JPH0790404A - 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法 - Google Patents

硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法

Info

Publication number
JPH0790404A
JPH0790404A JP3067820A JP6782091A JPH0790404A JP H0790404 A JPH0790404 A JP H0790404A JP 3067820 A JP3067820 A JP 3067820A JP 6782091 A JP6782091 A JP 6782091A JP H0790404 A JPH0790404 A JP H0790404A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
concentrate
leaching
strong acid
stage
zinc
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
JP3067820A
Other languages
English (en)
Other versions
JP2856933B2 (ja
Inventor
Sigmund P Fugleberg
ペダー フグレバーグ シグムンド
Aimo E Jarvinen
エンシオ ヤルビネン アイモ
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.)
Outokumpu Oyj
Original Assignee
Outokumpu Oyj
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
Family has litigation
First worldwide family litigation filed litigation Critical https://patents.darts-ip.com/?family=8529893&utm_source=google_patent&utm_medium=platform_link&utm_campaign=public_patent_search&patent=JPH0790404(A) "Global patent litigation dataset” by Darts-ip is licensed under a Creative Commons Attribution 4.0 International License.
Application filed by Outokumpu Oyj filed Critical Outokumpu Oyj
Publication of JPH0790404A publication Critical patent/JPH0790404A/ja
Application granted granted Critical
Publication of JP2856933B2 publication Critical patent/JP2856933B2/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/26Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/04Obtaining lead by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • 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

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

(57)【要約】 (修正有) 【目的】湿式冶金による亜鉛生産に関連して、鉛、金お
よび銀などの貴重な材料を回収する方法を提供する。 【構成】少なくとも亜鉛精鉱の一部を酸化亜鉛を溶解す
るために焙焼して中性浸出にかける。中性浸出で得られ
た残滓のフェライトを戻り酸を使用して、強酸浸出す
る。強酸浸出で得られた溶解物をオートクレブで処理し
て赤鉄鋼として鉄を得る。強酸浸出で得られた残滓を乾
式冶金処理して、貴金属類を含む鉛を得る。この鉛を公
知の方法で処理し、貴金属類を分離する。

Description

【発明の詳細な説明】
【0001】
【産業上の利用分野】本発明は、湿式冶金方法による亜
鉛生産に関連して種々の貴重な材料を回収するための方
法である。この方法はとくに、種々の原料を大気条件の
下で行なわれる処理の様々な段階に投入するのに適して
いる。
【0002】
【従来の技術】電解亜鉛処理工程では、その主な反応体
として硫化亜鉛精鉱を焙焼して得た酸化生成物、すなわ
ち亜鉛か焼物を使用する。これに含有される亜鉛は主と
してかなりの程度フェライトに、またある程度硫酸塩に
酸化反応する。か焼物の亜鉛含有量はだいたい50〜65 %
以内、鉄含有量は3〜12 %以内、そしてさらに鉛、銀お
よび金などの貴重な金属類が含まれている。複合精鉱と
バルク精鉱はとくに鉛、金、銀を含有する。
【0003】世界における鉛のかなりの部分は、先ず亜
鉛か焼物を弱硫酸で分離浸出にかけ、次いで未溶解フェ
ライトを浸出するために強酸浸出または転換処理段階に
かけることによって、生産されている。これらの処理工
程は、とくにノルウェー特許第108,047 号およびフィン
ランド特許第50,097号に開示されている。これらの処理
工程は大気条件の下で行なわれ、その生成物はジャロサ
イト岩屑であり、その大部分にはか焼物の鉄、鉛、金お
よび銀を含有している。
【0004】
【発明が解決しようとする課題】最近、亜鉛精鉱を事前
の焙焼を行なわずに直接浸出する可能性が研究されてい
る。なかでも、主に硫化亜鉛を含有する精鉱の浸出方法
がシェリット・ゴードン鉱業社(Sherritt Gordon Mines
Ltd.)によって研究され、その研究の結果、ある処理工
程が生れている。その工程において、亜鉛精鉱はオート
クレーブにて2段階に、あるいはいくつかの区画を有す
るオートクレーブにて浸出される。この工程は、例えば
論文「硫化物の浸出と鉄の沈殿における最近の進歩」MI
NETEK 50の論文誌: 鉱物科学と技術に関する国際会議
(南アフリカ、サントン(Sandton), 1984 年3月26〜30
日)に記載されている。シェリット・ゴードン鉱業社は
前記の方法を酸素−硫酸加圧浸出方法として説明してい
る。その結果として、鉄はジャロサイトとして得られ、
またその中には鉛と貴金属類が含有されている。その精
鉱に含有されている硫化イオウはイオウ元素として処理
工程で回収されるが、それは浮選される。この利点は、
焙焼設備や硫酸設備が省略される点にある。
【0005】貴重な材料の回収率を改善するため、他の
方法も開発が試みられている。その一つは、F.レトウス
キー(Letowski, F) の論文「複合硫化物含有鉱石の浸出
と浮選処理」CIM 抄報、1987年10月、第80巻、第906
号、第82〜87節に記載されている。この論文は亜鉛精鉱
の浸出と浮選の直接同時処理を説明している。したがっ
て、硫酸第二鉄溶融物における亜鉛精鉱の直接浸出は浮
選と組み合わされている。酸素もまたその溶融物に投入
される。この組合せの結果、亜鉛は溶解されて可溶性硫
酸亜鉛となり、そこには非可溶性硫酸塩が作り出され、
イオウと非可溶性硫化物は次ぎの反応に従って浮選され
るようにするため、分離分留される。 (1) ZnS(s) + Fe2(SO4)3(aq) = ZnSO4(aq) + 2FeSO4(a
q) + S0(s) (2) PbS(s) + Fe2(SO4)3(s) = PbSO4(s) + 2FeSO4(aq)
+ S0(s) (3) 6Fe2(SO4)3(aq) + 3/2O2(g) + H2O(l) = 2FeOOH
(s) + 2Fe2(SO4)3(aq) 非浮選分留においては、とくに非溶解性硫酸鉛と鉄が残
留する。精鉱に含まれる単体のイオウや金、銀のような
貴金属類は浮選分留で分離され、現在では回収可能にな
っている。鉛は鉛化物の浸出によって非浮選分留から回
収される。この反応で生じた硫酸鉄は、現在では酸素を
部分加圧して硫酸第二鉄に再生されると同時に、過剰な
鉄はゲータイトとして沈殿される。
【0006】現有の工業施設を近代化する場合、あるい
は原料の主成分が一部しか変わらない場合には、現有施
設と処理工程をできる限り利用することが有利である。
このことは本発明による新方法の正に出発点である。す
なわち、純粋の亜鉛精鉱のほかに、現在では少なくとも
部分的に、例えば亜鉛含有バルク精鉱に使われていると
同時に、焙焼設備や浸出設備などの既設の設備が利用さ
れている。
【0007】本発明はこのような従来技術の欠点を解消
し、湿式冶金による亜鉛生成に関連して、種々の貴重な
材料を回収するための方法を提供することを目的とす
る。
【0008】
【課題を解決するための手段および作用】本発明は上述
の課題を解決するため、様々な種類の原料を大気条件の
下で行なわれる処理工程の種々の段階に投入することに
より、鉛、銀および金のような貴重な材料を回収する。
【0009】
【実施例】本発明の方法において、例えば鉛をいかほど
の量も含まない通常の亜鉛精鉱を従前と同様に焙焼し、
亜鉛か焼物を先ず中性浸出にさらし、次いで強酸浸出に
さらす。強酸浸出段階へは戻り酸として得られた硫酸そ
してバルク精鉱、あるいはまた通常の亜鉛精鉱の何れか
が投入されるが、これは中性浸出において溶解しないま
ま残されたフェライトとバルク精鉱の硫化物の両方を浸
出し、硫化鉛を酸化して硫酸鉛にする意図による。硫化
物の酸化は、鉛は別として、主として浸出することであ
るが、Fe3+イオンの利用に基づいて行なわれる。一部、
すなわち要求される第二鉄の約15〜20 %が次ぎの反応に
従ってフェライトの浸出に関連して直接得られる。 (4) ZnO Fe2O3 + 4H2SO4 = Fe2(SO4)3 + ZnSO4 + 4H2O この作り出された第二鉄に関しては、この第二鉄は処理
過程に投入されたバルク精鉱の硫化物を上述の反応式1
〜2および次ぎの反応式(5) に従って酸化する。
【0010】(5) Fe2(SO4)3 + MeS = MeSO4 + 2FeSO4
+ S0 ここで、Meは亜鉛、鉛、銅または鉄などの金属類のうち
の一つを示す。フェライトの浸出において生じた第二鉄
だけではバルク精鉱の硫化物の浸出には十分ではないた
め、この硫化物の浸出に関連して生じる第一鉄が酸素に
よって次ぎの反応に従って第二鉄に再生利用される。 (6) 2FeSO4 + H2SO4 + 0.5 O2 = Fe2(SO4)3 + H2O 大気条件の下では、90〜95 ℃ の温度で、6〜10時間の
のちに99 %の高い率で亜鉛の回収が達成される。
【0011】強酸浸出段階の初めにおいて、硫酸含有量
は高く、約50〜90 g/lに保持されているが、この段階の
終りにおいては、10〜25 g/l以内に保たれる。これは、
酸含有量が高く、また第二鉄含有量は比較的低く10 g/l
以下に保たれるため、鉛はジャロサイトに変化すること
なく、硫酸塩として沈殿されることを目的としている。
もしも最終硫酸含有量が低いと、鉄の沈殿段階において
はより適切に沈殿条件を改善することになるが、それと
同時に上述の指摘のとおり、鉛と鉄とをジャロサイトと
して沈殿させることになる。
【0012】硫化鉛のほかに、その残滓は酸化けい素、
非溶解硫化物、イオウ元素および貴金属類を含有してい
る。この強酸浸出段階も調整して、溶融物を先へ導出す
る前に、すべての第二鉄を使用し切るようにする。
【0013】強酸浸出からの残滓は、全体として乾式冶
金処理に導入することができる。したがって、乾燥した
浸出残滓は砂と石灰石と一緒にフラッシュ溶鉱炉へ導入
され、そこへはまた酸素も投入される。反応シャフトに
おいて、供給材料は酸素と反応するので、その放出熱が
供給材料を溶解し、それに含有されている硫酸塩を分解
し、そして鉛を部分的に揮発させる。しかし、鉛の大部
分は炉の底に堆積した鉛の層から回収されるが、この層
はまた貴金属類も含んでいる。砂、石灰石および酸化鉄
は、金属性鉛の最上部に形成されたスラグ層の大部分を
形成する。鉛塊とスラグは炉から除去され、従来の既知
の方法で処理される。
【0014】強酸浸出から得られ、硫酸鉄を含有する溶
融物は酸化処理段階へ導入され、この酸化処理はオート
クレーブにおいて既知の方法で最も実用的に行なわれ、
そこから鉄は赤鉄鋼として得られるが、さらに少量のイ
オウ元素が得られる。硫酸亜鉛溶融物はこれらの固形物
質から分離される。得られた残滓はさらに浮選にかけら
れる。その結果、イオウ相と硫化物の残りは主に赤鉄鋼
である鉄残滓から分離されるが、この鉄残滓はまた少量
のゲータイトやジャロサイトも含んでいる。上述の方法
は処理工程図の図1に示す。
【0015】強酸浸出段階の必要前提条件は、高い酸含
有量がその浸出に有利となる亜鉛フェライトと高い第二
鉄含有量がその浸出に有利となる硫化亜鉛の両方ができ
るかぎり完全に溶解されることである。その浸出段階の
もう一つの必要条件は、硫酸第一鉄溶融物を作ることで
あり、その硫酸含有量は鉄を赤鉄鋼として沈殿させるた
め、できるかぎり低いことである。これらの要求条件の
両方を満たすため、強酸浸出段階は二段階処理にするこ
とが可能である。
【0016】第一段階においては、フェライトは反応式
(4) に従って浸出され、また第二段階ではそこで生じた
第二鉄は未溶解のままで残っていた硫化物を反応式(1)
、(2) および(5) に従って酸化する。第一段階の硫酸
含有量は、この段階へ導入される戻り酸によって、50〜
90 g/1とかなり高く維持される。第一段階には酸素は供
給されないが、それによってより簡易な形式のリアクタ
が使用できる。最終浸出残滓はこの第一段階から排出さ
れ、また溶融物は第二段階に入る。
【0017】バルク精鉱および(または)亜鉛精鉱が強
酸浸出の第二段階に投入される。この段階において、浸
出は酸素によって行なわれる。すなわち、先ず反応式
(6) があり、ここでは二価第一鉄が酸化されて三価第二
鉄にされ、次いで反応式(1) 、(2) および(5) により硫
化物が酸化されて硫酸塩にされる。この段階で、硫酸含
有量はかなり低く、約10〜25 g/1となる。この段階にお
いて、第二鉄が、硫化物の浸出のため、溶融物中に存在
するはずであるが、鉄の沈殿条件に関連して、この鉄は
第一鉄の形で存在しなければならない。したがって、第
二鉄を還元するために、この段階の終りに少量の精鉱が
追加される。その精鉱の追加量は、この段階に追加され
るバルク精鉱の量に対して、少量となる。以後、残滓と
溶融物とは分離される。残滓は第一強酸浸出段階へ導入
され、溶融物は鉄沈殿段階へ導入される。強酸浸出から
得た残滓は乾式冶金処理にかけられ、そこで貴金属類が
鉛塊から回収される。この実施例は処理工程図の図2に
示す。
【0018】ここまでは、強酸浸出から得た残滓を乾式
冶金処理にかける工程を説明してきたが、残滓はまた浮
選することも可能である。浮選分留部分はイオウ元素と
溶解しないで残った少量の硫化物とを含んでいる。非浮
選分留部分においては、とくに硫酸塩、珪酸塩および貴
金属類の一部が残っている。この分留部分は乾式冶金処
理にかけて、鉛や貴金属類を回収することができる。
【0019】強酸浸出工程に投入される精鉱がバルク精
鉱あるいは亜鉛精鉱の何れであっても、また黄鉄鉱FeS2
を含有する場合、これは浸出の間には溶解されないが、
浸出の後に黄鉄鉱として浮選処理にかけられる。浮選処
理において、この黄鉄鉱はイオウ元素とともに浮選され
るが、黄鉄鉱とイオウ元素の浮選は非常に困難なことが
多い。黄鉄鉱はとくに貴重な材料ではないが、貴金属類
が伴っていがちである。したがって、分離された黄鉄鉱
は貴金属類を回収するための処理を行なわなければなら
ない。一つの方法は、この黄鉄鉱を焙焼処理に投入する
ことである。黄鉄鉱の処理により発生する難点は、強酸
浸出へ投入される材料を、例えば回転炉においては黄鉄
鉱を浸出する前に過熱することによって回避することが
できる。約800 ℃の温度で加熱すると、黄鉄鉱はピュロ
タイトFeS に分解するが、その他の硫化物はまだ分解さ
れない。この加熱は、黄鉄鉱に含まれている硫黄を燃焼
させること、または何らかの外部燃料を使用することの
いずれかで行なうことができる。ピュロタイトはその他
の硫化物とちょうど同じように強酸浸出において溶解さ
れる。そこで、浮選後のイオウ元素と硫化物の分離は、
硫化物の量が極少量であるため、簡単な清澄濾過工程と
なる。しかし、貴金属類の一部は、なおこれらの硫化物
に伴っているため、イオウ元素から分離された硫化物は
黄鉄鉱の焙焼あるいは分解のいずれかへ循環される。
【0020】黄鉄鉱の分解からは除かれるが、予熱する
ことはまた他にも利点があり、なかでも予熱は、精鉱に
含まれる亜鉛処理に有害な有機物質、例えば腐植質剤や
浮選剤を除去するのに使用される。このような亜鉛処理
に有害な塩化物やフッ化物の一部はまた予熱を行なって
いる間にも除去される。この処理工程の実施例は図3の
処理工程図に示されている。
【0021】上述のように、強酸浸出から得られた溶融
物は、硫酸亜鉛溶融物の分留と鉄を赤鉄鋼として沈殿さ
せるオートクレーブ処理に導入される。種々の段階から
得られた硫酸亜鉛溶融物は、通常の溶融物清澄処理にか
けられ、次いで亜鉛電解処理にかけられる。
【0022】
【発明の効果】本発明による方法の利点のうちとくに指
摘したいことは、亜鉛施設にある既設の通常の設備を使
用することが可能であるため、高価なオートクレーブの
技法を回避することができることである。硫化物として
の精鉱の全量を大気条件下で浸出するには極端に長い時
間的手間が必要であるが、その精鉱の一部だけが、それ
が通常の亜鉛精鉱あるいはバルク精鉱の何れであって
も、焙焼原料の処理段階へ投入される場合は、その設備
にわずかな変更を行なうだけで成功させることが可能で
ある。本発明によれば、本方法において、新しいリアク
タは酸素が投入される段階にしか必要としない。したが
って、例えば強酸浸出の第一段階においては、既存のリ
アクタを単独で使用することができ、また強酸浸出の第
二段階においては、それらのリアクタの一部だけが新し
いものと交換される。
【0023】本発明による他の基本的な点は、この新開
発による処理方法では、以前にはジャロサイトと一緒に
大気条件下とオートクレーブの両方での浸出で失われて
いた貴重な材料を回収することができることである。ま
た本発明の他の利点は、硫化物精鉱のイオウ含有部分を
酸化イオウでなくイオウ元素として回収されることであ
る。
【図面の簡単な説明】
【図1】強酸浸出が第一段階で行なわれる場合の本発明
による処理の工程図である。
【図2】強酸浸出が第二段階で行なわれる場合の本発明
による処理の工程図である。
【図3】強酸浸出に投入される精鉱が黄鉄鉱の分解処理
にかけられる場合の本発明による処理の工程図である。

Claims (9)

    【特許請求の範囲】
  1. 【請求項1】 湿式冶金による亜鉛生産に関連して鉛、
    金および銀などの貴重な材料を回収する方法において、
    該方法は、 少なくとも亜鉛精鉱の一部を酸化亜鉛を溶解するために
    焙焼して中性浸出にかけ、 非溶解亜鉛フェライトを大気条件の下で強酸浸出にか
    け、該強酸浸出は、そこへ戻り酸として供給される亜硫
    酸によって行なわれ、前記強酸浸出には、亜鉛精鉱が通
    常の亜鉛精鉱またはバルク精鉱としてかけられ、この場
    合、該精鉱の硫化物は、フェライトの浸出により得られ
    酸素によって硫酸鉄から酸化された三価鉄の影響により
    酸化されて主に硫酸塩およびイオウ元素にされ、 該強酸浸出により得られた残滓は、少なくともイオウ元
    素、硫酸塩、ならびに前記精鉱に含有されていた金およ
    び銀を含み、 前記強酸浸出で作り出された溶融物は、赤鉄鋼として鉄
    を得るため、オートクレーブで処理されることを特徴と
    する硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法。
  2. 【請求項2】 請求項1に記載の方法において、前記強
    酸浸出は2段階で行なわれ、 第1の段階では、中性浸出で得られた残滓のフェライト
    が戻り酸により浸出され、その作り出された溶融物は第
    2の段階へ導入され、そこで該溶融物に含有されている
    二価鉄を酸化して三価第二鉄にするために酸素も供給さ
    れ、さらに該酸素はこの第2の段階で供給されるバルク
    精鉱および(または)亜鉛精鉱を酸化させ、 第2段階で生じた残滓は第1段階に戻され、そこでフェ
    ライトの浸出で生じた第二鉄は、第2段階で酸化されず
    に残っていたバルク精鉱および(または)亜鉛精鉱の硫
    化物を酸化して硫酸塩にし、 第1段階で生じた残滓はさらに、イオウおよびその他の
    貴重な材料を回収するための処理に回されることを特徴
    とする湿式冶金方法。
  3. 【請求項3】 請求項1または2に記載の方法におい
    て、前記強酸浸出の第1段階にフェライトを溶解するた
    めに戻り酸を投入して硫酸含有量を50〜90 g/1の範囲内
    に調節することを特徴とする湿式冶金方法。
  4. 【請求項4】 請求項1、2または3に記載の方法にお
    いて、前記強酸浸出の第2段階にバルク精鉱および(ま
    たは)亜鉛精鉱および酸素を投入し、この段階での硫酸
    含有量を10〜25 g/1の範囲内に調節することを特徴とす
    る湿式冶金方法。
  5. 【請求項5】 請求項4に記載の方法において、前記強
    酸浸出の第2段階の終において、該浸出処理にある精鉱
    を投入し、その量は最初に投入されたバルク精鉱および
    (または)亜鉛精鉱の量に対して少ないことを特徴とす
    る湿式冶金方法。
  6. 【請求項6】 請求項1ないし5のいずれかに記載の方
    法において、前記強酸浸出における第二鉄の含有量を10
    g/1以下に保つことを特徴とする湿式冶金方法。
  7. 【請求項7】 請求項1ないし6のいずれかに記載の方
    法において、前記強酸浸出に投入されたバルク精鉱およ
    び(または)亜鉛精鉱を黄鉄鉱の分解および全有機物の
    除去ために予熱することを特徴とする湿式冶金方法。
  8. 【請求項8】 請求項1ないし7のいずれかに記載の方
    法において、前記強酸浸出で得られた残滓を貴重な材料
    の回収のために浮選することを特徴とする湿式冶金方
    法。
  9. 【請求項9】 請求項1ないし7のいずれかに記載の方
    法において、前記強酸浸出で得られた残滓を貴重な材料
    の回収のために乾式冶金方法により処理することを特徴
    とする湿式冶金方法。
JP3067820A 1990-02-16 1991-02-16 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法 Expired - Lifetime JP2856933B2 (ja)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI900779A FI88516C (fi) 1990-02-16 1990-02-16 Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen
FI900779 1990-02-16

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPH0790404A true JPH0790404A (ja) 1995-04-04
JP2856933B2 JP2856933B2 (ja) 1999-02-10

Family

ID=8529893

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP3067820A Expired - Lifetime JP2856933B2 (ja) 1990-02-16 1991-02-16 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法

Country Status (11)

Country Link
US (1) US5120353A (ja)
EP (1) EP0451456B1 (ja)
JP (1) JP2856933B2 (ja)
KR (1) KR100312468B1 (ja)
AU (1) AU640199B2 (ja)
CA (1) CA2036058C (ja)
DE (1) DE69105332T2 (ja)
ES (1) ES2067062T3 (ja)
FI (1) FI88516C (ja)
MX (1) MX173636B (ja)
NO (1) NO177864C (ja)

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2002285253A (ja) * 2001-03-28 2002-10-03 Dowa Mining Co Ltd 亜鉛精鉱の浸出法
JP2006519309A (ja) * 2003-02-26 2006-08-24 オウトクンプ テクノロジー オサケ ユキチュア 向流リーチングによる亜鉛回収方法
JP2006241492A (ja) * 2005-03-01 2006-09-14 Dowa Mining Co Ltd 湿式亜鉛製錬の浸出設備及び浸出方法
JP2014510841A (ja) * 2011-04-15 2014-05-01 テアエメ5・ソシエダッド・リミターダ 硫化亜鉛精鉱から出発して硫黄媒体内の亜鉛を回収する湿式製錬法
JP2015527491A (ja) * 2012-07-16 2015-09-17 テアエメ5・ソシエダッド・リミターダTam 5,S.L. 高い鉄含有量を有する硫化亜鉛精鉱を出発とする、硫黄媒体中の亜鉛を回収する湿式製錬法
WO2023243874A1 (ko) * 2022-11-24 2023-12-21 고려아연 주식회사 탄소 배출량이 저감되는 아연 습식 제련 공정의 부산물 처리 방법

Families Citing this family (32)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
PL313134A1 (en) * 1993-08-27 1996-06-10 Union Miniere Sa Method of extracting zinc from sulphide concentrates
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.
US5419882A (en) * 1994-04-22 1995-05-30 Noranda Inc. Method for the removal of thallium
AUPN498595A0 (en) * 1995-08-23 1995-09-14 International Water Solutions Corporation Extraction of valuable metals
FI100806B (fi) * 1996-08-12 1998-02-27 Outokumpu Base Metals Oy Menetelmä sinkkirikasteen liuottamiseksi atmosfäärisissä olosuhteissa
DE19710529A1 (de) * 1997-03-14 1998-09-17 Ruhr Zink Gmbh Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung
GB9921879D0 (en) * 1999-09-17 1999-11-17 Interpole Limited Method to obtain metallic lead either from lead ores or from exhausted lead-acid storage batteries
JP3911536B2 (ja) 2000-01-31 2007-05-09 Dowaメタルマイン株式会社 亜鉛精鉱の浸出法
JP4129499B2 (ja) * 2000-08-08 2008-08-06 Dowaメタルマイン株式会社 鉱物からの硫黄の回収方法
FI110269B (fi) * 2001-03-14 2002-12-31 Outokumpu Oy Menetelmä piidioksidin saostamiseksi sinkkimalmien liuotuksen yhteydessä
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
US6835230B2 (en) * 2001-03-28 2004-12-28 Dowa Mining Co., Ltd. Method for leaching zinc concentrate
BRPI0106186B1 (pt) * 2001-11-27 2017-04-25 Companhia Mineira De Metais processos de integração dos tratamentos de concentrados ou minérios de silicatos de zinco e ustulados de zinco sulfetado, cuja integração ocorre na etapa de lixiviação neutra, e/ou na etapa de lixiviação ácida e/ou na etapa de precipitação de ferro/papagoetita
CN1303231C (zh) * 2002-08-24 2007-03-07 祥云县飞龙实业有限责任公司 硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合浸出工艺
CN100420760C (zh) * 2004-05-21 2008-09-24 Wmc资源有限公司 镍的回收
CU23290A1 (es) * 2006-02-24 2008-06-30 Ct De Investigaciones Y Proyec Procedimiento para el tratamiento del h2s de los efluentes del proceso ã cido usando las colas de ã"xidos de hierro
CU23353A1 (es) * 2006-08-07 2009-03-16 Ct De Investigaciones Y Proyectos Para La Ind ... Procedimiento para el tratamiento de las pulpas acuosas de minerales lateríticos en la tecnología ácida a presión
EP1939310A1 (en) 2006-12-28 2008-07-02 Asturiana De Zinc, S.A. Recovery of zinc from sulphide concentrates by atmospheric leaching with sulphuric acid at a controlled acidity
RU2471010C2 (ru) 2007-05-21 2012-12-27 Орбит Элюминэ Инк. Способ извлечения алюминия и железа из глиноземистых руд
FI122099B (fi) 2010-04-30 2011-08-31 Outotec Oyj Menetelmä arvometallien talteen ottamiseksi
JP2014508863A (ja) 2011-03-18 2014-04-10 オーバイト アルミナ インコーポレイテッド アルミニウム含有材料から希土類元素を回収する方法
JP5894262B2 (ja) 2011-05-04 2016-03-23 オーバイト アルミナ インコーポレイテッドOrbite Aluminae Inc. 種々の鉱石から希土類元素を回収する方法
US9150428B2 (en) 2011-06-03 2015-10-06 Orbite Aluminae Inc. Methods for separating iron ions from aluminum ions
AU2012308068B2 (en) 2011-09-16 2015-02-05 Aem Technologies Inc. Processes for preparing alumina and various other products
WO2013104059A1 (en) 2012-01-10 2013-07-18 Orbite Aluminae Inc. Processes for treating red mud
CA2862307C (en) 2012-03-29 2015-12-01 Orbite Aluminae Inc. Processes for treating fly ashes
WO2014008586A1 (en) 2012-07-12 2014-01-16 Orbite Aluminae Inc. Processes for preparing titanium oxide and various other products
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
CN103266226B (zh) * 2013-04-27 2014-08-20 中南大学 一种从含银锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法
CN115821044A (zh) * 2022-12-02 2023-03-21 昆明理工大学 一种湿法炼锌赤铁矿渣的资源综合利用方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5051024A (ja) * 1973-08-27 1975-05-07
JPS518096A (ja) * 1974-07-05 1976-01-22 Max Co Ltd Ketsusokuki
JPS59110739A (ja) * 1982-12-09 1984-06-26 ボリデン・アクテイエボラ−グ 複合硫化物鉱石精鉱の処理方法
JPS60255938A (ja) * 1984-05-28 1985-12-17 ソシエテ・デ・ミンヌ・エ・フオンドリ・ドウ・ザング・ドウ・ラ・ヴイエイユ・モンターニユ 亜鉛と鉄とを含有する硫化物の浸出方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BE673023A (ja) * 1965-04-30 1900-01-01
IE32587B1 (en) * 1968-11-20 1973-09-19 Mines Fond Zinc Vieille Improvements in or relating to valorization
US3832162A (en) * 1969-03-26 1974-08-27 E Smith Recovery of copper and zinc from automobile scrap
FI50097C (fi) * 1973-02-12 1980-10-24 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium fraon deras ferriter
GB1509537A (en) * 1974-09-13 1978-05-04 Cominco Ltd Treatment of zinc plant residues
DE2624658C3 (de) * 1976-06-02 1980-04-17 Ruhr - Zink Gmbh, 4354 Datteln Verfahren zur Aufarbeitung von bei der Laugung gerösteter Zinkblende verbleibender Rückstände
DE3634359A1 (de) * 1986-10-09 1988-04-21 Ruhr Zink Gmbh Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung
US4778520A (en) * 1987-03-26 1988-10-18 University Of Waterloo Process for leaching zinc from partially desulfurized zinc concentrates by sulfuric acid

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5051024A (ja) * 1973-08-27 1975-05-07
JPS518096A (ja) * 1974-07-05 1976-01-22 Max Co Ltd Ketsusokuki
JPS59110739A (ja) * 1982-12-09 1984-06-26 ボリデン・アクテイエボラ−グ 複合硫化物鉱石精鉱の処理方法
JPS60255938A (ja) * 1984-05-28 1985-12-17 ソシエテ・デ・ミンヌ・エ・フオンドリ・ドウ・ザング・ドウ・ラ・ヴイエイユ・モンターニユ 亜鉛と鉄とを含有する硫化物の浸出方法

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2002285253A (ja) * 2001-03-28 2002-10-03 Dowa Mining Co Ltd 亜鉛精鉱の浸出法
JP2006519309A (ja) * 2003-02-26 2006-08-24 オウトクンプ テクノロジー オサケ ユキチュア 向流リーチングによる亜鉛回収方法
JP2006241492A (ja) * 2005-03-01 2006-09-14 Dowa Mining Co Ltd 湿式亜鉛製錬の浸出設備及び浸出方法
JP2014510841A (ja) * 2011-04-15 2014-05-01 テアエメ5・ソシエダッド・リミターダ 硫化亜鉛精鉱から出発して硫黄媒体内の亜鉛を回収する湿式製錬法
JP2015527491A (ja) * 2012-07-16 2015-09-17 テアエメ5・ソシエダッド・リミターダTam 5,S.L. 高い鉄含有量を有する硫化亜鉛精鉱を出発とする、硫黄媒体中の亜鉛を回収する湿式製錬法
WO2023243874A1 (ko) * 2022-11-24 2023-12-21 고려아연 주식회사 탄소 배출량이 저감되는 아연 습식 제련 공정의 부산물 처리 방법

Also Published As

Publication number Publication date
NO910597D0 (no) 1991-02-14
NO910597L (no) 1991-08-19
KR100312468B1 (ko) 2002-02-19
DE69105332D1 (de) 1995-01-12
FI900779A0 (fi) 1990-02-16
KR910015710A (ko) 1991-09-30
ES2067062T3 (es) 1995-03-16
AU7021091A (en) 1991-08-22
AU640199B2 (en) 1993-08-19
NO177864B (no) 1995-08-28
FI88516C (fi) 1993-05-25
FI88516B (fi) 1993-02-15
MX173636B (es) 1994-03-18
NO177864C (no) 1995-12-06
CA2036058A1 (en) 1991-08-17
CA2036058C (en) 1998-12-08
EP0451456A1 (en) 1991-10-16
US5120353A (en) 1992-06-09
FI900779L (fi) 1991-08-17
DE69105332T2 (de) 1995-04-13
EP0451456B1 (en) 1994-11-30
JP2856933B2 (ja) 1999-02-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP2856933B2 (ja) 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法
US4676828A (en) Process for the leaching of sulphides containing zinc and iron
US3976743A (en) Treatment of zinc plant residue
CA2706414C (en) Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic
US4545963A (en) Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore
US20080173132A1 (en) Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides
AU725971B2 (en) Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions
JPS5956537A (ja) 亜鉛含有硫化材料から亜鉛を回収する方法
US4063933A (en) Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
KR20070086330A (ko) 니켈 및 코발트 함유 광석의 연속 또는 동시 침출
US4505744A (en) Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
NO129913B (ja)
EP0071684A1 (en) Process for recovering zinc from zinc ferrite material
EP0096499B1 (en) Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
EP0052595B1 (en) A method for separating and recovering nickel and copper from complex materials
CA1097507A (en) Process of treating residues from the leaching of roasted zinc blende
JP3197288B2 (ja) 亜鉛精鉱と亜鉛浸出残渣との同時湿式処理法
JPS63494B2 (ja)
CA1177257A (en) Method for processing sulphidic zinc ores
US4317803A (en) Recovery of non-ferrous metals by thermal treatments of solutions containing non-ferrous and iron sulphates
Ozberk et al. Commercial applications of the sherritt zinc pressure leach process and iron disposal
WO1988003912A1 (en) Process for recovering metal values from ferrite wastes
Chalkley et al. The treatment of bulk concentrates by the sherritt zinc pressure leach process
CA1076367A (en) Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
JPS6345458B2 (ja)

Legal Events

Date Code Title Description
A01 Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01

Effective date: 19981110

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20071127

Year of fee payment: 9

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20081127

Year of fee payment: 10

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20091127

Year of fee payment: 11

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20101127

Year of fee payment: 12

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20101127

Year of fee payment: 12

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20111127

Year of fee payment: 13

EXPY Cancellation because of completion of term
FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20111127

Year of fee payment: 13