JPH0762454A - 高Ａｇ含有銀精鉱の回収方法 - Google Patents
高Ａｇ含有銀精鉱の回収方法Info
- Publication number
- JPH0762454A JPH0762454A JP5207589A JP20758993A JPH0762454A JP H0762454 A JPH0762454 A JP H0762454A JP 5207589 A JP5207589 A JP 5207589A JP 20758993 A JP20758993 A JP 20758993A JP H0762454 A JPH0762454 A JP H0762454A
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- sulfuric acid
- concentrate
- silver concentrate
- flotation
- silver
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- 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.)
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-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】
【目的】 湿式亜鉛製錬で発生した硫酸浸出滓から銀含
有量の高い銀精鉱を回収する。 【構成】 湿式亜鉛製錬で発生した浸出滓を高温・高酸
処理し、この高温・高酸処理で発生した硫酸処理滓から
浮選により銀精鉱を回収する方法において、前記銀精鉱
の浮選に用いる捕収剤として炭素数８ないし２０のアル
キル硫酸ナトリウムを硫酸処理滓に対し２０ないし１２
０ｇ／ｔを添加する。
有量の高い銀精鉱を回収する。 【構成】 湿式亜鉛製錬で発生した浸出滓を高温・高酸
処理し、この高温・高酸処理で発生した硫酸処理滓から
浮選により銀精鉱を回収する方法において、前記銀精鉱
の浮選に用いる捕収剤として炭素数８ないし２０のアル
キル硫酸ナトリウムを硫酸処理滓に対し２０ないし１２
０ｇ／ｔを添加する。
Description
【０００１】
【産業上の利用分野】この発明は湿式亜鉛製錬法で発生
する浸出滓からＡｇ含有量の高い銀精鉱を回収する方法
に関するものである。
する浸出滓からＡｇ含有量の高い銀精鉱を回収する方法
に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】一般に湿式亜鉛製錬法が図１に示される
フローチャートにしたがって行われることはよく知られ
るところである。すなわち、原料である亜鉛精鉱を酸化
焙焼して生じた主として酸化亜鉛よりなる焙焼鉱を後述
の電解工程で生じた電解廃液で浸出した後、浸出液は浄
液してから電解によって液中の亜鉛を電気亜鉛として回
収する。一方前記浸出工程で浸出液と分離された主とし
て亜鉛フェライトよりなる浸出滓はＺｎ、Ｆｅ、Ｐｂ，
Ａｇなどを回収するため高温・高酸の条件で処理する方
法（例えばヘマタイト法など）が行われているが、この
方法は高い温度で高い濃度の硫酸溶液によって浸出滓中
のＺｎとＦｅをまず溶解し、Ｚｎは硫酸亜鉛水溶液とし
て亜鉛製錬へ戻し、Ｆｅはセメント原料としてセメント
工場へ送り、硫酸処理滓（以下残滓という）は浮選処理
して銀精鉱を回収するという一連の工程から成り立って
おり、この方法はよく知られるところである。
フローチャートにしたがって行われることはよく知られ
るところである。すなわち、原料である亜鉛精鉱を酸化
焙焼して生じた主として酸化亜鉛よりなる焙焼鉱を後述
の電解工程で生じた電解廃液で浸出した後、浸出液は浄
液してから電解によって液中の亜鉛を電気亜鉛として回
収する。一方前記浸出工程で浸出液と分離された主とし
て亜鉛フェライトよりなる浸出滓はＺｎ、Ｆｅ、Ｐｂ，
Ａｇなどを回収するため高温・高酸の条件で処理する方
法（例えばヘマタイト法など）が行われているが、この
方法は高い温度で高い濃度の硫酸溶液によって浸出滓中
のＺｎとＦｅをまず溶解し、Ｚｎは硫酸亜鉛水溶液とし
て亜鉛製錬へ戻し、Ｆｅはセメント原料としてセメント
工場へ送り、硫酸処理滓（以下残滓という）は浮選処理
して銀精鉱を回収するという一連の工程から成り立って
おり、この方法はよく知られるところである。
【０００３】また、この上記残滓中の浮選による銀精鉱
を回収する方法としては、例えば特開昭５１ー３３７１
９に記載されている方法が知られており、この方法にお
いては捕収剤としてキサントゲンサン塩やジチオホスフ
エート等が用いられている。
を回収する方法としては、例えば特開昭５１ー３３７１
９に記載されている方法が知られており、この方法にお
いては捕収剤としてキサントゲンサン塩やジチオホスフ
エート等が用いられている。
【０００４】
【発明が解決しようとする課題】しかしながら上記残滓
に含まれるＡｇは亜鉛製錬の原料亜鉛精鉱から招来され
るものであるために原料亜鉛精鉱中のＡｇおよび不純物
の量によってその含有率は大きく変動するものである
が、近年高Ａｇ含有の亜鉛鉱を産出していた国内鉱山の
閉山にともない亜鉛製錬で処理する原料亜鉛精鉱のＡｇ
含有率が低下してきたため上記残滓中のＡｇ含有率が
０．０５ないしは０．１％と低くなってきた。上記の従
来方法を用いた場合、銀精鉱のＡｇ含有率は０．２ない
し０．４％に過ぎず、したがってこれを次工程の鉛製錬
でＡｇ実収率を上げることができない。かかることから
銀精鉱のＡｇ含有率をもっと高くすることが求められて
いる。
に含まれるＡｇは亜鉛製錬の原料亜鉛精鉱から招来され
るものであるために原料亜鉛精鉱中のＡｇおよび不純物
の量によってその含有率は大きく変動するものである
が、近年高Ａｇ含有の亜鉛鉱を産出していた国内鉱山の
閉山にともない亜鉛製錬で処理する原料亜鉛精鉱のＡｇ
含有率が低下してきたため上記残滓中のＡｇ含有率が
０．０５ないしは０．１％と低くなってきた。上記の従
来方法を用いた場合、銀精鉱のＡｇ含有率は０．２ない
し０．４％に過ぎず、したがってこれを次工程の鉛製錬
でＡｇ実収率を上げることができない。かかることから
銀精鉱のＡｇ含有率をもっと高くすることが求められて
いる。
【０００５】
【課題を解決するための手段】そこで、本発明者らは上
記残滓からＡｇ含有率の高い銀精鉱を得るための研究を
行った結果従来銀精鉱の回収方法で捕収剤として用いら
れているキサントゲンサン塩あるいはジチオホスフエー
トに代わってアルキル硫酸ナトリウムを用いると高いＡ
ｇ含有率の銀精鉱（Ａｇ含有率が０．６ないし０．９
％）を得ることが可能であるとの結論を得た。したがっ
て、この発明は上記の研究結果にもとづいてなされたも
ので湿式亜鉛製錬法において発生する浸出滓からＺｎと
Ｆｅの酸化物を硫酸を用いて除去した後の残滓から、浮
選により銀精鉱を回収する方法において、前記銀精鉱の
浮選に捕収剤として炭素数８ないし２０のアルキル硫酸
ナトリウムを残滓に対し２０ないし１２０ｇ／ｔの割合
で添加することによって高Ａｇ含有銀精鉱を回収する方
法に特徴を有するものである。
記残滓からＡｇ含有率の高い銀精鉱を得るための研究を
行った結果従来銀精鉱の回収方法で捕収剤として用いら
れているキサントゲンサン塩あるいはジチオホスフエー
トに代わってアルキル硫酸ナトリウムを用いると高いＡ
ｇ含有率の銀精鉱（Ａｇ含有率が０．６ないし０．９
％）を得ることが可能であるとの結論を得た。したがっ
て、この発明は上記の研究結果にもとづいてなされたも
ので湿式亜鉛製錬法において発生する浸出滓からＺｎと
Ｆｅの酸化物を硫酸を用いて除去した後の残滓から、浮
選により銀精鉱を回収する方法において、前記銀精鉱の
浮選に捕収剤として炭素数８ないし２０のアルキル硫酸
ナトリウムを残滓に対し２０ないし１２０ｇ／ｔの割合
で添加することによって高Ａｇ含有銀精鉱を回収する方
法に特徴を有するものである。
【０００６】なお、この発明の方法においてアルキル硫
酸ナトリウムの添加量を２０ないし１２０ｇ／ｔとした
のはその添加量が２０ｇ／ｔ未満ではＡｇの高い回収率
をはかることが出来ず、一方その添加量が１２０ｇ／ｔ
を越えると硫酸鉛等その他の成分の共浮選が始まって所
望の高Ａｇ含有率の得られないという理由によるもので
ある。
酸ナトリウムの添加量を２０ないし１２０ｇ／ｔとした
のはその添加量が２０ｇ／ｔ未満ではＡｇの高い回収率
をはかることが出来ず、一方その添加量が１２０ｇ／ｔ
を越えると硫酸鉛等その他の成分の共浮選が始まって所
望の高Ａｇ含有率の得られないという理由によるもので
ある。
【０００７】さらに、おなじく炭素数を８ないし２０と
限定した理由は捕収剤のアルキル基の炭素数が８未満の
場合にはＡｇが所望の回収率に至らず、２０を越えると
スラリー中での捕収剤の分散性が悪くなるからである。
限定した理由は捕収剤のアルキル基の炭素数が８未満の
場合にはＡｇが所望の回収率に至らず、２０を越えると
スラリー中での捕収剤の分散性が悪くなるからである。
【０００８】
【実施例】つぎにこの発明の方法を実施例により具体的
に説明する。まず、亜鉛製錬所から排出された浸出滓を
ヘマタイト法で処理した３種類の残滓を用意した。これ
らの残滓はそれぞれ表１に示されたＡｇ含有量であっ
た。この残滓に水を加えてリパルプし固液比が２０％の
スラリーを作り、これに表１に示される捕収剤を同じ表
１に示される割合で添加し、浮選機によって、同じく表
１に示す時間で浮選を行なうことにより本発明方法１〜
３および従来方法１〜３を実施した。フロスとして得ら
れた銀精鉱中のＡｇの分析値を測定した。これらの測定
結果を表１に示した。
に説明する。まず、亜鉛製錬所から排出された浸出滓を
ヘマタイト法で処理した３種類の残滓を用意した。これ
らの残滓はそれぞれ表１に示されたＡｇ含有量であっ
た。この残滓に水を加えてリパルプし固液比が２０％の
スラリーを作り、これに表１に示される捕収剤を同じ表
１に示される割合で添加し、浮選機によって、同じく表
１に示す時間で浮選を行なうことにより本発明方法１〜
３および従来方法１〜３を実施した。フロスとして得ら
れた銀精鉱中のＡｇの分析値を測定した。これらの測定
結果を表１に示した。
【０００９】
【表１】
【００１０】なお、従来方法１〜３における捕収剤カリ
ブチルザンセートおよびカリアミルザンセートはキサン
トゲンサン塩の一種であり、またＭＩＢＣ（メチルイソ
ブチルカルビノール）は起泡剤として添加したものであ
る。
ブチルザンセートおよびカリアミルザンセートはキサン
トゲンサン塩の一種であり、またＭＩＢＣ（メチルイソ
ブチルカルビノール）は起泡剤として添加したものであ
る。
【００１１】
【発明の効果】表１に示される結果から本発明方法１〜
３によれば従来法１〜３に比して一段と高いＡｇ含有率
の銀精鉱の回収ができることが明かである。上述のよう
に、この発明の方法によればＡｇの含有率の高い銀精鉱
が回収できるので次工程の鉛製錬において高い実収率で
Ａｇを回収することが可能であるので産業上の貢献は大
きい。
３によれば従来法１〜３に比して一段と高いＡｇ含有率
の銀精鉱の回収ができることが明かである。上述のよう
に、この発明の方法によればＡｇの含有率の高い銀精鉱
が回収できるので次工程の鉛製錬において高い実収率で
Ａｇを回収することが可能であるので産業上の貢献は大
きい。
【図１】湿式亜鉛製錬における硫酸処理滓の浮選処理を
示すフローチャートの一例である。
示すフローチャートの一例である。
Claims (1)
- 【請求項１】湿式亜鉛製錬法において発生する浸出滓か
らＺｎとＦｅの酸化物を硫酸を用いて除去した後の硫酸
処理滓から、浮選により銀精鉱を回収する方法におい
て、前記銀精鉱の浮選に用いる捕収剤として炭素数８な
いし２０のアルキル硫酸ナトリウムを硫酸処理滓に対し
２０ないし１２０ｇ／ｔを添加することを特徴とする高
Ａｇ含有銀精鉱の回収方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP5207589A JPH0762454A (ja) | 1993-08-23 | 1993-08-23 | 高Ａｇ含有銀精鉱の回収方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP5207589A JPH0762454A (ja) | 1993-08-23 | 1993-08-23 | 高Ａｇ含有銀精鉱の回収方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH0762454A true JPH0762454A (ja) | 1995-03-07 |
Family
ID=16542273
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP5207589A Withdrawn JPH0762454A (ja) | 1993-08-23 | 1993-08-23 | 高Ａｇ含有銀精鉱の回収方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH0762454A (ja) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR100299011B1 (ko) * | 1999-06-30 | 2001-09-22 | 이재승 | 무기물 폐 슬러지로 부터 은을 회수하는 방법 |
| JP2010285639A (ja) * | 2009-06-10 | 2010-12-24 | Yokohama Kinzoku Kk | 浮遊選鉱法による歯科材研磨粉を含む精錬原料中の貴金属の濃縮方法 |
| CN116287736A (zh) * | 2023-02-16 | 2023-06-23 | 中国矿业大学(北京) | 一种从锌浸出危废渣中综合回收有价金属的方法 |
| CN117816359A (zh) * | 2024-01-08 | 2024-04-05 | 昆明理工大学 | 一种从锌浸出渣中回收银的方法 |
-
1993
- 1993-08-23 JP JP5207589A patent/JPH0762454A/ja not_active Withdrawn
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR100299011B1 (ko) * | 1999-06-30 | 2001-09-22 | 이재승 | 무기물 폐 슬러지로 부터 은을 회수하는 방법 |
| JP2010285639A (ja) * | 2009-06-10 | 2010-12-24 | Yokohama Kinzoku Kk | 浮遊選鉱法による歯科材研磨粉を含む精錬原料中の貴金属の濃縮方法 |
| CN116287736A (zh) * | 2023-02-16 | 2023-06-23 | 中国矿业大学(北京) | 一种从锌浸出危废渣中综合回收有价金属的方法 |
| CN117816359A (zh) * | 2024-01-08 | 2024-04-05 | 昆明理工大学 | 一种从锌浸出渣中回收银的方法 |
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A300 | Withdrawal of application because of no request for examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A300 Effective date: 20001031 |