’X Aj2z
O:+ 4.2 χ5iOz 0.35 ’X
CuO,06X Cd O,02X Na
0.09 % K2S、2 χ硫化物−3 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 1.9 Z Zn 3.7χFe
26.4 X Pb1.2χAltos 9.6X
Si(h O,lXCu<0.1 X Cd
35.4 %元素−8加圧浸出後に得られた溶液の
組成: 97g/lZn 25.1g#! Fez” 1
.4 g#! Fet”0.8g#! AAzOs
0.2gZn 5tOt O,8gZn NaO,2
g1I K 0.5g# Cu O,12g
/lCa78g#! II!SO4 亜鉛−鉛混合濃厚物の存在下でも、次の鉄の収支が示す
ように、鉄ミョウバン石は溶解した。
濃厚物から供給されたPe 69.3 g鉄
ミョウバン石から供給されたFe 31.8 g合計
供給量 101.1 g 残留物中のFe回収量 8.4g=8.3%
)容液中のFe回収量 92.7g=91
.7χ101.1g 溶液中の亜鉛回収率は97%であった。
ミョウバン石から供給されたFe 31.8 g合計
供給量 101.1 g 残留物中のFe回収量 8.4g=8.3%
)容液中のFe回収量 92.7g=91
.7χ101.1g 溶液中の亜鉛回収率は97%であった。
実益班主
実施例1で示した組成の鉄ξヨウパン石110g(乾燥
量N)を実施例7に示した組成の亜鉛−鉛混合濃厚物1
10g (乾燥重量)及び次の組成の閃亜鉛鉱濃厚物3
40g (乾燥重量)と混合して用いた。
量N)を実施例7に示した組成の亜鉛−鉛混合濃厚物1
10g (乾燥重量)及び次の組成の閃亜鉛鉱濃厚物3
40g (乾燥重量)と混合して用いた。
49.1 zZn 9.1χFe 2.
4 %PhO,7X A /! zos 3.OX
5iOz O,09X CuO014χCd
O,04χNa O,07χに30.5 2
硫化物−3 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 3.3 % Zn 2.5χFe 13
.7χpb1.1χ^ti 2(h 9.9χSi
n□<o、tχCuO,I X Cd 51.9
!元素−3加圧浸出後に得られた溶液の組成: 112g/j! Zn 20.1g// Fezo
1.2g/ I Fez’0.8g/j2 Alz(
h O,2gZn 5iOz 82fi/e 1l
zsO4鉄の収支: 閃亜鉛鉱濃厚物から供給されたFe 30.9 g
Zn −r’b混合濃厚物から供給されたFe 16
.9 g鉄ξヨウパン石から供給されたFe 31
.8 g合計供給量 79.6 g 4.8g=6.0χ 残留物中のFe回収量 溶液中のFe回収31 74.8g = 9
4.O$79.6g 溶液中の亜鉛回収量は97%であった。
4 %PhO,7X A /! zos 3.OX
5iOz O,09X CuO014χCd
O,04χNa O,07χに30.5 2
硫化物−3 加圧浸出後に得られた固形物の組成: 3.3 % Zn 2.5χFe 13
.7χpb1.1χ^ti 2(h 9.9χSi
n□<o、tχCuO,I X Cd 51.9
!元素−3加圧浸出後に得られた溶液の組成: 112g/j! Zn 20.1g// Fezo
1.2g/ I Fez’0.8g/j2 Alz(
h O,2gZn 5iOz 82fi/e 1l
zsO4鉄の収支: 閃亜鉛鉱濃厚物から供給されたFe 30.9 g
Zn −r’b混合濃厚物から供給されたFe 16
.9 g鉄ξヨウパン石から供給されたFe 31
.8 g合計供給量 79.6 g 4.8g=6.0χ 残留物中のFe回収量 溶液中のFe回収31 74.8g = 9
4.O$79.6g 溶液中の亜鉛回収量は97%であった。
本発明の利点は、赤鉄鉱法によって操作され、硫化亜鉛
含有濃厚物を直接浸出する装置が使用できる現存の亜鉛
電解プラントと組合せて鉄ξヨウパン石含有残留物を、
比較的少ないエネルギー消費及び装置に対する追加費用
を必要とせず又は比較的わずかに必要とするだけで処理
できることである。亜鉛−鉄硫酸塩溶液から赤鉄鉱を沈
澱させるのにオートクレーブを通常の条件下で用いたの
では鉄ミョウバン石スラッジを溶解することは不可能で
あるが、本発明の方法によればより低い温度と圧力で十
分な溶解が達成される。鉄ξツウパン石含有残留物はさ
らに利用できる生成物に変換することができ、必要なら
問題なく投棄することができる。
含有濃厚物を直接浸出する装置が使用できる現存の亜鉛
電解プラントと組合せて鉄ξヨウパン石含有残留物を、
比較的少ないエネルギー消費及び装置に対する追加費用
を必要とせず又は比較的わずかに必要とするだけで処理
できることである。亜鉛−鉄硫酸塩溶液から赤鉄鉱を沈
澱させるのにオートクレーブを通常の条件下で用いたの
では鉄ミョウバン石スラッジを溶解することは不可能で
あるが、本発明の方法によればより低い温度と圧力で十
分な溶解が達成される。鉄ξツウパン石含有残留物はさ
らに利用できる生成物に変換することができ、必要なら
問題なく投棄することができる。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1、鉄ミョウバン石含有残留物の再処理方法であって、
この残留物を高温及び過圧下で硫酸媒体中で処理する方
法において、 鉄ミョウバン石含有残留物と硫化亜鉛含有濃厚物を、少
なくとも1,000kPaの酸素分圧及び130〜17
0℃でオートクレーブ内において40〜100g/lの
遊離硫酸を含有する希硫酸と共に攪拌し、残留物及び硫
化亜鉛含有濃厚物の鉄分及び亜鉛分を実質的に溶解させ
、圧力を解放後に溶液と固形物とを分離し、この溶液を
亜鉛電解のための浸出循環路に導入して鉄を赤鉄鉱の形
で沈澱させ、前記固形物から硫黄を分離し、残留物は別
の用途に供給することを特徴とする方法。 2、鉄ミョウバン石含有残留物と硫化亜鉛含有濃厚物と
の混合比が1:10〜1:1である請求項1記載の方法
。 3、希硫酸が50〜80g/lの遊離硫酸を含有する請
求項1又は2記載の方法。 4、オートクレーブ内の酸素分圧が1,100〜1,3
00kPaである請求項1〜3のいずれか一項記載の方
法。 5、オートクレーブ内での処理時間が30〜180分間
である請求項1〜4のいずれか一項記載の方法。 6、オートクレーブ内の温度が145〜155℃である
請求項1〜5のいずれか一項記載の方法。 7、圧力解放及び固液分離の後に得られた溶液を高温酸
浸出に続く亜鉛電解用の浸出循環路に供給する請求項1
〜6のいずれか一項記載の方法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE3935362A DE3935362A1 (de) | 1989-10-24 | 1989-10-24 | Verfahren zur aufarbeitung von jarosit-haltigen rueckstaenden |
| DE3935362.1 | 1989-10-24 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH03176081A true JPH03176081A (ja) | 1991-07-31 |
Family
ID=6392077
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2281703A Pending JPH03176081A (ja) | 1989-10-24 | 1990-10-19 | 鉄ミョウバン石含有残留物の再処理方法 |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5453253A (ja) |
| EP (1) | EP0428194B1 (ja) |
| JP (1) | JPH03176081A (ja) |
| AU (1) | AU632180B2 (ja) |
| CA (1) | CA2027973A1 (ja) |
| DE (2) | DE3935362A1 (ja) |
| ES (1) | ES2049405T3 (ja) |
| FI (1) | FI97481C (ja) |
| NO (1) | NO176524C (ja) |
| PE (1) | PE28591A1 (ja) |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2013140837A1 (ja) | 2012-03-19 | 2013-09-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| WO2013140900A1 (ja) | 2012-03-21 | 2013-09-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| WO2014155855A1 (ja) | 2013-03-26 | 2014-10-02 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| WO2015041064A1 (ja) | 2013-09-18 | 2015-03-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| KR20160074261A (ko) * | 2014-12-18 | 2016-06-28 | 김민석 | 9자형 벤딩기를 구비한 와이어 스트리퍼 |
| US10125025B2 (en) | 2014-02-27 | 2018-11-13 | Sumitomo Metal Mining Co. Ltd. | Method for producing hematite for ironmaking |
| JP2024524803A (ja) * | 2022-10-14 | 2024-07-09 | 高麗亞鉛株式会社 | 亜鉛製錬工程の副産物である酸化鉄からの高品位精製酸化鉄の製造方法 |
Families Citing this family (28)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| BE1007417A3 (fr) * | 1993-08-27 | 1995-06-13 | Union Miniere Sa | Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. |
| EP0719347B1 (fr) * | 1993-08-27 | 1997-04-23 | n.v. UNION MINIERE s.a. | Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures |
| BE1007906A3 (nl) * | 1993-12-23 | 1995-11-14 | Union Miniere Sa | Werkwijze voor het logen van zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet. |
| US5624650A (en) * | 1996-02-22 | 1997-04-29 | Environchip Technologies, Inc. | Nitric acid process for ferric sulfate production |
| FI100806B (fi) * | 1996-08-12 | 1998-02-27 | Outokumpu Base Metals Oy | Menetelmä sinkkirikasteen liuottamiseksi atmosfäärisissä olosuhteissa |
| US5814292A (en) * | 1996-12-19 | 1998-09-29 | Energy Research Group | Comprehensive energy producing methods for aqueous phase oxidation |
| FI109030B (fi) * | 2000-12-08 | 2002-05-15 | Outotec Oyj | Menetelmä raudan hydrolyyttiseksi saostamiseksi |
| FI115223B (fi) * | 2001-12-13 | 2005-03-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä raudan saostamiseksi sinkkisulfaattiliuoksesta hematiittina |
| FI20041132A7 (fi) * | 2004-08-31 | 2006-03-01 | Outokumpu Tech Oy | Menetelmä rautasakan käsittelemiseksi |
| CN102268559A (zh) | 2007-05-21 | 2011-12-07 | 奥贝特勘探Vspa有限公司 | 从铝土矿石中提取铝的工艺 |
| US8115047B2 (en) * | 2009-04-01 | 2012-02-14 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8168847B2 (en) * | 2009-04-01 | 2012-05-01 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8481800B2 (en) * | 2009-04-01 | 2013-07-09 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US7951988B2 (en) * | 2009-04-01 | 2011-05-31 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US9272936B2 (en) | 2009-04-01 | 2016-03-01 | Earth Renewal Group, Llc | Waste treatment process |
| US7915474B2 (en) * | 2009-04-01 | 2011-03-29 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| RU2588960C2 (ru) | 2011-03-18 | 2016-07-10 | Орбит Элюминэ Инк. | Способы извлечения редкоземельных элементов из алюминийсодержащих материалов |
| WO2012149642A1 (en) | 2011-05-04 | 2012-11-08 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for recovering rare earth elements from various ores |
| RU2013157943A (ru) | 2011-06-03 | 2015-07-20 | Орбит Элюминэ Инк. | Способ получения гематита |
| EP2755918A4 (en) | 2011-09-16 | 2015-07-01 | Orbite Aluminae Inc | PROCESS FOR PRODUCING TONERDE AND VARIOUS OTHER PRODUCTS |
| AU2013202318B2 (en) | 2012-01-10 | 2015-11-05 | Aem Technologies Inc. | Processes for treating red mud |
| CA2862307C (en) | 2012-03-29 | 2015-12-01 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for treating fly ashes |
| RU2597096C2 (ru) | 2012-07-12 | 2016-09-10 | Орбит Алюминэ Инк. | Способы получения оксида титана и различных других продуктов |
| BR112015006536A2 (pt) | 2012-09-26 | 2017-08-08 | Orbite Aluminae Inc | processos para preparar alumina e cloreto de magnésio por lixiviação com hcl de vários materiais. |
| US9534274B2 (en) | 2012-11-14 | 2017-01-03 | Orbite Technologies Inc. | Methods for purifying aluminium ions |
| CA3136907A1 (en) | 2019-05-01 | 2020-11-05 | Vinod Chintamani Malshe | Effective utilization of jarosite waste |
| CN113136488B (zh) * | 2021-04-22 | 2022-10-18 | 中化化工科学技术研究总院有限公司 | 一种湿法炼锌中铁矾渣的湿法处理工艺 |
| CN114835088B (zh) * | 2022-03-21 | 2023-07-18 | 中南大学 | 一种黄铁矿热解-氧压浸出制备硫磺和铁精粉的方法 |
Family Cites Families (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| 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 |
| US4063933A (en) * | 1976-07-02 | 1977-12-20 | Texasgulf Canada Ltd. | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates |
| US4305914A (en) * | 1977-05-09 | 1981-12-15 | Electrolytic Zinc Company | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content |
| FI65810C (fi) * | 1980-09-30 | 1984-07-10 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer behandling av raomaterial innehaollande oxid och ferrit av zink koppar och kadmium |
| 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 |
| CA1195846A (en) * | 1982-06-03 | 1985-10-29 | 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 |
| US4610721A (en) * | 1985-01-31 | 1986-09-09 | Amax Inc. | Two-stage leaching process for steel plant dusts |
| US4778520A (en) * | 1987-03-26 | 1988-10-18 | University Of Waterloo | Process for leaching zinc from partially desulfurized zinc concentrates by sulfuric acid |
-
1989
- 1989-10-24 DE DE3935362A patent/DE3935362A1/de not_active Withdrawn
-
1990
- 1990-10-02 ES ES90202618T patent/ES2049405T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1990-10-02 EP EP90202618A patent/EP0428194B1/de not_active Expired - Lifetime
- 1990-10-02 DE DE90202618T patent/DE59004326D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1990-10-03 NO NO904301A patent/NO176524C/no unknown
- 1990-10-04 PE PE1990175752A patent/PE28591A1/es unknown
- 1990-10-05 FI FI904911A patent/FI97481C/fi not_active IP Right Cessation
- 1990-10-18 CA CA002027973A patent/CA2027973A1/en not_active Abandoned
- 1990-10-19 JP JP2281703A patent/JPH03176081A/ja active Pending
- 1990-10-23 US US07/602,017 patent/US5453253A/en not_active Expired - Fee Related
- 1990-10-23 AU AU64848/90A patent/AU632180B2/en not_active Ceased
Cited By (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2013140837A1 (ja) | 2012-03-19 | 2013-09-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| WO2013140900A1 (ja) | 2012-03-21 | 2013-09-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| US9776885B2 (en) | 2012-03-21 | 2017-10-03 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Method for producing hematite for ironmaking |
| WO2014155855A1 (ja) | 2013-03-26 | 2014-10-02 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| US9828256B2 (en) | 2013-03-26 | 2017-11-28 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Method for producing hematite for ironmaking |
| WO2015041064A1 (ja) | 2013-09-18 | 2015-03-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| US9890055B2 (en) | 2013-09-18 | 2018-02-13 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Method for producing hematite for ironmaking |
| US10125025B2 (en) | 2014-02-27 | 2018-11-13 | Sumitomo Metal Mining Co. Ltd. | Method for producing hematite for ironmaking |
| KR20160074261A (ko) * | 2014-12-18 | 2016-06-28 | 김민석 | 9자형 벤딩기를 구비한 와이어 스트리퍼 |
| JP2024524803A (ja) * | 2022-10-14 | 2024-07-09 | 高麗亞鉛株式会社 | 亜鉛製錬工程の副産物である酸化鉄からの高品位精製酸化鉄の製造方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES2049405T3 (es) | 1994-04-16 |
| EP0428194B1 (de) | 1994-01-19 |
| NO176524C (no) | 1995-04-19 |
| NO904301D0 (no) | 1990-10-03 |
| PE28591A1 (es) | 1991-11-04 |
| EP0428194A1 (de) | 1991-05-22 |
| NO176524B (no) | 1995-01-09 |
| DE59004326D1 (de) | 1994-03-03 |
| US5453253A (en) | 1995-09-26 |
| NO904301L (no) | 1991-04-25 |
| AU6484890A (en) | 1991-05-02 |
| AU632180B2 (en) | 1992-12-17 |
| FI97481B (fi) | 1996-09-13 |
| FI97481C (fi) | 1996-12-27 |
| FI904911A0 (fi) | 1990-10-05 |
| DE3935362A1 (de) | 1991-04-25 |
| CA2027973A1 (en) | 1991-04-25 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5453253A (en) | Method of reprocessing jarosite-containing residues | |
| US5316567A (en) | Hydrometallurgical copper extraction process | |
| US7892505B2 (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of metal-bearing sulfide mineral concentrates | |
| JPS58164737A (ja) | 亜鉛含有硫化物材料から亜鉛を回収する方法 | |
| SU1165238A3 (ru) | Способ гидрометаллургической переработки сырь ,содержащего цветные металлы и железо | |
| US5023059A (en) | Recovery of metal values and hydrofluoric acid from tantalum and columbium waste sludge | |
| JPH0242886B2 (ja) | ||
| US4152252A (en) | Purification of rutile | |
| US4789446A (en) | Method of processing residues from the hydrometallurgical production of zinc | |
| US2654653A (en) | Method of producing concentrates of uranium and vanadium from lowbearing ores | |
| US4452762A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable metals from metallic alloys | |
| US4755453A (en) | Method for recovering silver from waste solutions containing thiosulfate compounds | |
| JPS58174534A (ja) | 酸性硫酸溶液から第二鉄を除去する方法 | |
| US3699208A (en) | Extraction of beryllium from ores | |
| US2109917A (en) | Process of treating titaniferous ores | |
| US5002748A (en) | Method for the preparation of copper arsenate | |
| EP0244910B1 (en) | Separation of non-ferrous metals from iron-containing powdery material | |
| US2417101A (en) | Titaniferous magnetite treatment | |
| AU2012395739A1 (en) | Processing of rare earth and uranium containing ores and concentrates | |
| US4384940A (en) | Chlorine leaching of nickel-cobalt-iron sulphides | |
| RU2079561C1 (ru) | Способ переработки окисленных полиметаллических материалов | |
| US4704260A (en) | Lead removal method | |
| JPH03236426A (ja) | 希土類含有鉱石の処理方法 | |
| US4154802A (en) | Upgrading of magnesium containing materials | |
| CN85100106B (zh) | 氰化金泥的全湿法精炼工艺 |