JPH08512092A - 硫化物物質からの金属の回収 - Google Patents

Abstract

(57)【要約】 鉛及び銀をも含有する亜鉛と鉄を含有する硫化物物質から亜鉛と鉄を回収する方法において、前記硫化物物質を二段階向流圧力浸出の酸化条件下で浸出させ、電解抽出のような通常の手段によって亜鉛を回収し得る亜鉛含有液を生成させ、ついで還元浸出によって、亜鉛含有硫化物物質中に存在する実質的に全ての鉛と実質的な部分の銀とを含有する鉛及び銀含有生成物と、第一鉄の状態で鉄を含有する高強度の鉄含有液を生成させ、該鉄含有液から亜鉛含有硫化物物質中に存在する可溶性の鉄の大部分を含有する赤鉄鉱の形の純粋で市販し得る環境的に受入れられる鉄残留物を生成させる。

Description

【発明の詳細な説明】 硫化物物質からの金属の回収発明の背景 本発明は、鉄をも含有する硫化物物質から亜鉛及び他の非鉄金属有価物を回収 し、市販し得る鉄製品を得る方法に関するものである。 バルク（bulk）亜鉛、鉛、銅及び鉄精鉱は、世界中の多くの場所で硫化物鉱石 錯体の処理によって製造される。或る地域に於いては、個々の金属の通常の精鉱 と共に、バルク（bulk）精鉱が産出する。他の鉱石体にとっては、全ての重要な 金属を含むバルク精鉱が産出した場合は、金属回収のための鉱石の処理が、唯一 経済的である。このようなバルク精鉱は、殆どもっぱらインペリアル（Imperial ）融解炉で処理される。 高グレードの亜鉛を製造するか、または製錬操作によって当然の要求基準であ る二酸化イオウの放出及び硫酸生成を回避したバルク精鉱処理のための湿式冶金 ルートを開発することが望まれて久しいが、このようなルートの商業化は未だ成 功していない。 約５０％のＺｎ、５〜１０％のＦｅ、最大３．５％のＰｂおよび１％以下のＣ ｕを含有する通常の亜鉛精鉱は、硫化亜鉛を酸化亜鉛と亜鉄酸亜鉛の混合物に変 換する完全焙焼法によって処理することができる。 焼成生成物の亜鉛酸亜鉛含有量は、亜鉛精鉱の鉄含有量に依存し、亜鉛の５〜 ２０％は、通常弱酸の不溶性フェライトとして存在している。焼成物は、弱酸浸 出循環路中で処理して酸化亜鉛を溶解させ、溶液を生成し、生成した溶液から精 製工程後の電解によって、亜鉛を回収することができる。しかしながら、亜鉛酸 亜鉛は、弱酸浸出液中で、侵蝕されないので、別の熱酸浸出液にいれて、フェラ イトを溶解させなければならない。この工程の於いて、鉄も溶解するので、溶解 した亜鉛を弱酸浸出循環路でリサイクルする前に、溶液から沈殿させなければな らない。 熱酸浸出液から鉄を沈殿させるため、鉄ミョウバン石沈殿、針鉄鉱沈殿、パラ 針鉄鉱（paragoethite）沈殿及び赤鉄鉱沈殿のような多くの方法が開発された。 バルク精鉱は、通常の亜鉛精鉱よりも、亜鉛含有量が低く、鉛、鉄及び銅含有 量が高い。完全焙焼法によって、バルク精鉱を処理するに際し、２つの問題点が ある。第一に、精鉱の亜鉛含有量が低く、鉄含有量が高いので、亜鉛の殆ど若し くは全てが、確実に、熱酸浸出液によってのみ処理し得る亜鉛酸亜鉛に変換され る。熱酸浸出液中に存在する過剰の酸を中和するので、不十分な酸化亜鉛が生成 する。第二に、精鉱中の銅と鉛を合せた含有量が高い場合に生成した焼成物は、 焙焼ベット（roaster bed）中で凝集する傾向が高い。しかしながら、バルク精 鉱の少量は、完全焙焼への供給物として、通常の精鉱とうまく混合される。 ザ ニュー ブルンスウィック リサーチ アンド プロダクティビティーカ ウンシル（The New Brunswick Research and Productivity Council）は、バル ク精鉱処理のための硫酸化焙焼法を開発した〔ジェー．シノット（J．Synnot） 他の“ＲＰＣ硫酸化焙焼−浸出法における鉄の抑制（Iron control in the RPC sulphation roast-leach process）”、湿式冶金のおける鉄の抑制（in Iron Co ntrol in Hydrometallurgy）、編集者、ジェー．イー．デュトリザック（J.E.Du trizac）及びエイ．ジェー．モンヘミウス（A.J．Monhemius）、エリス ホルウ ッド（Ellis Horwood）、キチェスター（Chichester）、１９８６年、５６〜６ ４頁参照〕。硫酸化焙焼の考えは、１０トン／日のパイロットプラントでうまく 実験されたが、焙焼排ガスの腐蝕性が、主装置の問題をもたらし、そして焼成物 を処理するのに使用した湿式冶金循環路における水と硫酸塩とのバランスという きびしい問題が経験された。 バルク精鉱を処理するため、湿式冶金塩化物ルートを開発する多くの試みがな されてきた。米国ビューロー オブ マインズ（The U.S.Bureau of Mines）； エム．エム．ウォング（M.M．Wong）他、“鉛製造のための塩化第二鉄浸出、溶 解−塩電解法の統合した操作（Integrated operation of ferric chloride leac hing，molten-salt electrolysis process for production of lead”、米国内 務省（U.S．Department of the Interior）、調査報告８７７０、１９８３年参 照、オーストラリアのディクステック（Dextec）；ピー．ケイ．エベレット（P. K．Everett）、湿式冶金調査、開発及びプラントプラクティスに於ける“ディ クステック鉛法（Dextec lead process）”、編集者、ケイ．オッセオ−アサレ （K．Osseo-Asare）及びジェー．ディー．ミラー（J.D．Miller）、ティエムエ ス（TMS）、ウォーレンディル（Warrendale）、ピーエイ（PA）、１９８３年、 １６５−１７３頁参照、ノルウェイのエイケン（Eikem）；イー．アンダーセン ．（E.Andersen）他、錯体硫化物鉱石（Complex Sulphide Ores）の“小連続プ ラント中、塩化第二鉄ルートによる錯体硫化物精鉱からの卑金属の製造（Produc tion of base metals from complex sulphide concentrates by the ferric chl oride route in a small continuous plant）”、編集者、エム．ジェー．ジョ ーンズ（M.J.Jones）、アイエムエム（IMM）、ロンドン、１９８０年、１８６〜 １９２頁参照、フランスのビーアールジーエム（BRGM）；シー．パルバデュー（ C.Palvadeau）、抽出冶金学１９８５年（Extraction Metallurgy,85）の“塩化 物電解液からの鉛の電解の更なる開発（Further developments in the electrol ysis of lead from chloride electrolytes：パイロット プラント プログレ ス レポート（Pilot plant progress report）”，アイエムエム（IMM）、ロン ドン、１９８５年、９６７〜９７７頁参照、及びカナダのカンメット（CANMET） ；“バルク卑金属硫化物精鉱の処理の塩化第二鉄浸出法（The ferric chloride leach process for the treatment of bulk base metal sulphide concentrates ）”、カンメット レポート（CANMET Report）８９−４（OP&J）、カンメット 、エネルギー マインズアンド リソーシス カナダ（Energy Mines and Resou rces Canada,オタワ、１９８９年参照、等が各々優れた研究プログラムを行った 。これら方法のいずれも、商業化には進展しなかった。 シェリット社は、１９７７年から圧力浸出によるバルク亜鉛−鉛−銅精鉱の処 理を研究してきた。多くのフローシートを開発した。図１のフローシートは、一 段階圧力浸出を説明するもので、精鉱から抽出された鉄の大部分は、最初にオー トクレーブ中で鉛鉄ミョウバン石として沈殿する。浸出液中に存在する遊離の酸 を中和し、残留する可溶性の鉄を沈殿させるため、浸出液に、石灰石と亜鉛浮滓 を添加する。鉛、銀及び鉄を含む浸出残留物は、硫酸に蒸解させて、鉛／銀残留 物及び酸と鉄を含む溶液を得る。浸出液を石灰石で処理して、酸化鉄／石膏沈殿 物を得る。 一段階圧力浸出法の主な欠点は、酸の中和及び鉄の沈殿に大量の石灰石を必要 とすることと、ためておかなければならない大量の低品質の酸化鉄／石膏残留物 が生成することである。 その後の研究によって、図２に示すバルク精鉱の二段階向流圧力浸出の開発に 達した：エム．イー．チャークレー（M.E．Chalkely）他の１９８２年１０月１ ２〜１４日にオタワでの錯体鉱物の処理についてのカナダ／ＥＣセミナーで提案 された“シェリット圧力浸出法：錯体硫化物精鉱からの非鉄金属の製造”を参照 。この場合には、浸出液のための石灰石の必要量は、よりよい酸の利用とオート クレーブ中でのより完全な鉄の沈殿によって減じられた。再び溶解した鉄の大部 分は、オートクレーブ中で最初に鉛鉄ミョウバン石として沈殿した。鉛鉄ミョウ バン石残留物を、浸出液残留物の硫化物フラクションから、浮選によって分離し 、ついで還元浸出中の二酸化イオウと処理して、鉛鉄ミョウバン石を溶解させ、 硫酸化鉛／銀残留物を得た。還元浸出液を、石灰若しくは石灰石で中和し、酸化 鉄／石膏残留物を生成させる提案がなされた。 二段階向流圧力浸出は、一段階浸出と比べていくらかの利点を提供するが、同 様に貧弱な品質の鉄残留物を生成する。 圧力浸出で直接鉛／銀残留物を生成させる欲求が、更なる開発の仕事を促し、 典型的な図３に示す二段共流圧力浸出に達した（１９８５年３月１９日に特許さ れた米国特許第４，５０５，７４４号明細書参照）。バルク精鉱の強酸圧力浸出 によって、高品質の鉛／銀残留物が生成し得ることは公知である。オートクレー ブ中の条件は、溶解している鉄の沈殿が最小となるように選択しなけらばならな い。このことは、鉄の加水分解及び沈殿を最小とするため、溶液中にいつでも十 分な酸を存在させることを確保することによって達成することができる。それか ら高品質の鉛及び銀残留物が浮選によって、浸出残留物から分離することができ る。バルク精鉱からの鉛の回収は高くなるが、銀の回収は、バルク精鉱中の銀の 鉱物学的形態による。強酸浸出液に溶解している銀は、溶液から硫化銀（浸出残 留物の硫化物フラクションに存在する）として沈殿され得る。浸出液は、典型的 には硫酸５０ｇ／リットル以上と、鉄１０〜１５ｇ／リットル含有し、亜鉛回収 のため精製及び電解に送る前に、酸を中和し、鉄を沈殿させる処理をしなければ ならない。この処理は、溶液を通常の亜鉛精鉱と、酸の消費及び鉄の沈殿を促進 する条件下で反応させる第二の圧力浸出工程で、好都合に実施され得る。鉛と銀 の損失を最小とするため、この亜鉛精鉱は、好ましくは、低い鉛及び銀含有量を 有するべきである。鉄は、鉄ミョウバン石、他の塩基性硫化鉄及び水和した鉄酸 化物の混合物として沈殿する。鉄残留物は、浸出残留物から浮選によって分離さ れ、池に貯蔵される。 二段共流浸出法は、圧力浸出中のバルク精鉱から、鉛と銀の直接回収を許容す る。しかしながら、バルク精鉱対亜鉛精鉱の比が、約０．６７：１の割合の２種 類の精鉱が必要とされる。このようなフローシートは、通常の精鉱及びバルク精 鉱の両方が生成され得る鉱物体にとって利点を有する。しかしながら、前記フロ ーシートの場合は、鉄残留物は低品質であり、池に貯蔵されねばならない。 鉄残留物の廃棄についての増大する環境に対する関心は、赤鉄鉱としての鉄の 沈殿を含める、二段階共流浸出フローシート（同時係属米国特許第号に記載の図 ４）に発展した。強酸浸出液を、亜鉛精鉱と中和／還元工程にかけ、ついで石灰 で中和して溶液を得、該溶液から鉄をオートクレーブ中で赤鉄鉱として沈殿させ る。それから赤鉄鉱の沈殿と溶液を、弱酸浸出液中で亜鉛精鉱と処理し、酸で中 和し、残留する鉄を沈殿させる。弱酸浸出液からの鉄残留物は、浸出残留物の硫 化物フラクションから浮選によって分離され、そして大気圧下に使用した電解液 に浸出させて沈殿した鉄化合物を溶解させ、鉛／銀残留物を得、これを強酸浸出 液中で得た鉛／銀残留物と一緒にする。この鉄溶解工程からの浸出液を、強酸浸 出にリサイクルし、両精鉱から浸出させた実質的に全ての鉄が、高品質の赤鉄鉱 として回収されのが保証される。 このフローシートは、多くの利点を有する。弱酸浸出中で得た鉄残留物は、鉛 及び銀有価物を回収するための鉄溶解工程を受けるので、亜鉛精鉱の一部若しく は全てをバルク精鉱で置き換えることによって、処理するバルク精鉱の量を増加 させることができる。鉛及び銀のトータルの回収は増加する。主な利点は、環境 的により受けいれ易くそして市販し得る可能性のある赤鉄鉱生成物として鉄が回 収されることにある。 しかしながらこのフローシートは、或る種の欠点を有している。強酸浸出排液 の溶液中の鉄は、主として第２鉄の状態であり、受け入れられる酸濃度に維持し 得る最大濃度は、２０ｇ／リットル以下である。その結果、還元及び中和工程を 含む赤鉄鉱沈殿回路は、生成する大量の溶液を処理するため、必然的に大きくな らざるをえない。赤鉄鉱沈殿を約１８０℃で実施し、反応は吸熱であるので、加 熱のために大量の蒸気を必要とする。更にフローシートは、２種の別の供給調整 システムと、２種の別の浸出残留物浮選工程とを含み、比較的複雑である。発明の概要 本発明の目的は、亜鉛精鉱及び／またはバルク亜鉛−鉛−銅精鉱を、亜鉛、鉛 及び銀を高い回収率で処理し、最小の資本及び操作コストの要求に合う回路で、 市販し得る鉄製品を得ることにある。本発明方法のフローシートは、亜鉛精鉱と バルク精鉱との併用またはバルク精鉱単独での亜鉛精鉱の処理が可能であり、こ のことが浮選若しくは濃縮器操作における金属回収を極限まで増加させることを 許容する。２段階向流圧浸出の使用は、図２に示すタイプの最も単純な二段階浸 出回路の操作を許容する。全ての精鉱は、単一の浸出段階に供されるので、供給 材料の調整及びスラリー供給システムは、単純化される。第一段階の浸出残留物 の合計が、第二段階で処理されるので、圧力浸出回路に於いては、単一の浮選工 程が必要とされる。鉄は両浸出段階で溶解及び沈殿するので、オートクレーブ中 に溶解している全ての銀は、本質的に鉄残留物に存在し、銀の全回収量は増加す る。 鉄残留物の還元浸出は、鉛及び銀を単一生成物に選鉱し、高強度の鉄浸出液の 調製を許容する。全ての鉄は、第一鉄の状態であり、図４に示す二段階共流フロ ーシートの高度の酸浸出工程で生成した強度の少なくとも２倍の高強度の鉄を含 む溶液が生成する。その結果、赤鉄鉱沈殿回路における装置の大きさ及び蒸気の 必要量が、かなり減じられる。 本発明方法は、鉛及び銀をも含有する亜鉛及び鉄を含有する硫化物精鉱から亜 鉛及び鉄を回収する方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３ ０〜１７０℃の範囲内の温度の加圧酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一 段階浸出における精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、０．５５：１〜０ ．８５：１好ましくは約０．７：１に維持して、ここから弱酸及び溶解した鉄を 含有する亜鉛回収用の浸出液を得、前記第一段階浸出からの浸出残留物を加圧酸 化条件下、１３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸性硫酸塩水溶 液で浸出し、前記第一段階浸出からの浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモ ル比を、１．２：１〜１．４：１、好ましくは約１．３：１の範囲内に維持し、 前記第二段階浸出に於いて高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛及び銀 を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出液を前記第一段階浸出にリサイクル させ、鉛、銀及び鉄を含有する前記第二段階浸出残留物のフラクションを、硫黄 及び未浸出硫化物を含むフラクションから分離し、前記第二段階浸出残留物の鉛 含有フラクション、銀含有フランクション及び鉄含有フラクションを、第三段階 浸出の還元条件下で酸性硫酸塩水溶液中で浸出して、鉄を第一鉄の状態で含有す る浸出液及び鉛と銀を含有する浸出残留物を生成させ、前記第三段階浸出からの 浸出液を、溶液から不純物を除去するために中和し、前記浸出液を赤鉄鉱として そこから鉄を取り除くため、約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件下で 処理し、そして鉄の除去後の溶液を前記第一段階浸出にリサイクルすることを包 含する。 第三段階還元浸出は、還元剤として好ましくは二酸化硫黄を有し、沈殿した銅 に添加する元素状の硫黄を有し得る。第一段階浸出からの浸出液は、鉄の沈殿の ための酸化条件下で、ｐＨ約５に中和し、そこから亜鉛回収のための鉄を５ｍｇ ／リットルより少なく含む硫酸亜鉛溶液を得る。第一段階浸出から中和した溶液 から沈殿した鉄は、第二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄フラクションと一緒に、 第一鉄状態で鉄を溶解させるため、第三段階還元浸出へ供給される。しかしなが ら、第一段階浸出液を中和するのに使用する中和剤の性質に応じて、還元浸出中 の第一段階浸出中和残留物の処理は、石膏を伴う還元浸出残留物中の鉛及び銀有 価物の稀釈をもたらす。 第三還元浸出から第一鉄を含む浸出液は、好ましくは第一段階中和で石灰石若 しくは石灰を添加して、ｐＨ約１に中和して石膏残留物を得、中和した溶液を更 に第二段階中和で石灰若しくは石灰石を添加して、ｐＨ約４．５に中和して不純 物元素を除去する。図面の簡単な説明 添付図面に於いて： 図１は、従来技術の単一段階圧力浸出のフローシートを示す。 図２は、従来技術の２段階向流圧力浸出のフローシートを示す。 図３は、従来技術の２段階共流圧力浸出のフローシートを示す。 図４は、同時係属出願の二段階向流圧力浸出のフローシートを示す。 図５は、本発明方法の好ましい実施例のフローシートを示す。好ましい実施態様の記載 次に、本発明の好ましい実施態様を、図５を参照して、実施例により説明する 。 亜鉛、鉛、銀、銅及び鉄を含有する硫化亜鉛精鉱及び／またはバルク硫化物精 鉱を、米国特許第４，００４，９９１号明細書に開示されているように、約１３ ０°〜約１７０℃の範囲内の温度で、酸性硫酸塩水溶液中、２段階向流圧力浸出 法で処理する。圧力浸出で処理する前に、精鉱を少なくとも９０％が４４ミクロ ンを通過するように、粉砕する必要があり得る。第一段階浸出１０に於いて、精 鉱の全ては流れは、電解１２からの使用した電解液の一部、第二段階浸出１４か ら回収した浸出液、及び赤鉄鉱沈殿１６からの赤鉄鉱沈殿と溶液で浸出される。 第一段階浸出１０の目的は、供給溶液中に存在する大部分の酸を消費し、これら 溶液中の存在する鉄の大部分及びこの第一段階浸出で溶解した鉄の大部分を沈殿 させることを確保することにある。このことは、供給溶液中に硫酸鉄として当量 の酸を含有する酸対供給精鉱中の亜鉛と鉛の合計のモル比が、０．５５：１〜０ ．８５：１好ましくは約０．７：１に維持することによって達せられる。米国特 許第３，８６７，２６８号明細書に記載のリブノスルホネート及びケブラコ（qu ebracho）のような界面活性剤を、溶融した元素状のイオウによる未浸出硫化物 粒子の早期の浸潤を防止し、元素状イオウ／硫化物ミクロペレットの粒度をコン トロールするために、精鉱スラリーに添加する。 浸出させたスラリーは、第一段階浸出１０のオートクレーブからシックナー（ 沈降濃縮機）１８に移し、シックナー１８で浸出液を、元素状の硫黄、未浸出硫 化物及び沈殿した鉄化合物、特に鉄ミョウバン石を含有する浸出残留物から分離 する。シックナーオバーフロー溶液は、鉄の除去２０、液−固分離器２４からの 溶液の精製２２及び亜鉛カソード製造用電解１２を含む溶液処理及び亜鉛回収回 路に送られる。 第一段階浸出シックナー下層流スラリーは、酸化条件下で使用した電解液の一 部と接触させる第二段階浸出１４にポンプで送られる。浸出の第二段階の目的は 、第一段階残留物中に存在する未浸出硫化亜鉛の高度の亜鉛抽出を達成すること であり、このことによって工程中の高い全亜鉛抽出が達せられる。このことは、 供給溶液中の酸対供給固形分中の亜鉛と鉛の合計のモル比が、１．２：１〜１． ４：１好ましくは約１．３：１に維持することによって達せられる。前記した第 一段階浸出１０に添加するリブノスルホネート及びケブラコ（quebracho）のよ うな界面活性剤を、溶融した元素状のイオウによる未浸出硫化物粒子の早期の浸 潤を防止し、元素状のイオウ／硫化物ミクロペレットの粒度をコントロールする ために、第二段階の浸出供給スラリーに添加する。 浸出させたスラリーは、オートクレーブからシックナー２６に移し、シックナ ー２６で浸出液を元素状の硫黄、未浸出硫化物（主として黄鉄鉱）及び沈殿した 鉄化合物（鉛鉄ミョウバン石、銀鉄ミョウバン石、ヒドロニウム鉄ミョウバン石 及び水和した酸化鉄を含む）から分離する。シックナーオーバーフロー溶液は、 第一段階浸出１０にリサイクルする。 浸出シックナー下層流スラリーは、ポンプで浮選回路２８に送り、ここで元素 状の硫黄及び未浸出硫化物を浸出残留物の酸化物フラクションから分離する。元 素状の硫黄及び未浸出硫化物（主として黄鉄鉱）を含有する清浄な浮選精鉱は、 溶融及び濾過によって、元素状の硫黄を回収するため、更に処理することができ る。 浮選かすは、供給精鉱中に存在する、鉛と銀の大部分を、圧力浸出の２段階で 最初に溶解した鉄の大部分と共に含有している。 浮選かすは、鉛及び銀有価物並びに鉄の不良品を含有し、市販し得る酸化鉄製 品、赤鉄鉱として回収する回路中で処理される。浮選かすは、浮選２８に液体を リサイクルする液−固分離器３０に送り、かす固形分を二酸化硫黄を含む使用し た電解液中での還元浸出３２を受けさせる。還元浸出の目的は、浮選かす中に存 在する全ての種類の沈殿した鉄を溶解させることにある。生成物は、第一鉄の状 態の全ての鉄を含有する浸出液と、鉛溶融器への供給材料として適した改善形で 、浮選かす中に存在する全ての鉛と銀を含有する浸出残留物である。銀／鉛生成 物に存在する銅を沈殿させるために元素状の硫黄を浸出液に添加することができ 、そして浮選によって分離することができる。浸出残留物を、液−固分離工程３ ４で、溶液から分離する。 液−固分離工程３４で回収した第一鉄、硫酸及び亜鉛を含有する浸出液は、酸 を除去するためと、溶液から不純物をも沈殿させる２段階の中和にかける。中和 は、通常石灰石で実施する。第１段階３６に於いて、石灰石を添加してｐＨを１ に上昇させることによって、比較的純度の高い石膏製品が得られる。第２段階３ ８に於いて、更に石灰石を添加してｐＨを約４．５に上昇させ、このようにしな ければ赤鉄鉱生成物を汚染する元素を沈殿させる。鉄の少量部を第二鉄の状態に 酸化し、不純元素の除去を最大にするため、段階３８で沈殿させるのは有益であ る。液−固分離工程４０、４２は、溶液から中和残留物を分離する。 第一段階の石膏生成物は市販し得るが、第二段階の中和不純生成物は、経済的 に成り立つなら、不純元素を含有している回収工程への供給材料になる得る。 硫酸第一鉄と硫酸亜鉛とを含む中性溶液は、赤鉄鉱を沈殿させるため、工程１ ６のオートクレーブ中、酸化条件下に、１７０〜２００℃の範囲の温度で処理す る。液−固分離工程４４で最終スラリーから分離した赤鉄鉱は、含まれている溶 液を除去するため洗浄する。赤鉄鉱生成物は、市販若しくは貯蔵され得る。赤鉄 鉱沈殿１６からの溶液は、好ましくは第一段階浸出１０にリサイクルされる。 第一段階圧力浸出１０からの浸出液は、鉄及び硫酸の残留量を含有し、鉄除去 工程２０で処理される。酸及び沈殿した鉄の中和を確保するため、酸素と共に、 石灰石のような中和剤を添加する。中和剤は、洗液及び水酸化亜鉛若しくは塩基 性硫黄亜鉛を生成させるための石灰とのブリード液（bleed solutions）の処理 によって得るのが好都合である。鉄除去工程２０の目的は、鉄を５ｍｇ／リット ルより少なく含むｐＨ約５の中性液を得ることである。液−固分離工程２４から の中和残留物は、収容するか、或いは回路中に溶解された全ての鉄が、赤鉄鉱に 変換するのを確保するため、還元浸出３２にリサイクルされ得る。中和した溶液 は、通常の精製回路２２及び電解抽出回路１２中の亜鉛を回収するため処理され る 。 次に、本発明を実施例を挙げて説明するが、本発明はこの実施例に限定されな い。実施例１ ： 第一段階浸出 銅０．６％、鉄１７．８％、鉛８．３％、銀０．０２１％、硫黄３４．６％及 び亜鉛２８．２％含有するバルク精鉱及び銅１．６ｇ／リットル、鉄６．５ｇ／ リットル、硫酸４５．５ｇ／リットル及び亜鉛８５．２ｇ／リットル含有する合 成溶液を、１０リットル使用容積の４つの区画を有するチタンライニングしたオ ートクレーブの第一の区画に連続的に供給した。供給溶液の組成は、第二段階浸 出液と亜鉛の電解抽出にて使用した電解液との混合物にまねた。リグノスルホン 酸カルシウムとケブラコとを、精鉱と共に、それぞれ精鉱１トン当り０．４及び ０．８ｋｇの比率で、添加した。酸素過圧３５０ｋＰａを維持するため、酸素を 各区画に連続的に噴出させた。バルク精鉱を７０重量％固形分スラリーとして、 固形分２．９ｋｇ／時間の速度で添加し、溶液を１１．４リットル／時間の速度 で添加した。容器中のスラリー滞留時間は、約４５分であった。容器中のスラリ ー水準を維持するため、容器の最後の区画からスラリーを連続的に排出させた。 排出したスラリーを濃縮して、固形分６０重量％含有するシックナー下流スラリ ーを得た。固形分及び溶液生成物の組成を下表１に示す。亜鉛抽出量は５２％で あった。 実施例２ ： 第２段階浸出 実施例１に記載の連続第一段階圧力浸出試験からのシックナー下流スラリー（ 固形分３１００ｇ含有するスラリー）２．２５リットルを、亜鉛５７ｇ／リット ル及び硫酸１５１ｇ／リットルを含有する合成の使用した電解液５．２５リット ル、リブノスルホン酸カルシウム０．７５ｇ／及びケブラコ１．５ｇと共に、チ タンライニングした３ガロン（１１．４リットル）のオートクレーブに装入した 。混合物を、攪拌しながら、１５０℃で９０分加熱した。３４５ｋＰａの酸素加 圧を維持するため、酸素を導入管を通して容器に連続的に導入した。生成物溶液 及び固形物の組成を下表２に記載した。圧力浸出の２段階で一緒にした亜鉛抽出 量は、９２．５％であった。 実施例３ ： 還元浸出 実施例２に記載のようにして得た第二段階浸出排出スラリーを、元素状の硫黄 及び未浸出硫化物を含有するペレットを除去するため、１５０ミクロンのスクリ ーンを通過させ、網下の部分を、更に残留する元素状の硫黄と未浸出硫化物を取 り除くため、浮選にかけた。第二段階浸出残留物中の銀の６７％、鉛の９８．５ ％及び亜鉛の３１％は、浮選かすに存在していた。 浮選かす濾別し、洗浄しそして銅０．２％、鉄２０．８％、鉛２８．６％、銀 ０．０５４％及び亜鉛２．２％含有するウェットケーキ（wet cake）の一部であ る固形分４００ｇを、硫酸５．５ｇ／リットルと二酸化イオウ４５ｇ／リットル 含有する溶液２．２リットルと共に、１ガロン（３．８リットル）のチタンライ ニングした実験室用オートクレーブに装入した混合物を、攪拌しながら１５０℃ で、２０分間加熱した。試験生成物の組成を下表３に記載した。全亜鉛抽出量は 、還元浸出を含めて９５％に増加した。還元浸出残留物に対する鉛と銀の全回収 量は、それぞれ９８％及び６６％であった。 実施例４ ： ２段階浸出 銅０．７％、鉄１８．４％。鉛７．６％、銀０．０２２％、硫黄３４．６％及 び亜鉛２８．５％含有するバルク精鉱１．７９ｋｇを、鉄８．３ｇ／リットル、 硫黄６８．３ｇ／リットル、亜鉛７４．５ｇ／リットル、リブノスルホン酸カル シウム０．１８ｇ／リットル及びケブラコ０．３６ｇ／リットル含有する合成溶 液５．０リットルと一緒に、チタンライニングした１１．４リットルのオートク レーブに装入した。混合物を、攪拌しながら、１５０℃で２時間加熱した。３５ ０ｋＰａの酸素加圧を維持するため、酸素を容器に連続的に導入した。この第一 段階浸出からの生成物スラリーを濾別し、そして固形分を、硫酸１２０ｇ／リッ トル、亜鉛５０ｇ／リットル、リブノスルホン酸カルシウム０．１８ｇ／リット ル及びケブラコ０．３６ｇ／リットル含有する合成の使用した電解液２．５リッ トルと、チタンライニングした３．８リットルのオートクレーブ中で一緒にした 。混合物を、攪拌下、１５０℃で２時間加熱した。３５０ｋＰａの酸素過圧を維 持するため、酸素を容器中に、連続的に導入した。この第２段階浸出からの生成 物スラリーを、１５０ミクロンのスクリーンを通して篩分けし、２種の固形物フ ラクションを別々に分析した。２種の大きさのフラクション及び一緒にした固形 分１．２３ｋｇの分析値を、２段階浸出の生成物の化学分析値を示す下表４に含 めた。浸出の２段階における全亜鉛抽出量は、実施例２の９２．５％と比べて９ ７％であった。この実施例に於ける亜鉛抽出量の増加は、浸出段階における増加 した滞留時間と第二段階排出液の酸性度の高さによって説明され得る。マイナス １５０ミクロン（１５０ミクロン以下）固形分フラクションに対する２段階浸出 残留物中の亜鉛の８３％の行動は、二酸化硫黄での還元浸出中でこのフラクショ ンを処理した後は、全亜鉛抽出量は、９９％以上になる可能性を示している。２ 段階浸出マイナス１５０ミクロン（１５０ミクロン以下）フラクションは、供給 材料中に見出される鉛の９８．９％及び銀の７４．５％をも含んでいる。還元浸 出の２段階浸出残留物の１５０ミクロン以下のフラクションを、ついで二酸化硫 黄で処理すれば、還元浸出残留物に、鉛の９８％以上及び銀の７３％以上の回収 が期待される。 本発明方法は、多くの重要な利点を与える。本発明方法の亜鉛及び／またはバ ルク精鉱の湿式冶金処理は、亜鉛、鉛及び銀の高い回収率を与え、市販し得る鉄 生成物を生じさせる。本発明方法は、特に鉛及び／または銀を経済的に重要な量 含有している亜鉛及び／またはバルク精鉱の処理の向けられるが、鉛及び銀有価 物を殆ど若しくは全て含有していないが、鉄残留物の処理が環境的に関心のある 亜鉛精鉱の処理に同様に利用することができる。本発明方法の残留物処理部門は 、亜鉛精鉱の圧力浸出中に生じたいかなる鉄沈殿物も処理して、鉄を市販し得る 赤鉄鉱生成物に変換するのに使用することができる。添付請求の範囲及び限界を はずすことなしに、本発明の具体例に於いては、変更及び修正がなされ得ること が理解されるだろう。

【手続補正書】特許法第１８４条の８ 【提出日】１９９５年５月２日 【補正内容】 （英文明細書第５頁の訳文） 残留物。浸出液は、典型的には硫酸５０ｇ／リットル以上と、鉄１０〜１５ｇ／ リットル含有し、亜鉛回収のため精製及び電解に送る前に、酸を中和し、鉄を沈 殿させる処理をしなければならない。この処理は、溶液を通常の亜鉛精鉱と、酸 の消費及び鉄の沈殿を促進する条件下で反応させる第二の圧力浸出工程で、好都 合に実施され得る。鉛と銀の損失を最小とするため、この亜鉛精鉱は、好ましく は、低い鉛及び銀含有量を有するべきである。鉄は、鉄ミョウバン石、他の塩基 性硫化鉄及び水和した鉄酸化物の混合物として沈殿する。鉄残留物は、浸出残留 物から浮選によって分離され、池に貯蔵される。 二段共流浸出法は、圧力浸出中のバルク精鉱から、鉛と銀の直接回収を許容す る。しかしながら、バルク精鉱対亜鉛精鉱の比が、約０．６７：１の割合の２種 類の精鉱が必要とされる。このようなフローシートは、通常の精鉱及びバルク精 鉱の両方が生成され得る鉱物体にとって利点を有する。しかしながら、前記フロ ーシートの場合は、鉄残留物は低品質であり、池に貯蔵されねばならない。 鉄残留物の廃棄についての増大する環境に対する関心は、赤鉄鉱としての鉄の 沈殿を含める、二段階共流浸出フローシート（同時係属米国特許第０８／２３７ ９８６号に記載の図４）に発展した。強酸浸出液を、亜鉛精鉱と中和／還元工程 にかけ、ついで石灰で中和して溶液を得、該溶液から鉄をオートクレーブ中で赤 鉄鉱として沈殿させる。それから赤鉄鉱の沈殿と溶液を、弱酸浸出液中で亜鉛精 鉱と処理し、酸で中和し、残留する鉄を沈殿させる。弱酸浸出液からの鉄残留物 は、浸出残留物の硫化物フラクションから分離され、 （英文明細書第１８頁の訳文） 本発明方法は、多くの重要な利点を与える。本発明方法の亜鉛及び／またはバ ルク精鉱の湿式冶金処理は、亜鉛、鉛及び銀の高い回収率を与え、市販し得る鉄 生成物を生じさせる。本発明方法は、特に鉛及び／または銀を経済的に重要な量 含有している亜鉛及び／またはバルク精鉱の処理の向けられるが、鉛及び銀有価 物を殆ど若しくは全て含有していないが、鉄残留物の処理が環境的に関心のある 亜鉛精鉱の処理に同様に利用することができる。本発明方法の残留物処理部門は 、亜鉛精鉱の圧力浸出中に生じたいかなる鉄沈殿物も処理して、鉄を市販し得る 赤鉄鉱生成物に変換するのに使用することができる。 （クレームの訳文）請求の範囲 １． 鉛及び銀をも含有し得る亜鉛含有硫化物精鉱及び鉄含有硫化物精鉱から亜 鉛及び鉄を回収する方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３ ０〜１７０℃の範囲内の温度の酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一段階 浸出における精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、０．５５：１〜０．８ ５：１に維持して、ここから弱酸及び溶解した鉄を含有する亜鉛回収用の浸出液 を得、前記第一段階浸出液からの浸出残留物を分離し、前記第一段階浸出からの 浸出残留物を酸化条件下、１３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の 酸性硫酸塩水溶液中で浸出し、前記第二段階浸出における前記第一段階浸出から の浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を、１．２：１〜１．４：１範 囲内に維持して、高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛、硫黄及び未浸 出硫化物を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出残留物から前記第二段階浸 出液を分離し、前記第二段階浸出液を前記第一段階浸出にリサイクルさせ、前記 第二段階浸出残留物中の鉛、銀及び鉄を硫黄及び未浸出硫化物から分離し、前記 第二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄残留物を、第三段階浸出の還元条件下で酸性 硫酸塩水溶液中で浸出して、鉛と銀を含有する浸出残留物及び鉄を第一鉄の状態 で含有する浸出液を生成させ、前記第三段階浸出液を、溶液から不純物を除去す るために中和し、前記中和した浸出液を赤鉄鉱としてそこから鉄を取り除くため 、約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件下で処理し、前記鉄除去後の中 和した溶液を、前記第一段階浸出にリサイクルさせることを特徴とする亜鉛及び 鉄の回収方法。 ２． 前記第三段階浸出に於いて、二酸化硫黄を添加することによって還元条件 を付与する請求項１に記載の回収方法。 ３． 銅を沈殿させるため、前記第三段階還元浸出に元素状の硫黄を添加する請 求項２に記載の回収方法。 ４． 前記第一段階浸出からの浸出液を、５ｍｇ／リットル以下の鉄を含有する 亜鉛回収用硫酸亜鉛溶液を得るため、鉄を沈殿させる酸化条件下で、ｐＨ約５に 中和してなる請求項３に記載の回収方法。 ５． 前記第三段階還元浸出からの第一鉄の状態の鉄を含有する浸出液を、第一 段階中和で石灰石若しくは石灰を添加してｐＨ約１に中和して石膏残留物を生成 させ、そして該中和した溶液を、鉄の除去前に不純元素を除去するため、第二段 階中和に於いて、石灰若しくは石灰石を添加してｐＨ約４．５に更に中和してな る請求項１に記載の回収方法。 ６． 前記第二段階浸出、前記中和した溶液及び前記第一段階浸出から沈殿した 鉄を、第一鉄の状態で沈殿した鉄を溶解させるため、前記第三段階還元浸出に供 給する請求項４に記載の回収方法。 ７． 前記第一段階浸出の前記精鉱中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を、約０ ．７：１に維持してなる請求項１に記載の回収方法。 ８． 前記第二段階浸出の前記浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を 、約１．３：１に維持してなる請求項７に記載の回収方法 ９．鉛及び銀を含有する亜鉛及び鉄含有硫化物精鉱から亜鉛及び鉄を回収する方 法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３０〜１７０℃の範囲内 の温度の加圧酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一段階浸出における前記 精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、約０．７：１に維持して、ここから 弱酸及び鉄を含有する亜鉛回収用の浸出液を得、前記第一段階浸出液からの浸出 残留物を分離し、前記第一段階浸出からの前記浸出残留物を加圧酸化条件下、１ ３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸性硫酸塩水溶液中で浸出し 、前記第一段階浸出からの前記浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を 、約１．３：１に維持し、高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛、銀、 硫黄及び未浸出硫化物を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出残留物から前 記第二段階浸出液を分離し、前記第二段階浸出液を前記第一段階浸出にリサイク ルさせ、前記第二段階浸出残留物中の鉛、銀及び鉄を硫黄及び未浸出硫化物から 分離し、前記第二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄残留物を、第三段階浸出に於い て還元条件下で酸性硫酸塩水溶液で浸出して、鉛と銀を含有する浸出残留物及び 鉄を第一鉄の状態で含有する浸出液を生成させ、前記第三段階浸出からの浸出液 を、溶液から不純物を除去するために中和し、前記中和した浸出液を赤鉄鉱とし てそこから鉄を取り除くため、約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件下 で処理し、前記鉄除去後の中和した溶液を、前記第一段階浸出にリサイクルさせ ることを特徴とする亜鉛及び鉄の回収方法。 【手続補正書】 【提出日】１９９６年２月２３日 【補正内容】 明細書 硫化物物質からの金属の回収発明の背景 本発明は、鉄をも含有する硫化物物質から亜鉛及び他の非鉄金属有価物を回収 し、市販し得る鉄製品を得る方法に関するものである。 バルク（bulk）亜鉛、鉛、銅及び鉄精鉱は、世界中の多くの場所で硫化物鉱石 錯体の処理によって製造される。或る地域に於いては、個々の金属の通常の精鉱 と共に、バルク（bulk）精鉱が産出する。他の鉱石体にとっては、全ての重要な 金属を含むバルク精鉱が産出した場合は、金属回収のための鉱石の処理が、唯一 経済的である。このようなバルク精鉱は、殆どもっぱらインペリアル（Imperial ）融解炉で処理される。 高グレードの亜鉛を製造するか、または製錬操作にとって当然の要求基準であ る二酸化イオウの放出及び硫酸生成を回避したバルク精鉱処理のための湿式冶金 ルートを開発することが望まれて久しいが、このようなルートの商業化は未だ成 功していない。 約５０％のＺｎ、５〜１０％のＦｅ、最大３．５％のＰｂおよび１％以下のＣ ｕを含有する通常の亜鉛精鉱は、硫化亜鉛を酸化亜鉛と亜鉄酸亜鉛の混合物に変 換する完全焙焼法によって処理することができる。 焼成生成物の亜鉛酸亜鉛含有量は、亜鉛精鉱の鉄含有量に依存し、亜鉛の５〜 ２０％は、通常弱酸の不溶性フェライトとして存在している。焼成物は、弱酸浸 出循環路中で処理して酸化亜鉛を溶解させ、溶液を生成し、生成した溶液から精 製工程後の電解によって、亜鉛を回収することができる。しかしながら、亜鉛酸 亜鉛は、弱酸浸出液中で、侵蝕されないので、別の熱酸浸出液にいれて、フェラ イトを溶解させなければならない。この工程に於いて、鉄も溶解するので、溶解 した亜鉛を弱酸浸出循環路にリサイクルする前に、溶液から沈殿させなけれはな らない。 熱酸浸出液から鉄を沈殿させるため、鉄ミョウバン石沈殿、針鉄鉱沈殿、パラ 針鉄鉱（paragoethite）沈殿及び赤鉄鉱沈殿のような多くの方法が開発された。 バルク精鉱は、通常の亜鉛精鉱よりも、亜鉛含有量が低く、鉛、鉄及び銅含有 量が高い。完全焙焼法によって、バルク精鉱を処理するに際し、２つの問題点が ある。第一に、精鉱の亜鉛含有量が低く、鉄含有量が高いので、亜鉛の殆ど若し くは全てが、確実に、熱酸浸出液によってのみ処理し得る亜鉛酸亜鉛に変換され る。熱酸浸出液中に存在する過剰の酸を中和するので、不十分な酸化亜鉛が生成 する。第二に、精鉱中の銅と鉛を合せた含有量が高い場合に生成した焼成物は、 焙焼ベット（roaster bed）中で凝集する傾向が高い。しかしなから、バルク精 鉱の少量は、完全焙焼への供給物として、通常の精鉱とうまく混合される。 ザ ニュー ブルンスウィック リサーチ アンド プロダクティビティー カウンシル（The New Brunswick Research and Productivity Council）は、バ ルク精鉱処理のための硫酸化焙焼法を開発した〔ジェー．シノット（J．Synnot ）他の“ＲＰＣ硫酸化焙焼−浸出法における鉄の抑制（Iron control in the RP C sulphation roast-Ieach process）”、湿式冶金のおける鉄の抑制（in Iron Control in Hydrometallurgy）、編集者、ジェー．イー．デュトリザック（J.E.Dutrizac ）及びエイ．ジェー．モンヘミウス（A.J．Monhemius）、エリス ホル ウッド（Ellis Horwood）、キチェスター（Chichester）、１９８６年、５６〜 ６４頁参照〕。硫酸化焙焼の考えは、１０トン／日のパイロットプラントでうま く実験されたが、焙焼排ガスの腐蝕性が、主装置の問題をもたらし、そして焼成 物を処理するのに使用した湿式冶金循環路における水と硫酸塩とのバランスとい うきびしい問題が経験された。 バルク精鉱を処理するため、湿式冶金塩化物ルートを開発する多くの試みかな されてきた。米国ビューロー オブ マインズ（The U.S.Bureau of Mines）； エム．エム．ウォング（M.M．Wong）他、“鉛製造のための塩化第二鉄浸出、溶 解−塩電解法の統合した操作（Integrated operation of ferric chloride leac hing ，molten-salt electrolysis process for production of lead”、米国内 務省（U.S．Department of the Interior）、調査報告８７７０、１９８３年参 照、オーストラリアのディクステック（Dextec）；ピー．ケイ．エベレット（P. K．Everett）、湿式冶金調査、開発及びプラントプラクティスに於ける“ディク ステック鉛法（Dextec lead process）”、編集者、ケイ．オッセオーアサレ （K．Osseo-Asare）及びジェー．ディー．ミラー（J.D．Miller）、ティエムエ ス（TMS）、ウォーレンディル（Warrendale）、ピーエイ（PA）、１９８３年、 １６５−１７３頁参照、ノルウェイのエイケン（Eikem）；イー．アンダーセン ．（E.Andersen）他、錯体硫化物鉱石（Complex Sulphide Ores）の“小連続プ ラント中、塩化第二鉄ルートによる錯体硫化物精鉱からの卑金属の製造（Produc tion of base metals from complex sulphide concentrates by the ferric chl oride route in a small continuous plant）”、編集者、エム．ジェー．ジョ ーンズ（M.J.Jones）、アイエムエム（IMM）、ロンドン、１９８０年、１８６〜 １９２頁参照、フランスのビーアールジーエム（BRGM）；シー．パルバデュー（ C.Palvadeau）、抽出冶金学１９８５年（Extraction Metallurgy,85）の“塩化 物電解液からの鉛の電解の更なる開発（Further developments in the electrol ysisof lead from chloride electrolytes：パイロット プラント プログレス レポート（Pilot plant progress report）”，アイエムエム（IMM）、ロンド ン、１９８５年、９６７〜９７７頁参照、及びカナダのカンメット（CANMET）； “バルク卑金属硫化物精鉱の処理の塩化第二鉄浸出法（The ferric chloride le ach process for the treatment of bulk base metal sulphide concentrates） ”、カンメット レポート（CANMET Report）８９−４（OP&J）、カンメット、 エネルギー マインズアンド リソーシス カナダ（Energy Mines and Resourc es Canada，オタワ、１９８９年参照、等が各々優れた研究プログラムを行った 。これら方法のいずれも、商業化には進展しなかった。 シェリット社は、１９７７年から圧力浸出によるバルク亜鉛−鉛−銅精鉱の処 理を研究してきた。多くのフローシートを開発した。図１のフローシートは、一 段階圧力浸出を説明するもので、精鉱から抽出された鉄の大部分は、最初にオー トクレーブ中で鉛鉄ミョウバン石として沈殿する。浸出液中に存在する遊離の酸 を中和し、残留する可溶性の鉄を沈殿させるため、浸出液に、石灰石と亜鉛浮滓 を添加する。鉛、銀及び鉄を含む浸出残留物は、硫酸に蒸解させて、鉛／銀残留 物及び酸と鉄を含む溶液を得る。浸出液を石灰石で処理して、酸化鉄／石膏沈殿 物を得る。 一段階圧力浸出法の主な欠点は、酸の中和及び鉄の沈殿に大量の石灰石を必要 とすることと、ためておかなければならない大量の低品質の酸化鉄／石膏残留物 が生成することである。 その後の研究によって、図２に示すバルク精鉱の二段階向流圧力浸出の開発に 達した：エム．イー．チャークレー（M.E．Chalkely）他の１９８２年１０月１ ２〜１４日にオタワでの錯体鉱物の処理についてのカナダ／ＥＣセミナーで提案 された“シェリット圧力浸出法：錯体硫化物精鉱からの非鉄金属の製造”を参照 。この場合には、浸出液のための石灰石の必要量は、よりよい酸の利用とオート クレーブ中でのより完全な鉄の沈殿によって減じられた。再び溶解した鉄の大部 分は、オートクレーブ中で最初に鉛鉄ミョウバン石として沈殿した。鉛鉄ミョウ バン石残留物を、浸出液残留物の硫化物フラクションから、浮選によって分離し 、ついで還元浸出中の二酸化イオウと処理して、鉛鉄ミョウバン石を溶解させ、 硫酸化鉛／銀残留物を得た。還元浸出液を、石灰若しくは石灰石で中和し、酸化 鉄／石膏残留物を生成させる提案がなされた。 二段階向流圧力浸出は、一段階浸出と比べていくらかの利点を提供するが、同 様に貧弱な品質の鉄残留物を生成する。 圧力浸出で直接鉛／銀残留物を生成させる欲求が、更なる開発の仕事を促し、 典型的な図３に示す二段共流圧力浸出に達した（１９８５年３月１９日に特許さ れた米国特許第４，５０５，７４４号明細書参照）。バルク精鉱の強酸圧力浸出 によって、高品質の鉛／銀残留物が生成し得ることは公知である。オートクレー ブ中の条件は、溶解している鉄の沈殿が最小となるように選択しなけらばならな い。このことは、鉄の加水分解及び沈殿を最小とするため、溶液中にいつでも十 分な酸を存在させることを確保することによって達成することがてきる。それか ら高品質の鉛及び銀残留物が浮選によって、浸出残留物から分離することができ る。バルク精鉱からの鉛の回収は高くなるが、銀の回収は、バルク精鉱中の銀の 鉱物学的形態による。強酸浸出液に溶解している銀は、溶液から硫化銀（浸出残 留物の硫化物フラクションに存在する）として沈殿され得る。浸出液は、典型的 には硫酸５０ｇ／リットル以上と、鉄１０〜１５ｇ／リットル含有し、亜鉛回収 のため精製及び電解に送る前に、更に酸を中和し、鉄を沈殿させる処理をしなけ ればならない。この処理は、溶液を通常の亜鉛精鉱と、酸の消費及び鉄の沈殿を 促進する条件下で反応させる第二の圧力浸出工程で、好都合に実施され得る。鉛 と銀の損失を最小とするため、この亜鉛精鉱は、好ましくは、低い鉛及び銀含有 量を有するべきである。鉄は、鉄ミョウバン石、他の塩基性硫化鉄及び水和した 鉄酸化物の混合物として沈殿する。鉄残留物は、浸出残留物から浮選によって分 離され、池に貯蔵される。 二段共流浸出法は、圧力浸出中のバルク精鉱から、鉛と銀の直接回収を許容す る。しかしながら、バルク精鉱対亜鉛精鉱の比が、約０．６７：１の割合の２種 類の精鉱が必要とされる。このようなフローシートは、通常の精鉱及びバルク精 鉱の両方が生成され得る鉱物体にとって利点を有する。しかしながら、前記フロ ーシートの場合は、鉄残留物は低品質であり、池に貯蔵されねばならない。 鉄残留物の廃棄についての増大する環境に対する関心は、赤鉄鉱としての鉄の 沈殿を含める、二段階共流浸出フローシート（同時係属米国特許第０８／２３７ ９８６号に記載の図４）に発展した。強酸浸出液を、亜鉛精鉱と中和／還元工程 にかけ、ついで石灰で中和して溶液を得、該溶液から鉄をオートクレーブ中で赤 鉄鉱として沈殿させる。それから赤鉄鉱の沈殿と溶液を、弱酸浸出液中で亜鉛精 鉱と処理し、酸を中和し、残留する鉄を沈殿させる。弱酸浸出液からの鉄残留物 は、浸出残留物の硫化物フラクションから分離され、そして大気圧下に使用した 電解液に浸出させて沈殿した鉄化合物を溶解させ、鉛／銀残留物を得、これを強 酸浸出液中で得た鉛／銀残留物と一緒にする。この鉄溶解工程からの浸出液を、 強酸浸出にリサイクルし、両精鉱から浸出させた実質的に全ての鉄が、高品質の 赤鉄鉱として回収されのが保証される。 このフローシートは、多くの利点を有する。弱酸浸出中で得た鉄残留物は、鉛 及び銀有価物を回収するための鉄溶解工程を受けるので、亜鉛精鉱の一部若しく は全てをバルク精鉱で置き換えることによって、処理するバルク精鉱の量を増加 させることができる。鉛及び銀のトータルの回収は増加する。主な利点は、環境 的により受けいれ易くそして市販し得る可能性のある赤鉄鉱生成物として鉄が回 収されることにある。 しかしながらこのフローシートは、或る種の欠点を有している。強酸浸出排液 の溶液中の鉄は、主として第２鉄の状態であり、受け入れられる酸濃度で維持し 得る最大濃度は、２０ｇ／リットル以下である。その結果、還元及び中和工程を 含む赤鉄鉱沈殿回路は、生成する大量の溶液を処理するため、必然的に大きくな らざるをえない。赤鉄鉱沈殿を約１８０℃で実施し、反応は吸熱であるので、加 熱のために大量の蒸気を必要とする。更にフローシートは、２種の別の供給調整 システムと、２種の別の浸出残留物浮選工程とを含み、比較的複雑である。発明の概要 本発明の目的は、亜鉛精鉱及び／またはバルク亜鉛−鉛−銅精鉱を、亜鉛、鉛 及び銀を高い回収率で処理し、最小の資本及び操作コストの要求に合う回路で、 市販し得る鉄製品を得ることにある。本発明方法のフローシートは、亜鉛精鉱、 亜鉛精鉱とバルク精鉱との併用またはバルク精鉱単独での処理が可能であり、こ のことが浮選若しくは濃縮器操作における金属回収を極限まで増加させることを 許容する。２段階向流圧浸出の使用は、図２に示すタイプの最も単純な二段階浸 出回路の操作を許容する。全ての精鉱は、単一の浸出段階に供されるので、供給 材料の調整及びスラリー供給システムは、単純化される。第一段階の浸出残留物 の合計が、第二段階で処理されるので、圧力浸出回路に於いては、単一の浮選工 程が必要とされる。鉄は両浸出段階で溶解及び沈殿するので、オートクレーブ中 に溶解している全ての銀は、本質的に鉄残留物に存在し、銀の全回収量は増加す る。 鉄残留物の還元浸出は、鉛及び銀を単一生成物に選鉱し、高強度の鉄浸出液の 調製を許容する。全ての鉄は、第一鉄の状態であり、図４に示す二段階共流フロ ーシートの高度の酸浸出工程で生成した強度の少なくとも２倍の高強度の鉄を含 む溶液が生成する。その結果、赤鉄鉱沈殿回路における装置の大きさ及び蒸気の 必要量が、かなり減じられる。 本発明方法は、鉛及び銀をも含有する亜鉛及び鉄を含有する硫化物精鉱から亜 鉛及び鉄を回収する方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３ ０〜１７０℃の範囲内の温度の加圧酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一 段階浸出における精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、０．５５：１〜０ ．８５：１好ましくは約０．７：１に維持して、ここから弱酸及び溶解した鉄を 含有する亜鉛回収用の浸出液を得、前記第一段階浸出からの浸出残留物を加圧酸 化条件下、１３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸性硫酸塩水溶 液で浸出し、前記第一段階浸出からの浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモ ル比を、１．２：１〜１．４：１、好ましくは約１．３：１の範囲内に維持し、 前記第二段階浸出に於いて高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛及び銀 を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出液を前記第一段階浸出にリサイクル させ、鉛、銀及び鉄を含有する前記第二段階浸出残留物のフラクションを、硫黄 及び未浸出硫化物を含むフラクションから分離し、前記第二段階浸出残留物の鉛 含有フラクション、銀含有フランクション及び鉄含有フラクションを、第三段階 浸出の還元条件下で酸性硫酸塩水溶液中で浸出して、鉄を第一鉄の状態で含有す る浸出液及び鉛と銀を含有する浸出残留物を生成させ、前記第三段階浸出からの 浸出液を、溶液から不純物を除去するために中和し、前記浸出液を赤鉄鉱として そこから鉄を取り除くため、約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件下で 処理し、そして鉄の除去後の溶液を前記第一段階浸出にリサイクルすることを包 含する。 第三段階還元浸出は、還元剤として好ましくは二酸化硫黄を有し、銅を沈殿さ せるため 元素状の硫黄を有し得る。第一段階浸出からの浸出液は、鉄の沈殿のた めの酸化条件下で、ｐＨ約５に中和し、そこから亜鉛回収のための鉄を５ｍｇ／ リットルより少なく含む硫酸亜鉛溶液を得る。第一段階浸出から中和した溶液か ら沈殿した鉄は、第二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄フラクションと一緒に、第 一鉄状態で鉄を溶解させるため、第三段階還元浸出へ供給される。しかしながら 、第一段階浸出液を中和するのに使用する中和剤の性質に応じて、還元浸出中の 第一段階浸出中和残留物の処理は、石膏を伴う還元浸出残留物中の鉛及び銀有価 物の稀釈をもたらす。 第三段階還元浸出から第一鉄を含む浸出液は、好ましくは第一段階中和で石灰 石若しくは石灰を添加して、ｐＨ約１に中和して石膏残留物を得、中和した溶液 を更に第二段階中和で石灰若しくは石灰石を添加して、ｐＨ約４．５に中和して 不純物元素を除去する。図面の簡単な説明 添付図面に於いて： 図１は、従来技術の単一段階圧力浸出のフローシートを示す。 図２は、従来技術の２段階向流圧力浸出のフローシートを示す。 図３は、従来技術の２段階共流圧力浸出のフローシートを示す。 図４は、同時係属出願の二段階向流圧力浸出のフローシートを示す。 図５は、本発明方法の好ましい実施例のフローシートを示す。好ましい実施態様の記載 次に、本発明の好ましい実施態様を、図５を参照して、実施例により説明する 。 亜鉛、鉛、銀、銅及び鉄を含有する硫化亜鉛精鉱及び／またはバルク硫化物精 鉱を、米国特許第４，００４，９９１号明細書に開示されているように、約１３ ０°〜約１７０℃の範囲内の温度で、酸性硫酸塩水溶液中、２段階向流圧力浸出 法で処理する。圧力浸出で処理する前に、精鉱を少なくとも９０％が４４ミクロ ンを通過するように、粉砕する必要があり得る。第一段階浸出１０に於いて、精 鉱の全ては流れは、電解１２からの使用した電解液の一部、第二段階浸出１４か ら回収した浸出液、及び赤鉄鉱沈殿１６からの赤鉄鉱沈殿と溶液で浸出される。 第一段階浸出１０の目的は、供給溶液中に存在する大部分の酸を消費し、これら 溶液中の存在する鉄の大部分及びこの第一段階浸出で溶解した鉄の大部分を沈殿 させることを確保することにある。このことは、供給溶液中に硫酸鉄として当量 の酸を含有する酸対供給精鉱中の亜鉛と鉛の合計のモル比が、０．５５：１〜０ ．８５：１好ましくは約０．７：１に維持することによって達せられる。米国特 許第３，８６７，２６８号明細書に記載のリブノスルホネート及びケブラコ（qu ebracho）のような界面活性剤を、溶融した元素状のイオウによる未浸出硫化物 粒子の早期の浸潤を防止し、元素状イオウ／硫化物ミクロペレットの粒度をコン トロールするために、精鉱スラリーに添加する。 浸出させたスラリーは、第一段階浸出１０のオートクレーブからシックナー（ 沈降濃縮機）１８に移し、シックナー１８で浸出液を、元素状の硫黄、未浸出硫 化物及び沈殿した鉄化合物、特に鉄ミョウバン石を含有する浸出残留物から分離 する。シックナーオバーフロー溶液は、鉄の除去２０、液−固分離器２４からの 溶液の精製２２及び亜鉛カソード製造用電解１２を含む溶液処理及び亜鉛回収回 路に送られる。 第一段階浸出シックナー下層流スラリーは、酸化条件下で使用した電解液の一 部と接触させる第二段階浸出１４にポンプで送られる。浸出の第二段階の目的は 、第一段階残留物中に存在する未浸出硫化亜鉛の高度の亜鉛抽出を達成すること であり、このことによって工程中の高い全亜鉛抽出が達せられる。このことは、 供給溶液中の酸対供給固形分中の亜鉛と鉛の合計のモル比が、１．２：１〜１． ４：１好ましくは約１．３：１に維持することによって達せられる。前記した第 一段階浸出１０に添加するリブノスルホネート及びケブラコ（quebracho）のよ うな界面活性剤を、溶融した元素状のイオウによる未浸出硫化物粒子の早期の浸 潤を防止し、元素状のイオウ／硫化物ミクロペレットの粒度をコントロールする ために、第二段階の浸出供給スラリーに添加する。 浸出させたスラリーは、オートクレーブからシックナー２６に移し、シックナ ー２６で浸出液を元素状の硫黄、未浸出硫化物（主として黄鉄鉱）及び沈殿した 鉄化合物（鉛鉄ミョウバン石、銀鉄ミョウバン石、ヒドロニウム鉄ミョウバン石 及び水和した酸化鉄を含む）を含む浸出残留物から分離する。シックナーオーバ ーフロー溶液は、第一段階浸出１０にリサイクルする。 浸出シックナー下層流スラリーは、ポンプで浮選回路２８に送り、ここで元素 状の硫黄及び未浸出硫化物を浸出残留物の酸化物フラクションから分離する。元 素状の硫黄及び未浸出硫化物（主として黄鉄鉱）を含有する清浄な浮選精鉱は、 溶融及び濾過によって、元素状の硫黄を回収するため、更に処理することができ る。 浮選かすは、供給精鉱中に存在する、鉛と銀の大部分を、圧力浸出の２段階で 最初に溶解した鉄の大部分と共に含有している。 浮選かすは、鉛及び銀有価物並びに鉄の不良品を含有し、市販し得る酸化鉄製 品、赤鉄鉱として回収する回路中で処理される。浮選かすは、浮選２８に液体を リサイクルする液−固分離器３０に送り、かす固形分を二酸化硫黄を含む使用し た電解液中での還元浸出３２を受けさせる。還元浸出の目的は、浮選かす中に存 在する全ての種類の沈殿した鉄を溶解させることにある。生成物は、第一鉄の状 態の全ての鉄を含有する浸出液と、鉛溶融器への供給材料として適した改善形で 、浮選かす中に存在する全ての鉛と銀を含有する浸出残留物である。銀／鉛生成 物に存在する銅を沈殿させるために元素状の硫黄を浸出液に添加することができ 、そして浮選によって分離することができる。浸出残留物を、液−固分離工程３ ４で、溶液から分離する。 液−固分離工程３４で回収した第一鉄、硫酸及び亜鉛を含有する浸出液は、酸 を除去するためと、溶液から不純物をも沈殿させる２段階の中和にかける。中和 は、通常石灰石で実施する。第１段階３６に於いて、石灰石を添加してｐＨを１ に上昇させることによって、比較的純度の高い石膏製品が得られる。第２段階３ ８に於いて、更に石灰石を添加してｐＨを約４．５に上昇させ、このようにしな ければ赤鉄鉱生成物を汚染する元素を沈殿させる。鉄の少量部を第二鉄の状態に 酸化し、不純元素の除去を最大にするため、段階３８で沈殿させるのは有益であ る。液−固分離工程４０、４２は、溶液から中和残留物を分離する。 第一段階の石膏生成物は市販し得るが、第二段階の中和不純生成物は、経済的 に成り立つなら、含有する不純元素の回収工程への供給材料になり得る。 硫酸第一鉄と硫酸亜鉛とを含む中性溶液は、赤鉄鉱を沈殿させるため、工程１ ６のオートクレーブ中、酸化条件下に、１７０〜２００℃の範囲の温度で処理す る。液−固分離工程４４で最終スラリーから分離した赤鉄鉱は、含まれている溶 液を除去するため洗浄する。赤鉄鉱生成物は、市販若しくは池に貯蔵され得る。 赤鉄鉱沈殿１６からの溶液は、好ましくは第一段階浸出１０にリサイクルされる 。 第一段階圧力浸出１０からの浸出液は、鉄及び硫酸の残留量を含有し、鉄除去 工程２０で処理される。酸の中和及び鉄の沈殿を確保するため、酸素と共に、石 灰石のような中和剤を添加する。中和剤は、洗液及び水酸化亜鉛若しくは塩基性 硫酸亜鉛を生成させるための石灰とのブリード液（bleed solutions）の処理に よって得るのが好都合である。鉄除去工程２０の目的は、鉄を５ｍｇ／リットル より少なく含むｐＨ約５の中性液を得ることである。液−固分離工程２４からの 中和残留物は、収容するか、或いは回路中に溶解された全ての鉄が、赤鉄鉱に変 換するのを確保するため、還元浸出３２にリサイクルされ得る。中和した溶液は 、通常の精製回路２２及び電解抽出回路１２中の亜鉛を回収するため処理される 。 次に、本発明を実施例を挙けて説明するが、本発明はこの実施例に限定されな い。実施例１ ： 第一段階浸出 銅０．６％、鉄１７．８％、鉛８．３％、銀０．０２１％、硫黄３４．６％及 び亜鉛２８．２％含有するバルク精鉱及び銅１．６ｇ／リットル、鉄６．５ｇ／ リットル、硫酸４５．５ｇ／リットル及び亜鉛８５．２ｇ／リットル含有する合 成溶液を、１０リットル使用容積の４つの区画を有するチタンライニングしたオ ートクレーブの第一の区画に連続的に供給した。供給溶液の組成は、第二段階浸 出液と亜鉛の電解抽出にて使用した電解液との混合物にまねた。リグノスルホン 酸カルシウムとケブラコとを、精鉱と共に、それぞれ精鉱１トン当り０．４及び ０．８ｋｇの比率で、添加した。酸素過圧３５０ｋＰａを維持するため、酸素を 各区画に連続的に噴出させた。温度を１５０℃に維持した。バルク精鉱を７０重 量％固形分スラリーとして、固形分２．９ｋｇ／時間の速度で添加し、溶液を１ １．４リットル／時間の速度で添加した。容器中のスラリー滞留時間は、約４５ 分であった。容器中のスラリー水準を維持するため、容器の最後の区画からスラ リーを連続的に排出させた。排出したスラリーを濃縮して、固形分６０重量％含 有するシックナー下流スラリーを得た。固形分及び溶液生成物の組成を下表１に 示す。亜鉛抽出量は５２％であった。 実施例２ ： 第２段階浸出 実施例１に記載の連続第一段階圧力浸出試験からのシックナー下流スラリー（ 固形分３１００ｇ含有するスラリー）２．２５リットルを、亜鉛５７ｇ／リット ル及び硫酸１５１ｇ／リットルを含有する合成の使用した電解液５．２５リット ル、リグノスルホン酸カルシウム０．７５ｇ／及びケブラコ１．５ｇと共に、チ タンライニングした３ガロン（１１．４リットル）のオートクレーブに装入した 。混合物を、攪拌しながら、１５０℃で９０分加熱した。３４５ｋＰａの酸素加 圧を維持するため、酸素を導入管を通して容器に連続的に導入した。生成物溶液 及び固形物の組成を下表２に記載した。圧力浸出の２段階で一緒にした亜鉛抽出 量は、９２．５％であった。 実施例３ ： 還元浸出 実施例２に記載のようにして得た第二段階浸出排出スラリーを、元素状の硫黄 及び未浸出硫化物を含有するペレットを除去するため、１５０ミクロンのスクリ ーンを通過させ、網下の部分を、更に残留する元素状の硫黄と未浸出硫化物を取 り除くため、浮選にかけた。第二段階浸出残留物中の銀の６７％、鉛の９８．５ ％及び亜鉛の３１％は、浮選かすに存在していた。 浮選かすを濾別し、洗浄しそして銅０．２％、鉄２０．８％、鉛２８．６％、 銀０．０５４％及び亜鉛２．２％含有するウェットケーキ（wet cake）の一部で ある固形分４００ｇを、硫酸５．５ｇ／リットルと二酸化イオウ４５ｇ／リット ル含有する溶液２．２リットルと共に、１ガロン（３．８リットル）のチタンラ イニングした実験室用オートクレーブに装入した。混合物を、攪拌しなから１５ ０℃で、２０分間加熱した。試験生成物の組成を下表３に記載した。全亜鉛抽出 量は、還元浸出を含めて９５％に増加した。還元浸出残留物に対する鉛と銀の全 回収量は、それぞれ９８％及び６６％であった。 実施例４ ： ２段階浸出 銅０．７％、鉄１８．４％。鉛７．６％、銀０．０２２％、硫黄３４．６％及 び亜鉛２８．５％含有するバルク精鉱１．７９ｋｇを、鉄８．３ｇ／リットル、 硫酸６８．３ｇ／リットル、亜鉛７４．５ｇ／リットル、リグノスルホン酸カル シウム０．１８ｇ／リットル及びケブラコ０．３６ｇ／リットル含有する合成溶 液５．０リットルと、チタンライニングした１１．４リットルのオートクレーブで一緒に した。混合物を、攪拌しながら、１５０℃で２時間加熱した。３５０ｋ Ｐａの酸素加圧を維持するため、酸素を容器に連続的に導入した。この第一段階 浸出からの生成物スラリーを濾別し、そして固形分を、硫酸１２０ｇ／リットル 、亜鉛５０ｇ／リットル、リグノスルホン酸カルシウム０．１８ｇ／リットル及 びケブラコ０．３６ｇ／リットル含有する合成の使用した電解液２．５リットル と、チタンライニングした３．８リットルのオートクレーブ中で一緒にした。混 合物を、攪拌下、１５０℃で２時間加熱した。３５０ｋＰａの酸素過圧を維持す るため、酸素を容器中に、連続的に導入した。この第２段階浸出からの生成物ス ラリーを、１５０ミクロンのスクリーンを通して篩分けし、２種の固形物フラク ションを別々に分析した。２種の大きさのフラクション及び一緒にした固形分１ ．２３ｋｇの分析値を、２段階浸出の生成物の化学分析値を示す下表４に含めた 。浸出の２段階における全亜鉛抽出量は、実施例２の９２．５％と比べて９７％ であった。この実施例に於ける亜鉛抽出量の増加は、浸出段階における増加した 滞留時間と第二段階排出液の酸性度の高さによって説明され得る。マイナス１５ ０ミクロン（１５０ミクロン以下）固形分フラクションに対する２段階浸出残留 物中の亜鉛の８３％の行動は、二酸化硫黄での還元浸出中でこのフラクションを 処理した後は、全亜鉛抽出量は、９９％以上になる可能性を示している。２段階 浸出マイナス１５０ミクロン（１５０ミクロン以下）フラクションは、供給材料 中に見出される鉛の９８．９％及び銀の７４．５％をも含んでいる。還元浸出の ２段階浸出残留物の１５０ミクロン以下のフラクションを、ついで二酸化硫黄で 処理すれば、還元浸出残留物に、供給材料中の鉛の９８％以上及び銀の７３％以 上の回収が期待される。 本発明方法は、多くの重要な利点を与える。本発明方法の亜鉛及び／またはバ ルク精鉱の湿式冶金処理は、亜鉛、鉛及び銀の高い回収率を与え、市販し得る鉄 生成物を生じさせる。本発明方法は、特に鉛及び／または銀を経済的に重要な量 含有している亜鉛及び／またはバルク精鉱の処理に向けられるが、鉛及び銀有価 物を殆ど若しくは全て含有していないが、鉄残留物の処理が環境的に関心のある 亜鉛精鉱の処理に同様に利用することができる。本発明方法の残留物処理部門は 、亜鉛精鉱の圧力浸出中に生じたいかなる鉄沈殿物も処理して、鉄を市販し得る 赤鉄鉱生成物に変換するのに使用することができる。請求の範囲 １． 鉛及び銀をも含有し得る亜鉛及び鉄含有硫化物精鉱から亜鉛及び鉄を回収 する方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３０〜１７０℃の 範囲内の温度の酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一段階浸出における精 鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、０．５５：１〜０．８５：１に維持し て、ここから弱酸及び溶解した鉄を含有する亜鉛回収用の浸出液を得、前記第一 段階浸出液からの浸出残留物を分離し、前記第一段階浸出からの浸出残留物を酸 化条件下、１３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸性硫酸塩水溶 液中で浸出し、前記第二段階浸出における前記第一段階浸出からの浸出残留物中 の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を、１．２：１〜１．４：１の範囲内に維持し て、高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛、銀、硫黄及び未浸出硫化物 を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出残留物から第二段階浸出液を分離し 、前記第二段階浸出液を前記第一段階浸出にリサイクルさせ、前記第二段階浸出 残留物中の鉛、銀及び鉄を硫黄及び未浸出硫化物から分離し、前記第二段階浸出 残留物の鉛、銀及び鉄残留物を、第三段階浸出の還元条件下で酸性硫酸塩水溶液 中で浸出して、鉛と銀を含有する浸出残留物及び鉄を第一鉄の状態で含有する浸 出液を生成させ、前記第三段階浸出からの浸出液を、溶液から不純物を除去する ために中和し、前記中和した浸出液を赤鉄鉱としてそこから鉄を取り除くため、 約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件下で処理し、前記鉄除去後の中和 した溶液を、前記第一段階浸出にリサイクルさせることを特徴とする亜鉛及び鉄 の回収方法。 ２． 前記第三段階還元浸出に於いて、二酸化硫黄を添加することによって還元 条件を付与する請求項１に記載の回収方法。 ３． 銅を沈殿させるため、前記第三段階還元浸出に元素状の硫黄を添加する請 求項２に記載の回収方法。 ４． 前記第一段階浸出からの浸出液を、５ｍｇ／リットル以下の鉄を含有する 亜鉛回収用硫酸亜鉛溶液を得るため、鉄を沈殿させる酸化条件下で、ｐＨ約５に 中和してなる請求項３に記載の回収方法。 ５． 前記第三段階還元浸出からの第一鉄の状態の鉄を含有する浸出液を、第一 段階中和で石灰石若しくは石灰を添加してｐＨ約１に中和して石膏残留物を生成 させ、そして該中和した溶液を、鉄の除去前に不純元素を除去するため、第二段 階中和に於いて、石灰若しくは石灰石を添加してｐＨ約４．５に更に中和してな る請求項１に記載の回収方法。 ６． 前記第二段階浸出から沈殿した鉄および前記第一段階浸出からの中和溶液 から 沈殿した鉄を、沈殿した鉄を第一鉄の状態で溶解させるため、前記第三段階 還元浸出に供給する請求項４に記載の回収方法。 ７． 前記第一段階浸出の前記精鉱中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を、約０ ．７：１に維持してなる請求項１に記載の回収方法。 ８． 前記第二段階浸出の前記浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を 、約１．３：１に維持してなる請求項７に記載の回収方法 ９．鉛及び銀をも含有する亜鉛及び鉄含有硫化物精鉱から亜鉛及び鉄を回収する 方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３０〜１７０℃の範囲 内の温度の加圧酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一段階浸出における前 記精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、約０．７：１に維持して、ここか ら弱酸及び鉄を含有する亜鉛回収用の浸出液を得、前記第一段階浸出液からの浸 出残留物を分離し、前記第一段階浸出からの前記浸出残留物を加圧酸化条件下、 １３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸性硫酸塩水溶液中で浸出 し、前記第二段階浸出における前記第一段階浸出からの前記浸出残留物中の酸対 亜鉛と鉛の合計量のモル比を、約１．３：１に維持し、高度に亜鉛を含有する浸 出液と沈殿した鉄、鉛、銀、硫黄及び未浸出硫化物を含有する浸出残留物を生成 させ、前記浸出残留物から第二段階浸出液を分離し、前記第二段階浸出液を前記 第一段階浸出にリサイクルさせ、前記第二段階浸出残留物中の鉛、銀及び鉄を硫 黄及び未浸出硫化物から分離し、前記第二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄残留物 を、第三段階浸出に於いて還元条件下で酸性硫酸塩水溶液で浸出して、鉛と銀を 含有する浸出残留物及び鉄を第一鉄の状態で含有する浸出液を生成させ、前記第 三段階浸出からの浸出液を、溶液から不純物を除去するために中和し、前記中和 した浸出液を赤鉄鉱としてそこから鉄を取り除くため、約１７０〜２００℃の範 囲内の温度の酸化条件下で処理し、前記鉄除去後の中和した溶液を、前記第一段 階浸出にリサイクルさせることを特徴とする亜鉛及び鉄の回収方法。

───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (72)発明者 ドイル，バリー，ネビル カナダ国 Ｔ８Ｌ １Ｈ２ アルバータ, フォート サスカッチェワン，87Ａ スト リート9526

Claims (1)

1. 【特許請求の範囲】 １． 鉛及び銀をも含有する亜鉛含有硫化物精鉱及び鉄含有硫化物精鉱から亜鉛 及び鉄を回収する方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３０ 〜１７０℃の範囲内の温度の酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一段階浸 出における精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、０．５５：１〜０．８５ ：１に維持して、ここから弱酸及び溶解した鉄を含有する亜鉛回収用の浸出液を 得、前記第一段階浸出液からの浸出残留物を分離し、前記第一段階浸出からの浸 出残留物を酸化条件下、１３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸 性硫酸塩水溶液中で浸出し、前記第二段階浸出における前記第一段階浸出からの 浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を、１．２：１〜１．４：１範囲 内に維持して、高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛、硫黄及び未浸出 硫化物を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出残留物から前記第二段階浸出 液を分離し、前記第二段階浸出液を前記第一段階浸出にリサイクルさせ、前記第 二段階浸出残留物中の鉛、銀及び鉄を硫黄及び未浸出硫化物から分離し、前記第 二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄残留物を、第三段階浸出の還元条件下で酸性硫 酸塩水溶液中で浸出して、鉛と銀を含有する浸出残留物及び鉄を第一鉄の状態で 含有する浸出液を生成させ、前記第三段階浸出液を、溶液から不純物を除去する ために中和し、前記中和した浸出液を赤鉄鉱としてそこから鉄を取り除くため、 約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件下で処理すること特徴とする亜鉛 及び鉄の回収方法。 ２． 前記鉄除去後の中和した溶液を、前記第一段階浸出にリサイクルさせる請 求項１に記載の回収方法。 ３． 前記第三段階浸出に於いて、二酸化硫黄を添加することによって還元条件 を付与する請求項１に記載の回収方法。 ４． 銅を沈殿させるため、前記第三段階還元浸出に元素状の硫黄を添加する請 求項３に記載の回収方法。 ５． 前記第一段階浸出からの浸出液を、５ｍｇ／リットル以下の鉄を含有する 亜鉛回収用硫酸亜鉛溶液を得るため、鉄を沈殿させる酸化条件下で、ｐＨ約５に 中和してなる請求項４に記載の回収方法。 ６． 前記第三段階還元浸出からの第一鉄の状態の鉄を含有する浸出液を、第一 段階中和で石灰石若しくは石灰を添加してｐＨ約１に中和して石膏残留物を生成 させ、そして該中和した溶液を、鉄の除去前に不純元素を除去するため、第二段 階中和に於いて、石灰若しくは石灰石を添加してｐＨ約４．５に更に中和してな る請求項２に記載の回収方法。 ７． 前記第二段階浸出、前記中和した溶液及び前記第一段階浸出から沈殿した 鉄を、第一鉄の状態で沈殿した鉄を溶解させるため、前記第三段階還元浸出に供 給する請求項５に記載の回収方法。 ８． 前記第一段階浸出の前記精鉱中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を、約０ ．７：１に維持してなる請求項２に記載の回収方法。 ９． 前記第二段階浸出の前記浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比を 、約１．３：１に維持してなる請求項８に記載の回収方法 １０．鉛及び銀を含有する亜鉛及び鉄含有硫化物精鉱から亜鉛及び鉄を回収する 方法に於いて、第一段階浸出で酸性硫酸塩水溶液中、約１３０〜１７０℃の範囲 内の温度の加圧酸化条件下で、前記精鉱を浸出し、前記第一段階浸出における前 記精鉱中の酸対亜鉛及び鉛の合計のモル比を、約０．７：１に維持して、ここか ら弱酸及び鉄を含有する亜鉛回収用の浸出液を得、前記第一段階浸出液からの浸 出残留物を分離し、前記第一段階浸出からの前記浸出残留物を加圧酸化条件下、 １３０〜１７０℃の範囲内の温度で、第二段階浸出の酸性硫酸塩水溶液中で浸出 し、前記第一段階浸出からの前記浸出残留物中の酸対亜鉛と鉛の合計量のモル比 を、約１．３：１に維持し、高度に亜鉛を含有する浸出液と沈殿した鉄、鉛、銀 、硫黄及び未浸出硫化物を含有する浸出残留物を生成させ、前記浸出残留物から 前記第二段階浸出液を分離し、前記第二段階浸出液を前記第一段階浸出にリサイ クルさせ、前記第二段階浸出残留物中の鉛、銀及び鉄を硫黄及び未浸出硫化物か ら分離し、前記第二段階浸出残留物の鉛、銀及び鉄残留物を、第三段階浸出に於 いて還元条件下で酸性硫酸塩水溶液で浸出して、鉛と銀を含有する浸出残留物及 び鉄を第一鉄の状態で含有する浸出液を生成させ、前記第三段階浸出からの浸出 液を、溶液から不純物を除去するために中和し、前記中和した浸出液を赤鉄鉱と してそこから鉄を取り除くため、約１７０〜２００℃の範囲内の温度の酸化条件 下で処理することを特徴とする亜鉛及び鉄の回収方法。