JPS5933652B2 - 亜鉛及び鉄を含有する鉱物質硫化物の2段階加圧浸出方法 - Google Patents

亜鉛及び鉄を含有する鉱物質硫化物の2段階加圧浸出方法

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JPS5933652B2
JPS5933652B2 JP51125551A JP12555176A JPS5933652B2 JP S5933652 B2 JPS5933652 B2 JP S5933652B2 JP 51125551 A JP51125551 A JP 51125551A JP 12555176 A JP12555176 A JP 12555176A JP S5933652 B2 JPS5933652 B2 JP S5933652B2
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    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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Description

【発明の詳細な説明】 本発明は亜鉛及び鉄を含有する硫化物から亜鉛を抽出す
る方法、特に硫化亜鉛鉱石及び精鉱から亜鉛を回収し、
これに付随して回収亜鉛と関連した硫化物硫黄を元素状
硫黄に転化する2段階湿式冶金的加圧浸出方法に関する
ものである。
米国特許第2996440号に記述されているように、
硫化亜鉛鉄鉱を酸素含有ガスの存在下で高温高圧で水性
硫酸と反応させることにより、硫化亜鉛鉄鉱から亜鉛を
抽出することは既知である。
同特許の方法に卦いては微細粉の形の硫化物を硫化物中
の亜鉛分と結合して硫化亜鉛を生成するのK少なくとも
十分な量の遊離硫酸を含有する水性硫酸溶液中で、スラ
リーとし、このスラリーを酸素過圧下で硫黄の融点より
低い高温にかき混ぜながら維持して硫化鉱から亜鉛を抽
出するとともに硫化物硫黄の元素状硫黄への酸化を殆ん
ど終了する。浸出溶液は精純化後は電気分解等の従来の
亜鉛回収方法による処理に好適であり、浸出残渣中匡元
素状で出現する硫黄は浸出残渣から工程の副生物として
回収することができる。同特許の方法に依れば、浸出反
応を硫黄の融点より低い温度、即ち約119℃より低い
温度で行なう。
この反応温度は浸出終了後所要に応じて随意に硫黄の融
点以上に約160℃まで高めることができるが、浸出段
階で硫黄の融点以上の温度を用いるならば酸化反応中に
生成した元素状硫黄がスラリー中に液体状硫黄球として
存在する。スラリー中の硫化亜鉛粒子はこれ等の液体状
硫黄球により湿潤化し、その内部に吸蔵され、その結果
それ以上の酸化から遮蔽され、硫化物浸出反応が停止す
るに至る。浸出段階で硫黄の融点より低い温度を用いる
ことの厄介な難問題を回避することができるが、硫化物
から亜鉛分を略々完全に抽出するのに必要な保持時間が
望ましくないほど長引く不利益を避けられない。米国特
許第3477927号は、硫化物中に含有されていた全
亜鉛と結合して硫酸亜鉛を生成する硫酸塩イオンを与え
るのに必要な量より少ない硫酸を含有するスラリー中で
、酸化性条件下で硫黄の融点119℃以上の温度での硫
化亜鉛鉄の加圧浸出を記述している。
これ等の条件下でに反応速度が迅速となる。例えば、酸
濃度及び硫化物濃度を適当に調節すると、約2時間の保
持時間で、溶液中で150g/eの「目標(ターゲツト
)」亜鉛濃度に到達することができ、遊離酸濃度及び溶
存鉄濃度を小さな値に低下させることができる。得られ
る浸出溶液は次の鉄除去操作、精純化操作及び電気分解
亜鉛採取操作で直接処理するのに好適である。元素状硫
黄、未反応硫化物及び水和酸化鉄を含有する残渣は、最
初、元素状硫黄と硫化物の部分を水和酸化鉄部分から分
離する処理を施L、水和酸化鉄部分は最終工程残渣とし
て廃棄する。元素状硫黄一硫化物部分はさらに処理して
硫化物から硫黄を分離し、硫化物を加圧浸出段階に再循
環させる。再循環した硫化物は浸出段階に新規に給送さ
れた硫化物の如く挙動する。一方、硫黄は工程副生物と
なる。前述の方法はそれ以前の米国特許第299644
0号の方法の難問題の多くを回避するが、それにも拘ら
ず若干の固有の不利な点がある。
その一つは、元素状硫黄の価格が極めて安価に(従来屡
々そうであつたように)なつた場合、又は残渣が他の有
用物例えば高価金属を残渣処理費用を相殺するか少なく
とも部分的にでも相殺するのに十分な量で含有しない場
合、又はこれ等2つの現象が重なつて生じている場合、
未浸出硫化物を浸出残渣及び元素状硫黄から分離する操
作が不経済となることである。他の不利な点は、すべて
の硫化亜鉛精鉱がこの工程に均等に処理できるものでは
ないことである。若干の精鉱は最適条件下であつてさえ
も浸出反応が望ましい迅速さで進行終了せず、その結果
、所要亜鉛濃度を有し酸濃度及び溶存鉄濃度が好適に低
い溶液を製造するのに必要な保持時間が不当に長引く。
本発明は広汎な種類の亜鉛含有硫化物を処理して亜鉛を
抽出し元素状硫黄を製造するのに効果的であり、然もそ
の際前述した如き従来諸方法に付随する難問題を生じな
い直接加圧浸出方法を提供する。
さらに詳述すると本発明は、亜鉛及び鉄を含有する鉱物
質硫化物から亜鉛を回収する為、微粉状の前記硫化物を
酸化件条件下で水件硫酸溶液を用いて加圧浸出して、硫
化物硫黄を元素状硫黄に転化するとともに硫酸亜鉛を含
有する浸出終了溶液を生成し、この硫酸亜鉛を含有する
浸出終了溶液を精純化後電気分解して蔭極亜鉛を回収す
るとともに残存する亜鉛分と硫酸とを含有する復帰用電
解液を生成する方法に卦いて、改善を提供する。
本発明の改善に依れば、硫化物を酸素の過圧下で約13
5改C以上約175化C以下の温度で向流2段階で浸出
し、鉱物質硫化物を2浸出段階の第1段階に給入し、復
帰用電解液を2浸出段階の第2段階に給入することによ
り、亜鉛の比較的迅速で略略完全な抽出が得られるとと
もに、鉄分が少なく遊離酸の少ない浸出終了溶液が生成
する。第1浸出段階に給送する硫化物の量は復帰用電解
液を用いて第2浸出段階に給送する酸の量に対して調節
し相関させて第2浸出段階に入る酸各1モル当り少なく
とも1モル以上の亜鉛が硫化物の形で第1浸出段階に入
るようにし、これと同時に第2浸出段階に入る復帰用電
解液の量を制御して硫化物から抽出されて電解液中に溶
出しなければならない亜鉛各1モル当り約1モルの酸が
入つて電解液の亜鉛濃度を電気分解操作時の処理に好適
な所定水準にまで高めるようにする。第1浸出段階を続
行して鉱物質硫化物から亜鉛分を抽出するとともに硫化
物硫黄を元素状硫黄に転化し、未反応硫化物、元素状硫
黄及び析出した鉄を含有する第1段階浸出残渣と、溶存
亜鉛、約39/e以下の遊離硫酸及び約29/′以下の
溶存鉄を含有する浸出溶液とを生成する。第1浸出段階
からの浸出溶液は先ず精純化工程に通し、次いで亜鉛電
気分解工程に通し、第1浸出段階残渣は第2浸出段階V
C通す。第2浸出段階を続行して略々すべての亜鉛を第
1段階浸出残渣から抽出し、すべての未反応硫化物、元
素状硫黄及び析出した鉄を含有する第2段階浸出残渣と
、抽出亜鉛6未反応硫酸及び溶存鉄を含有する第2段階
浸出溶液とを生成する。第2段階浸出溶液は第2段階浸
出残渣から分離し、第1浸出段階に通す。この方法は比
較的簡単一な着想のように思われるが、極めて驚くべき
重要な利点が得られる。
2段階向流浸出処理と、比較的高い浸出温度と、第1浸
出段階に入る鉱物質硫化物の量を第2浸出段階に入る酸
の量に対し特定的に制御することにより、第1浸出段階
に給送された鉱物質硫化物中のすべての酸反応性(酸と
反応する)成分と化学量論的に結合するのに必要な量よ
り少ない不足量の酸が第1浸出段階に存在する一方、第
2浸出段階に入る第1段階浸出残渣中のすべての酸反応
件成分と化学量論的に結合するのに必要な量より多い過
剰の酸が第2浸出段階に存在することが保証される。
このことは順次に、供給原料から最小の保持時間で亜鉛
分を略々完全に抽出することを保証するとともに、生成
浸出溶液の溶存鉄及び遊離酸の濃度が望ましい低い水準
にあることも保証する。本発明方法は硫化亜鉛鉄を含有
する高品位原料又は低品位原料の何れにも適用すること
ができる。然し出発原料は普通、亜鉛含有硫化物鉱石の
選択的泡立浮遊選鉱により得られる高品位の亜鉛及び鉄
を含有する硫化物精鉱である。かかる精鉱は亜鉛以外に
他の非鉄金属をも含有することが多い。例えば代表的な
硫化亜鉛精鉱は、若干の銅、鉛、ニツケル及び/又はコ
バルト、カドミウム及び多くの場合には高価金属をも含
有することがある。それ故本発明で「鉄を含有する硫化
亜鉛鉄」又は単に「硫化物」と称するは、かかる原料を
も包含し、また、添加成分又は天然に存在する成分とし
ての鉄を含有し経済的に回収可能な量の亜鉛を硫化物の
形で含有するすべての他の高品位又は低品位原料を包含
することを意味する。本発明方法による処理により最適
結果を得る為には、出発原料硫化物は微細粒子状である
ことが好ましい。
本発明の全利益を実現する為には出発原料が325メツ
シユの標準タイラ一篩を約90%が通過するのが好まし
い。325メツシユの標準タィラ一篩通過分が約97(
f)であると一そう好ましい。
浮遊選鉱法による精鉱の如き原料は、或!る場合には既
にこの好適な粒径範囲内にある。未だこの好適な粒径範
囲内にない原料は、例えば湿式ボールミル等で粉砕する
等の手段で先ず粉砕することが好ましい。添付の図面に
示すように、この方法には5つの基本的操作がある。
それ等は第1浸出段階10、第2浸出段階12、鉄除去
段階14、浸出溶液精純化段階16及び亜鉛電気分解段
階18である。第1浸出段階10.鉄除去段階14、浸
出溶液精純化段階16及び第2浸出段階12の後には、
液体一固体分離段階20,22,24及び26が夫夫存
在する。本発明方法の実施にあたつては、硫化物は所要
に応じて粉砕した後、第2浸出段階12から再循環した
浸出終了溶液を用いてスラリーとし、生成スラリーを第
1浸出段階10に通す。
第1浸出段階10に供給するスラリーは図示せぬ別個の
スラリー補給段階で連続的基準で製造し、溶液中に硫化
物が常温常圧で分散しているものとすることが好ましい
。硫化物が鉄を含有しないか鉄に不足する場合には、ス
ラリ中への鉄の添加によりこの地点で鉄分含有量を調節
すると好都合である。鉄はスラリー中に微細粉の鉄粒子
の形で、又は酸化註条件下で溶液中に解離して第一鉄イ
オン及び/又は第二鉄イオンを生成し得る化合物の形で
、供給することができる。鉄の添加剤として好適な化合
物は、酸化第二鉄、磁硫鉄鉱及び鉄閃亜鉛鉱である。通
常、添加する鉄又は鉄化合物の量は、スラリーのすべて
の酸化可能な鉄の含有量を亜鉛含有量の約5〜約15重
量%に即ちスラリー中の亜鉛各20!g当り約1〜約3
9VC高めるのに充分な量とすべきである。第1浸出段
階10に供給されるスラリーのパルプ密度、即ち任意所
望の場合第1浸出段階に提供される硫化物と溶液の相対
的量は、硫化物の亜鉛含有量と最終浸出溶液の所要亜鉛
濃度とに関して決定される。
通常、約20〜約50%の範囲内のパルプ密度で操業す
ることが望ましい。溶液中の酸素と固形物の最適水準を
維持し得る水準以上にノパルプ密度が増大すると反応速
度が減少し、一方パルプ密度が過度に小さければ工程の
全体的効率が低下する。
この工程の必須不可欠の特色は、第1及び第2浸出段階
の夫々に訃ける酸濃度及び硫化物濃度を、次のように制
御することである。
(a)第1浸出段階10から出る最終浸出溶液がそれか
ら亜鉛を回収する為の電気分解処理に適当となるのに充
分な溶存亜鉛例えば140〜1809/′を確実に含有
するように、充分な酸と硫化物を浸出回路に入れること
と、(b)第1浸出段階10に入る硫化物の量が、第2
浸出段階12から再循環される溶液中のすべての利用可
能な酸(遊離硫酸と、溶液中のすべての第一鉄及び第2
鉄がFe(0H)3として溶液から析出したならば生成
するであろう硫酸とを意味する)と反応するのに必要な
量より過剰であることと、(c)第2浸出段階に入る遊
離酸の量が、第1浸出段階から第2浸出段階に通される
残渣中のすべての酸反応性成分と化学量論的に反応する
のに必要な量より過剰であることとである。本発明によ
ればこれらの必要条件の各々は、第1浸出段階10に給
入される硫化物の量を第2浸出段階12に給入される酸
の量に対して調節し相関させて、第2浸出段階に入る酸
各1モル当り少なくとも1モル以上の亜鉛が硫化物の形
で第1浸出段階に入るようにすることにより、満足され
る。
同時に第2浸出段階に人る復帰用電解液の量(及び従つ
て酸の量)は、硫化物から抽出されて電解液中に溶存し
て電解液の亜鉛濃度を電気分解段階の処理に好適な水準
にまで高めなければならない亜鉛の各1モル当り約1モ
ルの酸が入るように制御する。任意の特定の場合第2浸
出段階に供給される復帰用電解液の正確な量は、復帰用
電解液中の残存亜鉛量(普通40〜609/2)、供給
原料中の鉛等の酸消費性成分の量、浸出中生成する酸の
量及び全体的な亜鉛抽出効率等を含む多数の要因により
左右される。多くの場合、抽出しなければならない亜鉛
1モル当り約0.9〜約1.2モルの遊離酸を、第2浸
出段階に供給すべきであることを見出した。復帰用電解
液は電気分解段階18で金属状で回収された亜鉛の量に
相当する量の遊離硫酸を含有する為、工程が連続的基準
で操業すると、所要の酸バランスは、以下に記す如く機
械的損失と、例えば鉛及びカルシウムの如き酸反応性物
質による非可逆反応で消費される損失とを補償するのに
ちようど充分な酸を発生する諸条件下で第1及ひ第2浸
出段階を操作することにより、簡単に維持することがで
きる。前述したようにして第1浸出段階に供給される硫
化物の量と第2浸出段階に供給される遊離酸の量とを調
節し相関させることは、第1浸出段階中に硫化物中のす
べての亜鉛及びその他の酸反応性成分と結合するのに必
要な量より酸が少ない酸欠乏状態が存在することを保証
するとともに、第2浸出段階中に第1浸出段階からの残
渣中のすべての酸反応件成分と結合するのに必要な量よ
り過剰の酸が存在することを保証する。
その結果、第1浸出段階では反応が進行するに伴ないP
Hが上昇して例えば2〜3又はそれ以上となり、このこ
とは順次に、迅速な加水分解を促進するとともに、第1
排出段階10から排出された浸出終了溶液からの溶存鉄
の析出を促進する。第1浸出段階では硫化物から比較的
少量の亜鉛例えば約25重量%の亜鉛が抽出されるに過
ぎないが、最終溶液の全亜鉛含有量は、第2浸出段階か
ら第1浸出段階に入る溶液の溶存亜鉛含有量が大きいの
で所要水準となる。例えば代表的な一事例に訃いては、
第2浸出段階から再循環される溶液は1309/eのZ
nと109/′のFeと309/EOH2sO4とを含
有し、第1浸出段階を去る生成浸出溶液は160g/′
のZnと19/l以下のFeと29/f!のH2SO4
どを含有する。第2浸出段階ではこの段階に供給された
第1浸出段階残渣中の酸反応件成分と結合するのに必要
な量より過剰の酸が存在する為、強い酸性条件が支配的
であり、このことは第1段階浸出残渣から亜鉛分の略々
完全な即ち97重量%又はそれ以上の迅速な抽出を可能
とする。第1及び第2浸出段階の夫々は、例えばオート
クレーブの如きかき混ぜ装置を具える圧力容器内で、硫
黄の融点以上の温度即ち約135℃以上で然し約175
゜C以下で行なう。
約135゜C以下の温度では浸出反応が比較的緩徐とな
り、工程の経済性に悪影響を及ぼす。酸化反応中若干の
元素状硫黄が硫酸に転化する。操作温度を約140〜約
160酸Cとすると特に好適である。然し上述したよう
に、機械的な酸損失を補償し希釈件金属例えば鉛と脈石
物質例えばカルシウム及びマグネシウムとによる不可逆
的副次反応中に消費される酸を補給する為、多くの場合
若干の酸の生成が望ましい。約175℃以上の温度で元
素状硫黄が比較的迅速な速度で硫酸に転化し、それ故酸
バランスを維持するのに望ましいより多量の硫酸を生成
することができる。浸出反応は発熱反応であり、一たん
反応が開始すると外部熱源から熱を供給されなくても、
好適な温度範囲内にスラリーを維持するのに充分な熱を
生成する。第1段階及び第2段階浸出反応を行なう全圧
力は、酸化反応温度で自生的に発生する圧力に酸化件ガ
スの過圧を加えたものである。
酸化性ガスとして酸素を用いると特に好適であるが、空
気又は酸素富化空気も用いることができる。反応は約2
0kPa以上の酸素過圧で好首尾に進行する。然し、酸
素過圧が増大するK伴ない反応速度が増進する。かくて
約100kPa以上、特に約150〜400kPaの酸
素過圧を用いると特に好適である。酸素過圧の上限は使
用装置により課せられる。通常、経済的理由からコスト
の嵩む高圧装置の使用を避けることが好ましい為、通常
上限は約1000kPa酸素過圧又は空気過圧である。
小量の界面活健剤を第1浸出段階及び/又は第2浸出段
階の浸出スラリーに添加すると特に好適である。
米国特許第3867268号に詳述されているようにリ
グニンスルホン酸カルシウム、リグニンスルホン酸ナト
リウム、タンニン化合物及びスルホン酸アルキルアリー
ルの如き化合物は、硫黄の融点以上の高温で加圧酸酸化
中亜鉛の抽出を増進するのに役立つ。本発明方法の目的
の為には、第2浸出段階でケブラチヨ抽出物を少なくと
も約0.19/e以上、特に約0.259/e添加する
と特に好適である。第1段階浸出反応は、第1段階浸出
溶液中の利用可能な酸の殆んどすべてが硫化物により消
費され、浸出終了溶液のPHが約1,5以上好ましくは
約2〜3となり、鉄含有量が21/e以下好ましくは0
.5g/e以下となる迄続行する。
この点に到達するのに要する実際の時間は、処理する硫
化物の特定件質、操作条件詳細及び装置条件詳細によつ
て各場合毎に異なる。然し通常、1。09/e以下の硫
酸と2.09/e以下の鉄を含有する第1段階浸出終了
溶液が約40〜60分で得られる。
第2浸出段階12では浸出反応は、第1浸出段階残渣か
ら亜鉛分が略々完全に抽出される迄続行する。通常、9
8%以上の亜鉛抽出を得るには約40〜約120分で充
分であることを見出した。第2段階浸出が終了すると、
最終浸出スラリーは浸出容器からフラツシユタンク内に
排出し、次いでさらに常圧の容器内にフラツシユする。
浸出溶液を未溶解残渣から従来の液体一固体分離段階2
6により分離し、全量を第1浸出段階10に通す。第2
浸出段階からの残渣は、両浸出段階で生成した元素状硫
黄のすべてと、小量の未浸出硫化物、水和酸化鉄、不溶
件脈石物質及ひ出発原料中のすべての高価金属とを含有
する。この残渣は廃棄するか、さらに処理する為貯蔵す
るか、又は直ちに処理して元素状硫黄及び他のすべての
経済的に回収可能な有用物例えば鉛を回収することがで
きる。また、本明方法の重要な一特色は、出発原料中に
含まれていた略々すべての高価金属が最終残渣中に著し
く濃厚化された形で現れることである。かくて本発明方
法は、高価金属含有硫化亜鉛精鉱から高価金属を価値の
高い副生成物として回収する簡単ではあるが効果的な手
段を提供する。第1浸出段階10からの浸出終了溶液は
、液体一固体分離段階20で未溶解残渣から分離した後
、鉄除去操作段階14に通す。浸出終了溶液を酸化亜鉛
又は亜鉛屑(ドロス)及び空気と接触させることにより
鉄除去を行なうと特に好適である。他の酸中件化剤例え
ば仮焼亜鉛(Zinccalicine)石灰又は石灰
石も、環境条件が許す場合には用いることができる。こ
こで注意すべきことは、第1浸出段階からの浸出終了溶
液の鉄及び遊離酸の水準が既に低い為、従来方法に比べ
て鉄除去段階では極めて小量の中件化剤を必要とするに
過ぎないことである。浸出終了溶液は鉄除去後精純化段
階16に通し、液体分離段階24で不純物を除去した後
、亜鉛電気分解段階18に通す。
これ等の段階の各々は従来周知の処理方法に従つて行な
い、それ自身は本発明の一部分ではない。電気分解段階
18からの復帰用電解液は、例えば40〜609/′の
残存亜鉛分と生成金属亜鉛1モル当り1モルに相当する
生成硫酸とを含有し、第2浸出段階12に通つて本発明
の閉回路工程を完成する。
本発明方法を次に例につきさらに詳細に説明する。
例1 分析によりZn45.8(Ft)、CuO.7%、Fe
l4.l%、CdO.l%、PdO.2%、全S33.
9%、MnO.l%、MgO.3%、AsO.2%、C
aO.2%、AeO.l6%、SiO2l.2%及び不
溶解分1.8%の値を有する亜鉛精鉱を用い、試験を行
なつた。
この精鉱の試料10009を300〜の水中にスラリー
とし、磁製ボールミル内で100分間粉砕して、タイラ
一標準篩325メツシユを略々95%が通過するように
した。未粉砕及び粉砕精鉱の篩分析値は次の第1表に示
す通りであつた。次いで乾燥した粉砕精鉱の試料107
09を、下記のようにして行なつた第2浸出段階操作か
ら得た酸溶液4.9eを用いてスラリーとした。この溶
液は1219/′の亜鉛と、17.29/′のH2SO
4と、9.39/e<7)F′eとを含有していた。か
くて生成したスラリーは利用可能な酸(利用可能な酸は
、遊離酸匡、溶液中のすべての第一鉄及び第二鉄が溶液
からFe(CH)3として析出すれば生成するであろう
H2SO4を加えたもの)1モル当り4.49モルのZ
nを固形物中に含有した。このスラリーをチタン製かき
混ぜ器及びその他の内部装置を見える容量10eの鉛裏
張オートクレーブ内に装入した。このスラリーを139
゜Cで206KPaの酸素分圧下で600rpmで中庸
程度にかき混ぜながら加熱し、この温度に30分間維持
した。この第1浸出段階からの浸出終了スラリーをオー
トクレーブから排出し、溶液を未溶解残渣からF過によ
り分離した。乾燥した未溶解残渣の重量は9849で、
分析によれば36.6%がZnで、15.90I)がF
e、36.4(f)がSであつた。溶液のPHは2で、
1509/10Znと、0.47g/′のH2SO4と
、0.969/lのFeとを含有した。この溶液を49
/eの石灰石の添加により精純化し、PHを5.5に高
めた。溶液を酸素でスパージングしながら82℃で14
時間保持し精純化後得た溶液を沢過し、沢液を、2本の
Pb−Ag陽極とアルミニウム蔭極を見える3eメツキ
試験槽を用い、金属整流器を直流電源として用い、電気
分解採取で処理した。24時間0.043アンペア/C
TIIの電流を印加すると、容易に剥離可能な亜鉛析出
物を得、これを分析したところ次の不純物(01)を有
していた。
Cu・・・・・・0.0005、Pb・・・・・・0.
0007、Cd・・・・・・0.0002、Fe・・・
・・・0.0002空乏化した電解液は50g/e(7
)Znと1509/(1<7)H2SO4とを含有して
いた。

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 1 亜鉛及び鉄を含有する鉱物質硫化物から亜鉛を回収
    する為、微粉状の前記硫化物を酸化性条件下で水性硫酸
    溶液を用いて加圧浸出して、硫化物硫黄を元素状硫黄に
    転化するとともに硫酸亜鉛を含有する浸出終了溶液を生
    成し、この硫酸亜鉛を含有する浸出終了溶液を精純化後
    電気分解して蔭極亜鉛を回収するとともに残存する亜鉛
    分と硫酸とを含有する復帰用電解液を生成する方法にお
    いて、前記鉱物質硫化物から亜鉛を迅速且つ略々完全に
    抽出するとともに溶存鉄分及び遊離酸の少ない浸出終了
    溶液を生成する為、前記加圧浸出を酸素の過圧下で13
    5〜175℃の温度で向流の2段階で行ない前記鉱物質
    硫化物をこの2段階向流加圧浸出の第1段階に給入し前
    記復帰用電解液をこの2段階向流加圧浸出の第2段階に
    給入し、前記向流加圧浸出第1段階に給送する前記鉱物
    質硫化物の量は前記復帰用電解液を用いて前記向流加圧
    浸出第2段階に給送する酸の量に対して調節し相関させ
    て前記向流加圧浸出第2段階に入る酸各1モル当り少く
    とも1モル以上の亜鉛が硫化物の形で前記向流加圧浸出
    第1段階に入るようにし、同時に、前記向流加圧浸出第
    2段階に入る復帰用電解液の量を制御してこの電解液中
    に溶解せねばならない亜鉛1モル当り1モルの酸が入つ
    て電解液の亜鉛濃度が前記電気分解操作時の前記浸出終
    了溶液の処理に好適な所定水準まで増大するようにし、
    前記向流加圧浸出第1段階を続行して前記鉱物質硫化物
    から亜鉛分を抽出すると同時に硫化物硫黄を元素状硫黄
    に転化するとともに未反応硫化物、元素状硫黄及び析出
    した鉄を含有する第1段階浸出残渣と溶存亜鉛、3g/
    l以下の遊離硫酸及び2g/l以下の溶存鉄を含有しp
    H1以上の第1段階浸出溶液とを生成し、前記第1段階
    浸出溶液を前記精純化段階に通した後前記電気分解段階
    に通す一方前記第1段階浸出残渣を前記向流加圧浸出第
    2段階に通し、前記向流加圧浸出第2段階を続行して前
    記第1段階浸出残渣から略々すべての亜鉛を抽出すると
    ともにすべての未反応硫化物、元素状硫黄及び析出した
    鉄を含有する第2段階浸出残渣と前記抽出亜鉛、未反応
    硫酸及び溶存鉄を含有する第2段階浸出溶液とを生成し
    、前記第2段階浸出溶液を前記第2段階浸出残渣から分
    離し前記向流加圧浸出第1段階に通すことを特徴とする
    亜鉛及び鉄を含有する硫化物から亜鉛を回収する方法。 2 特許請求の範囲1記載の方法において、向流加圧浸
    出第1段階を続行して2g/l以下の硫酸と0.5g/
    l以下の溶存鉄とを含有しpH2以上の浸出終了溶液を
    生成する方法。 3 特許請求の範囲1記載の方法において、向流加圧浸
    出の第1及び第2段階を140〜160℃の温度で10
    0kPa以上の酸素の過圧下で行なう方法。 4 特許請求の範囲1、2又は3記載の方法において、
    325メッシュのタイラー標準篩の通過分が95%であ
    る硫化物粒子を用いる方法。 5 特許請求の範囲1、2又は3記載の方法において、
    浸出段階の少なくとも1段階で0.25g/lのケブラ
    チヨ抽出物を浸出スラリーに添加する方法。 6 特許請求の範囲1、2又は3記載の方法において、
    高価金属を含有する硫化物を処理し、前記高価金属を向
    流加圧浸出第2段階から濃厚化した形で浸出残渣と共に
    回収する方法。
JP51125551A 1975-10-22 1976-10-21 亜鉛及び鉄を含有する鉱物質硫化物の2段階加圧浸出方法 Expired JPS5933652B2 (ja)

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