JPS63494B2 - - Google Patents
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Description
【発明の詳細な説明】
本発明は亜鉛あるいは銅等の非鉄金属類の精
鉱、鉱石あるいはその他これらの金属を含有する
物質から非鉄金属類を硫酸塩として含みかつ溶解
鉄の量は最小である溶液として回収する方法に関
する。得られた溶液は、最小限の前精製処理をし
あるいはすることなく、通常の電解採取法による
処理に適し、複雑な鉄除去工程を含む従来法に比
し困難なく前記非鉄金属を回収することができ
る。更に詳しくは、本発明は亜鉛等の非鉄金属類
と鉄とを硫酸塩として含む強硫酸溶液から前記非
鉄金属類を回収する方法であつて、複雑な鉄除去
工程を含む従来法に比し回収が簡単に行える方法
に関する。
鉱、鉱石あるいはその他これらの金属を含有する
物質から非鉄金属類を硫酸塩として含みかつ溶解
鉄の量は最小である溶液として回収する方法に関
する。得られた溶液は、最小限の前精製処理をし
あるいはすることなく、通常の電解採取法による
処理に適し、複雑な鉄除去工程を含む従来法に比
し困難なく前記非鉄金属を回収することができ
る。更に詳しくは、本発明は亜鉛等の非鉄金属類
と鉄とを硫酸塩として含む強硫酸溶液から前記非
鉄金属類を回収する方法であつて、複雑な鉄除去
工程を含む従来法に比し回収が簡単に行える方法
に関する。
硫酸焙焼あるいは完全焙焼法により亜鉛原料を
焙焼した場合、給鉱中の全亜鉛の40重量％に及ぶ
亜鉛は難製錬性化合物であるフエライト
（ZnFe2O4）を形成しており、このフエライトは
亜鉛産業で使用されている標準希酸浸出液（所謂
「中性浸出液」（neutral leach））に不溶性であ
る。
焙焼した場合、給鉱中の全亜鉛の40重量％に及ぶ
亜鉛は難製錬性化合物であるフエライト
（ZnFe2O4）を形成しており、このフエライトは
亜鉛産業で使用されている標準希酸浸出液（所謂
「中性浸出液」（neutral leach））に不溶性であ
る。
亜鉛フエライトは強硫酸溶液に浸出させること
ができるが、この強酸処理により鉄も溶解するの
で亜鉛電解に先立ち従来の亜鉛工場ではこの溶解
鉄を除去しなければならない。
ができるが、この強酸処理により鉄も溶解するの
で亜鉛電解に先立ち従来の亜鉛工場ではこの溶解
鉄を除去しなければならない。
フエライト残渣の強酸浸出処理の結果得られる
溶液から鉄分を除去する方法がいくつか提案され
ている。これらの内通常工業的に利用されている
ものとしてジヤロサイト（鉄明礬石）法（オース
トラリア特許第401774号（1965年３月31日）、米
国特許第3493365号（1970年２月30日）、スペイン
特許第304601号（1964年12月12日）、米国特許第
3434798号（1969年３月25日）、ノルウエー特許第
108047号（1965年４月30日）、米国特許第3434947
号（1969年３月25日））、ゲータイト（斜鉄鉱）法
（ベルギー特許第724214号（1968年11月20日）、米
国特許第3652264号（1971年３月28日）、及びヘマ
タイト（赤鉄鉱）法（オーストラリア特許第
255428号（1961年１月11日）、米国特許第3193382
号（1965年６月６日））がある。
溶液から鉄分を除去する方法がいくつか提案され
ている。これらの内通常工業的に利用されている
ものとしてジヤロサイト（鉄明礬石）法（オース
トラリア特許第401774号（1965年３月31日）、米
国特許第3493365号（1970年２月30日）、スペイン
特許第304601号（1964年12月12日）、米国特許第
3434798号（1969年３月25日）、ノルウエー特許第
108047号（1965年４月30日）、米国特許第3434947
号（1969年３月25日））、ゲータイト（斜鉄鉱）法
（ベルギー特許第724214号（1968年11月20日）、米
国特許第3652264号（1971年３月28日）、及びヘマ
タイト（赤鉄鉱）法（オーストラリア特許第
255428号（1961年１月11日）、米国特許第3193382
号（1965年６月６日））がある。
ジヤロサイト法はナトリウム、カリウムあるい
はアンモニウム化合物を添加して溶解鉄を結晶性
鉄ジヤロサイト類として沈澱させることを利用す
るものでこの沈澱物は水酸化鉄より容易に沈降
し、過し、洗浄し最終的に廃棄することができ
る。ゲータイト法は上記ジヤロサイト法を類似す
るものであるが、エネルギー消費量が多く低コス
トのスチームが利用できる場合に有効である。ヘ
マタイト法では、鉄分を加圧下200℃で溶液から
Fe2O3として沈澱させる。
はアンモニウム化合物を添加して溶解鉄を結晶性
鉄ジヤロサイト類として沈澱させることを利用す
るものでこの沈澱物は水酸化鉄より容易に沈降
し、過し、洗浄し最終的に廃棄することができ
る。ゲータイト法は上記ジヤロサイト法を類似す
るものであるが、エネルギー消費量が多く低コス
トのスチームが利用できる場合に有効である。ヘ
マタイト法では、鉄分を加圧下200℃で溶液から
Fe2O3として沈澱させる。
ジヤロサイト、ゲータイト及びヘマタイト法は
いずれも電解工程で亜鉛の回収率を85−93重量％
から96−98重量％に増大させる効果があるが、こ
れらの方法は複雑でありかつエネルギーの消費量
が多い。広く行なわれているジヤロサイト法の場
合には、希酸浸出の残渣を強酸で浸出してもフエ
ライトからの亜鉛回収率は70％を越えることは殆
んどなく、これは焙焼炉への給鉱物中の総亜鉛量
の２−４％が損失していることを意味する。又、
厖大なジヤロサイトの沈澱物を廃棄することは公
害の問題がある。
いずれも電解工程で亜鉛の回収率を85−93重量％
から96−98重量％に増大させる効果があるが、こ
れらの方法は複雑でありかつエネルギーの消費量
が多い。広く行なわれているジヤロサイト法の場
合には、希酸浸出の残渣を強酸で浸出してもフエ
ライトからの亜鉛回収率は70％を越えることは殆
んどなく、これは焙焼炉への給鉱物中の総亜鉛量
の２−４％が損失していることを意味する。又、
厖大なジヤロサイトの沈澱物を廃棄することは公
害の問題がある。
フエライトを化学的に溶解し次いで鉄分を処理
するという従来法以外にも、流動床反応器中でフ
エライト残渣を再硫酸塩化する試みがなされてい
る（Steinveit、G.1970、AIME World
Symposium on Mining and Metallurgy of
Lead and zinc、vol.11、p.229；カナダ特許第
566126号Alain S.Gill及びRalph W.Pickering
（1958年11月18日）、カナダ特許第851656号
Tanner、H.及びNyholm、E.（1970年９月15日）、
日本特許公開公報第20881／68号（1968年９月９
日）Moriyama、E.、Ito、T.、及びYamamoto
Y.、（日本特許第537551号））。しかしながら、再
硫酸塩化の反応速度は遅く、他の操業上の難点と
相俟つて（ジヤロサイト法と比較した場合）この
反応速度が遅いということはフエライトの分解法
としては経済的でないという欠点がある。
するという従来法以外にも、流動床反応器中でフ
エライト残渣を再硫酸塩化する試みがなされてい
る（Steinveit、G.1970、AIME World
Symposium on Mining and Metallurgy of
Lead and zinc、vol.11、p.229；カナダ特許第
566126号Alain S.Gill及びRalph W.Pickering
（1958年11月18日）、カナダ特許第851656号
Tanner、H.及びNyholm、E.（1970年９月15日）、
日本特許公開公報第20881／68号（1968年９月９
日）Moriyama、E.、Ito、T.、及びYamamoto
Y.、（日本特許第537551号））。しかしながら、再
硫酸塩化の反応速度は遅く、他の操業上の難点と
相俟つて（ジヤロサイト法と比較した場合）この
反応速度が遅いということはフエライトの分解法
としては経済的でないという欠点がある。
亜鉛フエライト類の処理方法としてはE.Z.法
（オーストラリア特許第424095号（1970年５月15
日）、米国特許第3781405号（1973年12月15日））
及び塩化焙焼法（Journal of Metals、vol.12、
p.31−37、1969、A.Roeder、H.Junghanns及び
H.Kudelka）等他に多くの方法が提案されてい
るが、本願発明者の知る限り現在工業的には使用
されていない。
（オーストラリア特許第424095号（1970年５月15
日）、米国特許第3781405号（1973年12月15日））
及び塩化焙焼法（Journal of Metals、vol.12、
p.31−37、1969、A.Roeder、H.Junghanns及び
H.Kudelka）等他に多くの方法が提案されてい
るが、本願発明者の知る限り現在工業的には使用
されていない。
本発明の主目的は好ましくは比較的低品位の亜
鉛含有製鉱から亜鉛を回収する方法であつて、複
雑な鉄除去工程を含む従来法に比し簡単な回収方
法を提供することである。
鉛含有製鉱から亜鉛を回収する方法であつて、複
雑な鉄除去工程を含む従来法に比し簡単な回収方
法を提供することである。
本発明の他の目的は上述の如き亜鉛回収法であ
つて、この回収法は公知の完全焙焼方法と組合せ
ることができ亜鉛回収工程の全体的効率を向上さ
せることのできる方法を提供することである。
つて、この回収法は公知の完全焙焼方法と組合せ
ることができ亜鉛回収工程の全体的効率を向上さ
せることのできる方法を提供することである。
本発明の更に他の目的は非鉄金属類と鉄分を硫
酸塩として含む濃縮酸溶液から硫酸に可溶性の前
記非鉄金属類を回収する方法であつて、電解又は
他の金属回収法に先立ち鉄分を除去するための複
雑な工程を含む従来法に比し容易な回収法を提供
するものである。
酸塩として含む濃縮酸溶液から硫酸に可溶性の前
記非鉄金属類を回収する方法であつて、電解又は
他の金属回収法に先立ち鉄分を除去するための複
雑な工程を含む従来法に比し容易な回収法を提供
するものである。
本発明は、硫酸に可溶な少くとも一種類の非鉄
金属と鉄とを硫酸塩として含む強硫酸溶液から硫
酸に可溶な前記非鉄金属を回収する方法であつ
て、 細分した前記硫酸溶液を流動床反応装置中で温
度600−750℃、平均滞留時間１−12時間、20−
150％過剰の空気を用いて熱分解して酸化第二鉄
及び前記非鉄金属の硫酸塩の焼成物を得る工程
と、 水あるいは希硫酸溶液を用いて前記焼成物から
前記非鉄金属硫酸塩を浸出する工程と、 前記非鉄金属硫酸塩を含む前記浸出溶液を残渣
と分離する工程と、更に 電気分解あるいはその他の方法で前記非鉄金属
を前記浸出溶液から回収する工程とからなる回収
方法を提供するものである。
金属と鉄とを硫酸塩として含む強硫酸溶液から硫
酸に可溶な前記非鉄金属を回収する方法であつ
て、 細分した前記硫酸溶液を流動床反応装置中で温
度600−750℃、平均滞留時間１−12時間、20−
150％過剰の空気を用いて熱分解して酸化第二鉄
及び前記非鉄金属の硫酸塩の焼成物を得る工程
と、 水あるいは希硫酸溶液を用いて前記焼成物から
前記非鉄金属硫酸塩を浸出する工程と、 前記非鉄金属硫酸塩を含む前記浸出溶液を残渣
と分離する工程と、更に 電気分解あるいはその他の方法で前記非鉄金属
を前記浸出溶液から回収する工程とからなる回収
方法を提供するものである。
更に本発明は、硫酸に可溶な少くとも一種類の
非鉄金属と鉄とを含む固形物質から前記非鉄金属
を回収する方法であつて、 (a) 細分した前記固形物質を流動床反応装置中
600−750℃の温度、化学量論量の酸素に対して
20−150％過剰の酸素を含む空気を用い平均滞
留時間１−12時間の条件下でSO2、SO3、水蒸
気及び空気からの残留02及びN2とを結果的に
含む雰囲気中で焙焼してフエライト並びに前記
非鉄金属の硫酸塩類、オキシ硫酸塩類及び酸化
物類と更にヘマタイトとを含む焼成物を得る工
程と、 (b) 前記焼成物を水あるいは希硫酸溶液で浸出し
て前記非鉄金属類の硫酸塩類、オキシサルフエ
ート類及び酸化物類を一部前記焼成物から水あ
るいは希硫酸溶液中に浸出する工程と、 (c) 上記工程(b)で得られる浸出液パルプを固液分
離して前記非鉄金属を精製回収する工程に適す
る浸出溶液を得る工程と、 (d) 工程(c)で得られた固形分残渣を強硫酸溶液で
浸出してフエライトと前記非鉄金属の未反応ス
ルフイド類を鉄及び前記非鉄金属の硫酸塩類に
変換する工程と、 (e) 工程(d)で得られたパルプを固液分離に付して
鉄及び前記非鉄金属の前記硫酸塩を含む浸出溶
液を得る工程と、更に (f) 工程(e)で得られた前記浸出溶液を細分して前
記流動床反応装置に再循環して鉄の硫酸塩類を
酸化第二鉄、SO2及びSO3に変換しかつ硫酸を
SO2、SO3及びガス状H2Oに変換する工程とか
らなる回収方法を提供するものである。
非鉄金属と鉄とを含む固形物質から前記非鉄金属
を回収する方法であつて、 (a) 細分した前記固形物質を流動床反応装置中
600−750℃の温度、化学量論量の酸素に対して
20−150％過剰の酸素を含む空気を用い平均滞
留時間１−12時間の条件下でSO2、SO3、水蒸
気及び空気からの残留02及びN2とを結果的に
含む雰囲気中で焙焼してフエライト並びに前記
非鉄金属の硫酸塩類、オキシ硫酸塩類及び酸化
物類と更にヘマタイトとを含む焼成物を得る工
程と、 (b) 前記焼成物を水あるいは希硫酸溶液で浸出し
て前記非鉄金属類の硫酸塩類、オキシサルフエ
ート類及び酸化物類を一部前記焼成物から水あ
るいは希硫酸溶液中に浸出する工程と、 (c) 上記工程(b)で得られる浸出液パルプを固液分
離して前記非鉄金属を精製回収する工程に適す
る浸出溶液を得る工程と、 (d) 工程(c)で得られた固形分残渣を強硫酸溶液で
浸出してフエライトと前記非鉄金属の未反応ス
ルフイド類を鉄及び前記非鉄金属の硫酸塩類に
変換する工程と、 (e) 工程(d)で得られたパルプを固液分離に付して
鉄及び前記非鉄金属の前記硫酸塩を含む浸出溶
液を得る工程と、更に (f) 工程(e)で得られた前記浸出溶液を細分して前
記流動床反応装置に再循環して鉄の硫酸塩類を
酸化第二鉄、SO2及びSO3に変換しかつ硫酸を
SO2、SO3及びガス状H2Oに変換する工程とか
らなる回収方法を提供するものである。
本発明の更に他の態様では、上記回収方法にお
いて完全焙焼炉からの焼成物及び硫酸化流動床反
応装置からの焼成物を希硫酸溶液で浸出処理しか
つ強酸浸出溶液を硫酸化焙焼炉に再循環する工程
を含む方法を提供するものである。
いて完全焙焼炉からの焼成物及び硫酸化流動床反
応装置からの焼成物を希硫酸溶液で浸出処理しか
つ強酸浸出溶液を硫酸化焙焼炉に再循環する工程
を含む方法を提供するものである。
本発明の種々の実施態様を以下に詳しく説明す
る。
る。
本発明においては、フエライトあるいは他の亜
鉛残渣類を浸出後浸出液中の鉄を処理しかつ分離
するという困難かつ複雑な工程を強硫酸浸出溶液
を流動床反応装置で600−750℃で熱分解すること
で実質的に除くことができる。この熱分解では流
動床反応装置への給鉱物質の酸化及び硫酸化反応
で生じる過剰の熱が利用される。亜鉛及びその他
の金属類例えば銅は固体状の硫酸塩類及びオキシ
硫酸塩類として焙焼炉の焼成物中に残留しかつそ
の全部あるいは一部を水あるいは希硫酸による浸
出で回収できる。強硫酸浸出溶液中の全硫酸鉄類
は焙焼炉でヘマタイト、SO2及びSO3に分解さ
れ、かつ硫酸はH2O、SO2及びSO3に分解され
る。ヘマタイトは次工程の水あるいは希硫酸浸出
処理においても不活性である。
鉛残渣類を浸出後浸出液中の鉄を処理しかつ分離
するという困難かつ複雑な工程を強硫酸浸出溶液
を流動床反応装置で600−750℃で熱分解すること
で実質的に除くことができる。この熱分解では流
動床反応装置への給鉱物質の酸化及び硫酸化反応
で生じる過剰の熱が利用される。亜鉛及びその他
の金属類例えば銅は固体状の硫酸塩類及びオキシ
硫酸塩類として焙焼炉の焼成物中に残留しかつそ
の全部あるいは一部を水あるいは希硫酸による浸
出で回収できる。強硫酸浸出溶液中の全硫酸鉄類
は焙焼炉でヘマタイト、SO2及びSO3に分解さ
れ、かつ硫酸はH2O、SO2及びSO3に分解され
る。ヘマタイトは次工程の水あるいは希硫酸浸出
処理においても不活性である。
現行の電解亜鉛プラントでは比較的高鉄分含有
亜鉛精鉱の処理は大きな制約を受けるが、本発明
では斯る亜鉛精鉱の処理ができる。
亜鉛精鉱の処理は大きな制約を受けるが、本発明
では斯る亜鉛精鉱の処理ができる。
従来の完全焙焼法では、亜鉛精鉱中の大部分の
鉄分は亜鉛と結合して焼成物中では亜鉛フエライ
ト（ZnFe2O4）となつている。従つて、高鉄分亜
鉛精鉱は殆んどの現存する電解亜鉛プラントに供
給する原料としては不適当であると通常考えられ
ている。しかしながら、硫酸化焙焼法では、含有
鉄分の数分の一だけがフエライトとなるにすぎ
ず、残りはヘマタイト（Fe2O3）となる。低品位
の亜鉛精鉱、例えば30重量％のZn及び22重量％
のFeを含む精鉱を硫酸化焙焼すると全亜鉛の15
重量％以下はフエライトとなるが、同一の精鉱を
公知の完全焙焼法で処理すると全亜鉛の約40％は
フエライトとなる。従つて、硫酸化焙焼法とフエ
ライト残渣の強硫酸浸出液を硫酸化焙焼炉へ再
循環する方法を組合せれば現在行なわれている電
解亜鉛処理技術では充分にこなしきれない低品位
の亜鉛精鉱を処理することができる。
鉄分は亜鉛と結合して焼成物中では亜鉛フエライ
ト（ZnFe2O4）となつている。従つて、高鉄分亜
鉛精鉱は殆んどの現存する電解亜鉛プラントに供
給する原料としては不適当であると通常考えられ
ている。しかしながら、硫酸化焙焼法では、含有
鉄分の数分の一だけがフエライトとなるにすぎ
ず、残りはヘマタイト（Fe2O3）となる。低品位
の亜鉛精鉱、例えば30重量％のZn及び22重量％
のFeを含む精鉱を硫酸化焙焼すると全亜鉛の15
重量％以下はフエライトとなるが、同一の精鉱を
公知の完全焙焼法で処理すると全亜鉛の約40％は
フエライトとなる。従つて、硫酸化焙焼法とフエ
ライト残渣の強硫酸浸出液を硫酸化焙焼炉へ再
循環する方法を組合せれば現在行なわれている電
解亜鉛処理技術では充分にこなしきれない低品位
の亜鉛精鉱を処理することができる。
本発明は摩鉱による単体分離等の物理的処理の
結果低品位の精鉱が得られたり、許容範囲を越え
る金属が尾鉱として失われるというような分野に
おける鉱石から亜鉛精鉱を製造する製造業者にと
つては特に興味あるものである。斯る金属の損失
をなくすためには現行の電解亜鉛プラントでは許
容し得る提度に高品位の精鉱を製造することが必
要となつている。
結果低品位の精鉱が得られたり、許容範囲を越え
る金属が尾鉱として失われるというような分野に
おける鉱石から亜鉛精鉱を製造する製造業者にと
つては特に興味あるものである。斯る金属の損失
をなくすためには現行の電解亜鉛プラントでは許
容し得る提度に高品位の精鉱を製造することが必
要となつている。
焙焼炉焼成物の浸出、浸出残渣あるいはその他
治金加工で生じるスラツグ等に由来するすべての
金属濃度の高い硫酸塩溶液、具体的に言えば後浸
出による鉄分除去工程を必要とするフエライト残
渣物を強硫酸で浸出して得られる鉄分含量の高い
浸出溶液は本発明による硫酸化条件下流動床反応
装置中で分解する供給溶液として適当である。更
に、本発明の斯る処理に適する供給溶液としては
治金加工工場から流出するある種の抽気液及び廃
液で鉄と同時に亜鉛及び銅等の金属類を含有して
いる液、例えば各種酸洗い液がある。
治金加工で生じるスラツグ等に由来するすべての
金属濃度の高い硫酸塩溶液、具体的に言えば後浸
出による鉄分除去工程を必要とするフエライト残
渣物を強硫酸で浸出して得られる鉄分含量の高い
浸出溶液は本発明による硫酸化条件下流動床反応
装置中で分解する供給溶液として適当である。更
に、本発明の斯る処理に適する供給溶液としては
治金加工工場から流出するある種の抽気液及び廃
液で鉄と同時に亜鉛及び銅等の金属類を含有して
いる液、例えば各種酸洗い液がある。
第１図は希硫酸浸出工程で生じる亜鉛フエライ
ト残渣等の難製錬性亜鉛化合物類の浸出処理を示
すもので、前記化合物を連続的に40℃、PH２以下
で1.5時間以上、好ましくは95℃、40ｇ／の遊
離H2SO4を用いて２時間、浸出処理する。上記
好ましい条件下では亜鉛フエライトからは95％以
上の亜鉛をさらに残余のスフアレライト（閃亜鉛
鉱）からは85％以上の亜鉛を浸出することができ
る。スフアレライトから亜鉛を最大限抽出するに
は、亜鉛フエライト／亜鉛スフアレライトの比は
３／１以上であることが望ましい。溶解フエライ
トに由来する第二鉄はスフアレライトを溶解する
ための浸出主剤として作用する。
ト残渣等の難製錬性亜鉛化合物類の浸出処理を示
すもので、前記化合物を連続的に40℃、PH２以下
で1.5時間以上、好ましくは95℃、40ｇ／の遊
離H2SO4を用いて２時間、浸出処理する。上記
好ましい条件下では亜鉛フエライトからは95％以
上の亜鉛をさらに残余のスフアレライト（閃亜鉛
鉱）からは85％以上の亜鉛を浸出することができ
る。スフアレライトから亜鉛を最大限抽出するに
は、亜鉛フエライト／亜鉛スフアレライトの比は
３／１以上であることが望ましい。溶解フエライ
トに由来する第二鉄はスフアレライトを溶解する
ための浸出主剤として作用する。
強硫酸による浸出工程で得られたパルプはフイ
ルタープレス又は他の適当な手段で過され、ヘ
マタイトを主成分とする残渣は温水あるいは温希
硫酸溶液で、好ましくは90℃以上の温度でかつ残
渣中に含まれている水分の容量にして好ましくは
約２倍までの量の前記温水あるいは温希硫酸溶液
で洗浄する。
ルタープレス又は他の適当な手段で過され、ヘ
マタイトを主成分とする残渣は温水あるいは温希
硫酸溶液で、好ましくは90℃以上の温度でかつ残
渣中に含まれている水分の容量にして好ましくは
約２倍までの量の前記温水あるいは温希硫酸溶液
で洗浄する。
過工程からの溶液は次いで圧搾空気あるいは
他の適当な方法を用いて600℃以上の温度の硫動
床の適当な反応装置中にスプレーして化学量論量
の酸素に対して20％以上過剰の酸素を含む空気で
固形分の平均滞留時間１時間以上、好ましくは
685℃、85％過剰の空気を用い平均滞留時間5.5時
間で熱分解する。この溶液は225ｇ／以下のFe
をFe2（SO4）3及びFeSO4として、200ｇ／以下
のZnをZnSO4として、100ｇ／以下のCuを
CuSO4として、300ｇ／以下のH2SO4、及びAs
等の若干の不純物を含んでいる。
他の適当な方法を用いて600℃以上の温度の硫動
床の適当な反応装置中にスプレーして化学量論量
の酸素に対して20％以上過剰の酸素を含む空気で
固形分の平均滞留時間１時間以上、好ましくは
685℃、85％過剰の空気を用い平均滞留時間5.5時
間で熱分解する。この溶液は225ｇ／以下のFe
をFe2（SO4）3及びFeSO4として、200ｇ／以下
のZnをZnSO4として、100ｇ／以下のCuを
CuSO4として、300ｇ／以下のH2SO4、及びAs
等の若干の不純物を含んでいる。
上記反応装置の温度では、溶液中の水分は直ち
に水蒸気となり次いで硫酸鉄類は熱分解して
Fe2O3と及びSO3となりかつ硫酸はSO2とSO3及び
H2Oとなる。
に水蒸気となり次いで硫酸鉄類は熱分解して
Fe2O3と及びSO3となりかつ硫酸はSO2とSO3及び
H2Oとなる。
これらの吸熱反応は下記の通りである。
熱力学的に685℃で安定であるZnSO4及び
CuSO4は溶液をスプレーする間に形成される多孔
性のペレツト中に残存しかつ硫酸鉄類の分解で形
成されるヘマタイトのバインダとして作用する。
流動床の内部で焼成物と完全に混合されるペレツ
トは流動床物質全体としての粒径分布を増大させ
従つて焼成物の流動化性状を著しく向上させる。
ZnSO4、CuSO4及びFe2O3の三種類の化合物の熱
力学的安定性は第５図に示されている如く温度
685℃でのZn−Ｓ−Ｏ系、Cu−Ｓ−Ｏ系及びFe
−Ｓ−Ｏ系の各系の平衡図から明らかである。
SO2濃度が３−15％でのあらゆる焙焼条件下で
は、ZnSO4及びCuSO4だけが硫酸塩として安定で
あり、硫酸鉄類は分解してFe2O3となる。SO2濃
度が約２％以下の濃度では、ある種のオキシ硫酸
銅及び亜鉛は存在できるが、これらの塩類は希硫
酸に可溶である。
CuSO4は溶液をスプレーする間に形成される多孔
性のペレツト中に残存しかつ硫酸鉄類の分解で形
成されるヘマタイトのバインダとして作用する。
流動床の内部で焼成物と完全に混合されるペレツ
トは流動床物質全体としての粒径分布を増大させ
従つて焼成物の流動化性状を著しく向上させる。
ZnSO4、CuSO4及びFe2O3の三種類の化合物の熱
力学的安定性は第５図に示されている如く温度
685℃でのZn−Ｓ−Ｏ系、Cu−Ｓ−Ｏ系及びFe
−Ｓ−Ｏ系の各系の平衡図から明らかである。
SO2濃度が３−15％でのあらゆる焙焼条件下で
は、ZnSO4及びCuSO4だけが硫酸塩として安定で
あり、硫酸鉄類は分解してFe2O3となる。SO2濃
度が約２％以下の濃度では、ある種のオキシ硫酸
銅及び亜鉛は存在できるが、これらの塩類は希硫
酸に可溶である。
第５図は硫酸化焙焼処理におけるSO2及びO2組
成の正常範囲を示している。斜線部ABCDにお
いて点Ｃでは焙焼炉中のガスが10％のSO2と10％
のO2とを含む状態を示している。この条件下で
形成される安定な化合物としては水又は希酸に可
溶性であるZnSO4とCuSO4及び水あるいは弱酸に
不溶性のFe2O3がある。
成の正常範囲を示している。斜線部ABCDにお
いて点Ｃでは焙焼炉中のガスが10％のSO2と10％
のO2とを含む状態を示している。この条件下で
形成される安定な化合物としては水又は希酸に可
溶性であるZnSO4とCuSO4及び水あるいは弱酸に
不溶性のFe2O3がある。
Ｃ点での濃度よりSO2濃度が増大すると水ある
いは希酸に可溶性であるFe2O3が形成され易くな
り、従つて亜鉛製造の観点からは望ましくないこ
とではあるが浸出溶液中の鉄分が増大する。
いは希酸に可溶性であるFe2O3が形成され易くな
り、従つて亜鉛製造の観点からは望ましくないこ
とではあるが浸出溶液中の鉄分が増大する。
Ｃ点とは対角的な１％のSO2と１％のO2とを含
有するガス組成となつているＡ点では、ZnSO4、
Fe2O3及びCuO・CuSO4は安定相である。Ａ点か
ら下降すると、言い換えればSO2濃度が低下する
と、Zn0・2ZnSO4が形成し易くなるが、Zn0・
2ZnSO4は焙焼中にFe2O3と反応して強酸溶液に
のみ可溶なZnFe2O3（フエライト）が形成される
のでZn0・2ZnSO4の形成は避けられる。
有するガス組成となつているＡ点では、ZnSO4、
Fe2O3及びCuO・CuSO4は安定相である。Ａ点か
ら下降すると、言い換えればSO2濃度が低下する
と、Zn0・2ZnSO4が形成し易くなるが、Zn0・
2ZnSO4は焙焼中にFe2O3と反応して強酸溶液に
のみ可溶なZnFe2O3（フエライト）が形成される
のでZn0・2ZnSO4の形成は避けられる。
Ｂ点（１％SO2、10％O2）では、CuSO4及び
CuO.CuSO4がZnSO4及びFe2O3と共に安定相であ
る。Ｄ点（10％SO2、１％O2）では形成される化
合物はＣ点の場合と同様である。
CuO.CuSO4がZnSO4及びFe2O3と共に安定相であ
る。Ｄ点（10％SO2、１％O2）では形成される化
合物はＣ点の場合と同様である。
焙焼温度を低下させると第５図の平衡相の境界
線全体が左下方に移動する。これにより硫酸鉄類
即ちFeSO4及びFe2（SO4）3を含むすべての硫酸塩
類の安定域が増大する。浸出溶液中の鉄分濃度は
最小限に保持しておくことが必要であるので、焙
焼温度は685℃以下にしないことが重要である。
反対に、685℃以上に焙焼温度を増大させると
ZnO.2ZnSO4及び望ましくないフエライトが形成
し易くなる。後者のフエライトは直接あるいは
ZnO.2ZnSO4とFe2O3との反応で形成される。
線全体が左下方に移動する。これにより硫酸鉄類
即ちFeSO4及びFe2（SO4）3を含むすべての硫酸塩
類の安定域が増大する。浸出溶液中の鉄分濃度は
最小限に保持しておくことが必要であるので、焙
焼温度は685℃以下にしないことが重要である。
反対に、685℃以上に焙焼温度を増大させると
ZnO.2ZnSO4及び望ましくないフエライトが形成
し易くなる。後者のフエライトは直接あるいは
ZnO.2ZnSO4とFe2O3との反応で形成される。
As、Sn、Sb、Cl等の揮発性不純物は焼成物中
で平衡関係にあり従つて実質的には新たに導入さ
れるすべての揮発性物質はオフ・ガスと共に廃出
する。
で平衡関係にあり従つて実質的には新たに導入さ
れるすべての揮発性物質はオフ・ガスと共に廃出
する。
焙焼炉から流出する排出物、即ち硫酸化烙焼工
程における洗浄固形分は連続的に反応装置に再循
環されるので上記流出排出物は100％反応装置か
らの排出物を意味するが、この排出物は次いでロ
ータリ・クーラあるいは他の適当な装置で冷却す
る。浸出処理は水あるいは希硫酸中で行い、通常
希硫酸を用いて15℃以上、PH7.0以下及び滞留時
間1.5時間以上の条件下、好ましくは公知の電解
亜鉛工場で「中性浸出（neutral leach）」循環系
で使用されていると同様の条件下で行う。
程における洗浄固形分は連続的に反応装置に再循
環されるので上記流出排出物は100％反応装置か
らの排出物を意味するが、この排出物は次いでロ
ータリ・クーラあるいは他の適当な装置で冷却す
る。浸出処理は水あるいは希硫酸中で行い、通常
希硫酸を用いて15℃以上、PH7.0以下及び滞留時
間1.5時間以上の条件下、好ましくは公知の電解
亜鉛工場で「中性浸出（neutral leach）」循環系
で使用されていると同様の条件下で行う。
希硫酸浸出法を上記工程に使用する時には、
ZnSO4及びCuSO4の全部とオキシ硫酸亜鉛及び銅
の大部分は可溶性となる。得られたパルプは沈降
させるか過する。液は通常180ｇ／以下の
Zn、50ｇ／以下のCuと１ｇ／以下のFeを含
む。残渣は主にヘマタイトと少量のオキシ硫酸塩
から沈澱して来たZn、及び焙焼炉に供給された
新たな給鉱原料から生成するフエライト及び残部
のスフアレライトのすべてを含んでいる。この残
渣を前述の如く強硫酸で浸出処理する。
ZnSO4及びCuSO4の全部とオキシ硫酸亜鉛及び銅
の大部分は可溶性となる。得られたパルプは沈降
させるか過する。液は通常180ｇ／以下の
Zn、50ｇ／以下のCuと１ｇ／以下のFeを含
む。残渣は主にヘマタイトと少量のオキシ硫酸塩
から沈澱して来たZn、及び焙焼炉に供給された
新たな給鉱原料から生成するフエライト及び残部
のスフアレライトのすべてを含んでいる。この残
渣を前述の如く強硫酸で浸出処理する。
従つて上記プロセスには密閉系が組み込まれて
おり、この密閉系では希硫酸浸出処理で生じる残
渣中にフエライト及びスフアレライトとして存在
する亜鉛を温強硫酸に溶解し、得られた金属／硫
酸塩溶液を流動床反応装置で分解する。このよう
にして、実質上全亜鉛及び銅は精製用「中性浸
出」循環系を介して鉄分１ｇ／以下の溶液とし
て回収される。従つて、ジヤロサイト法で要求さ
れるような複雑な鉄沈澱及び廃棄処理は必要なく
実質的に簡略化される。
おり、この密閉系では希硫酸浸出処理で生じる残
渣中にフエライト及びスフアレライトとして存在
する亜鉛を温強硫酸に溶解し、得られた金属／硫
酸塩溶液を流動床反応装置で分解する。このよう
にして、実質上全亜鉛及び銅は精製用「中性浸
出」循環系を介して鉄分１ｇ／以下の溶液とし
て回収される。従つて、ジヤロサイト法で要求さ
れるような複雑な鉄沈澱及び廃棄処理は必要なく
実質的に簡略化される。
焙焼炉への給鉱物質中の銅濃度及び希硫酸浸出
液中の銅濃度により銅の回収法は適当に決め
る。銅含量が充分に高ければ、電解採取を行いあ
るいは行うことなく、溶媒抽出工程を精製循環系
に組み込めばよいし、あるいは銅を通常の亜鉛工
場で行つているように沈澱銅としてもよい。
液中の銅濃度により銅の回収法は適当に決め
る。銅含量が充分に高ければ、電解採取を行いあ
るいは行うことなく、溶媒抽出工程を精製循環系
に組み込めばよいし、あるいは銅を通常の亜鉛工
場で行つているように沈澱銅としてもよい。
上記プロセスに伴う利点は乾燥焙焼炉オフ・ガ
ス中のSO2及びSO3の濃度が増大していることで
ある。SO2及びSO3ガスの濃度は、焙焼炉に再循
環した強硫酸浸出溶液を分解することで30％増し
となる。SO2及びSO3濃度がこのように増大する
ことは焙焼炉オフ・ガスから硫酸を製造する場合
望ましいことである。
ス中のSO2及びSO3の濃度が増大していることで
ある。SO2及びSO3ガスの濃度は、焙焼炉に再循
環した強硫酸浸出溶液を分解することで30％増し
となる。SO2及びSO3濃度がこのように増大する
ことは焙焼炉オフ・ガスから硫酸を製造する場合
望ましいことである。
第２図に示されている如く、本発明の硫酸化焙
焼法は標準亜鉛精鉱用の公知の完全焙焼炉と組合
せて利用することができ、これにより通常の電解
亜鉛工場で使用されているジヤロサイトあるいは
他の鉄沈澱工程を省くことができる。硫酸化用反
応装置は600−750℃、好ましくは685℃で操業し、
完全焙焼炉は880−1000℃、好ましくは930℃とす
る。両反応装置から排出される焼成物は通常の亜
鉛工場における操作と同様に第１図で説明した実
施態様に関連して記載した如く冷却する。希硫酸
による浸出処理及び過で得られる残渣は硫酸化
焙焼及び完全焙焼の両操作で生じた全フエライト
及び残余のスフアレライトを含有しており、次い
で前述の如く強硫酸浸出処理に付し前記フエライ
ト及び大部分のスフアレライトを溶解させる。得
られたパルプを前述の如く過し、液は硫酸化
用反応装置に再循環して硫酸鉄類及び硫酸を分解
しかつ前述の如く亜鉛と銅を回収する。
焼法は標準亜鉛精鉱用の公知の完全焙焼炉と組合
せて利用することができ、これにより通常の電解
亜鉛工場で使用されているジヤロサイトあるいは
他の鉄沈澱工程を省くことができる。硫酸化用反
応装置は600−750℃、好ましくは685℃で操業し、
完全焙焼炉は880−1000℃、好ましくは930℃とす
る。両反応装置から排出される焼成物は通常の亜
鉛工場における操作と同様に第１図で説明した実
施態様に関連して記載した如く冷却する。希硫酸
による浸出処理及び過で得られる残渣は硫酸化
焙焼及び完全焙焼の両操作で生じた全フエライト
及び残余のスフアレライトを含有しており、次い
で前述の如く強硫酸浸出処理に付し前記フエライ
ト及び大部分のスフアレライトを溶解させる。得
られたパルプを前述の如く過し、液は硫酸化
用反応装置に再循環して硫酸鉄類及び硫酸を分解
しかつ前述の如く亜鉛と銅を回収する。
第２図に示してある如く硫酸化焙焼炉及び完全
焙焼炉の両者から得られる焼成物を合せて二段浸
出操作を行つてもよいし、あるいは最終段の強酸
浸出溶液を硫酸化焙焼炉に再循環させながら独立
浸出系あるいは準独立循環系で前記二段浸出操作
を行うこともできる。
焙焼炉の両者から得られる焼成物を合せて二段浸
出操作を行つてもよいし、あるいは最終段の強酸
浸出溶液を硫酸化焙焼炉に再循環させながら独立
浸出系あるいは準独立循環系で前記二段浸出操作
を行うこともできる。
強硫酸浸出液は、多量のフエライトが生成し
ないような条件下で硫酸化焙焼炉で分解しなけれ
ばならない。完全焙焼温度ではすべてではないに
しても多くの溶液中の鉄は再度亜鉛と結合して亜
鉛フエライトを形成する。
ないような条件下で硫酸化焙焼炉で分解しなけれ
ばならない。完全焙焼温度ではすべてではないに
しても多くの溶液中の鉄は再度亜鉛と結合して亜
鉛フエライトを形成する。
本発明の硫酸化焙焼法では従来の亜鉛処理法に
おけるより強硫酸浸出液中のフエライト（及びス
フアレライト）の溶解濃度は非常に高い（即ち本
発明の場合には95％以上に対して従来法では70
％）ので本発明の硫酸化焙焼法を用いれば完全焙
焼物から抽出される総亜鉛量は向上する。
おけるより強硫酸浸出液中のフエライト（及びス
フアレライト）の溶解濃度は非常に高い（即ち本
発明の場合には95％以上に対して従来法では70
％）ので本発明の硫酸化焙焼法を用いれば完全焙
焼物から抽出される総亜鉛量は向上する。
亜鉛及び銅の抽出量が高いと同時に本発明の方
法では実質上全ての鉄は焼成物中で不溶性でかつ
容易に過することのできるFe2O3（ヘマタイト）
に変換するので現行の電解亜鉛法の特徴でもある
鉄の沈澱の問題は減少する。従つて、従来法によ
る電解亜鉛プラントで現在必要とされているジヤ
ロサイト法あるいは他の鉄沈澱法は本発明では必
要としない。
法では実質上全ての鉄は焼成物中で不溶性でかつ
容易に過することのできるFe2O3（ヘマタイト）
に変換するので現行の電解亜鉛法の特徴でもある
鉄の沈澱の問題は減少する。従つて、従来法によ
る電解亜鉛プラントで現在必要とされているジヤ
ロサイト法あるいは他の鉄沈澱法は本発明では必
要としない。
硫酸化焙焼法及び完全焙焼法を組み合せた場合
の熱収支は次の如く調整することができる。即
ち、硫酸化焙焼及び完全焙焼による「中性浸出」
で生じる両フエライト残渣を溶解して得られる強
硫酸浸出溶液を再循環した液はすべて外部からの
熱供給をすることなく熱収支の保持されている硫
酸化焙焼炉中で分解することができる。例えば、
30.6重量％の亜鉛を含む精鉱を硫酸化焙焼工程で
使用しかつ55重量％の精鉱を完全焙焼炉への供給
物として使用するとき、硫酸化焙焼炉／完全焙焼
炉への供給比は1.45／１あるいはそれ以上とする
ことが必要である。この場合、硫酸化焙焼炉は自
身で熱を発生するので外部からの燃料は必要とし
ない。前記比が1.45以下である場合には、硫酸化
焙焼炉に天然ガス、石油あるいは他の形で燃料を
添加して熱収支を保つことが必要である。
の熱収支は次の如く調整することができる。即
ち、硫酸化焙焼及び完全焙焼による「中性浸出」
で生じる両フエライト残渣を溶解して得られる強
硫酸浸出溶液を再循環した液はすべて外部からの
熱供給をすることなく熱収支の保持されている硫
酸化焙焼炉中で分解することができる。例えば、
30.6重量％の亜鉛を含む精鉱を硫酸化焙焼工程で
使用しかつ55重量％の精鉱を完全焙焼炉への供給
物として使用するとき、硫酸化焙焼炉／完全焙焼
炉への供給比は1.45／１あるいはそれ以上とする
ことが必要である。この場合、硫酸化焙焼炉は自
身で熱を発生するので外部からの燃料は必要とし
ない。前記比が1.45以下である場合には、硫酸化
焙焼炉に天然ガス、石油あるいは他の形で燃料を
添加して熱収支を保つことが必要である。
供給比が1.45であるということは30.6重量％の
供給精鉱を用いて焙焼炉から約45％の亜鉛を含む
生成物が得られかつ55重量％の亜鉛を含む給鉱物
を用いて完全焙焼炉から55％の亜鉛が生成するこ
とを意味する。上記供給比は使用する精鉱生成物
の品位及び鉱物組成により変る。従つて、上記
1.45なる比率は、精鉱中の主成分がスフアレライ
ト及びパイライト（黄鉄鉱）であるZn含有量が
30.6及び55％の場合にのみ当てはまるものであ
る。更に、上記比率は強酸浸出溶液を分解するた
めに設けた焙焼炉のフリーボードで得られる熱に
関しては考慮していない。フリーボードを考慮す
れば、前記比率をかなり減少させることもでき
る。更に、この比率を計算するに当つては硫酸化
焙焼−完全焙焼により得られる焼成物の浸出液を
混合することをその基礎にしているので、もし
別々の系で処理すればその比を更に小さくするこ
ともできる。
供給精鉱を用いて焙焼炉から約45％の亜鉛を含む
生成物が得られかつ55重量％の亜鉛を含む給鉱物
を用いて完全焙焼炉から55％の亜鉛が生成するこ
とを意味する。上記供給比は使用する精鉱生成物
の品位及び鉱物組成により変る。従つて、上記
1.45なる比率は、精鉱中の主成分がスフアレライ
ト及びパイライト（黄鉄鉱）であるZn含有量が
30.6及び55％の場合にのみ当てはまるものであ
る。更に、上記比率は強酸浸出溶液を分解するた
めに設けた焙焼炉のフリーボードで得られる熱に
関しては考慮していない。フリーボードを考慮す
れば、前記比率をかなり減少させることもでき
る。更に、この比率を計算するに当つては硫酸化
焙焼−完全焙焼により得られる焼成物の浸出液を
混合することをその基礎にしているので、もし
別々の系で処理すればその比を更に小さくするこ
ともできる。
本発明の硫酸化焙焼法を用いて完全焙焼工程の
みで得られるフエライト残渣物を第３図に示す如
く処理することができる。この場合、フエライト
残渣を前述の如く浸出する。
みで得られるフエライト残渣物を第３図に示す如
く処理することができる。この場合、フエライト
残渣を前述の如く浸出する。
強酸浸出からのパルプには固形分は殆んど含ま
れておらず、全体をスプレーして不活性な流動砂
床に600−750℃、好ましくは685℃の温度で再循
環する。サイクロンで浄化した後、完全焙焼操作
で得られた高温ガスを利用して米国規格篩シリー
ズNo.140−10（105μｍ−2000μｍ）の粒径範囲の微
小石英あるいはその他不活性固形物質等の砂床を
流動させることができる。完全焙焼炉からのオ
フ・ガスは約900℃であり、前に説明したと同様
にして不活性流動砂床反応装置中にスプレーされ
る強硫酸浸出液を蒸発させて分解する。このよ
うにして、浸出溶液中のZnを硫酸亜鉛として回
収し、一方鉄は不活性なヘマタイトに分解する。
分解を適切に行うには、反応床を介して送られる
ガス量と分解する溶液の量をバランスさせて反応
床の温度を68℃に保持する。反応床の砂と小ペレ
ツト状硫酸亜鉛及びヘマタイトからなる床からの
流出物は水あるいは希酸浸出、例えば25ｇ／の
硫酸を用いて浸出処理に付して亜鉛を回収する。
床砂は分級して反応装置に再循環する。
れておらず、全体をスプレーして不活性な流動砂
床に600−750℃、好ましくは685℃の温度で再循
環する。サイクロンで浄化した後、完全焙焼操作
で得られた高温ガスを利用して米国規格篩シリー
ズNo.140−10（105μｍ−2000μｍ）の粒径範囲の微
小石英あるいはその他不活性固形物質等の砂床を
流動させることができる。完全焙焼炉からのオ
フ・ガスは約900℃であり、前に説明したと同様
にして不活性流動砂床反応装置中にスプレーされ
る強硫酸浸出液を蒸発させて分解する。このよ
うにして、浸出溶液中のZnを硫酸亜鉛として回
収し、一方鉄は不活性なヘマタイトに分解する。
分解を適切に行うには、反応床を介して送られる
ガス量と分解する溶液の量をバランスさせて反応
床の温度を68℃に保持する。反応床の砂と小ペレ
ツト状硫酸亜鉛及びヘマタイトからなる床からの
流出物は水あるいは希酸浸出、例えば25ｇ／の
硫酸を用いて浸出処理に付して亜鉛を回収する。
床砂は分級して反応装置に再循環する。
亜鉛工場からのフエライト残渣を処理するこの
方法はジヤロサイト法等の現行の技術に比しいく
つかの利点を有する。即ち、完全焙焼炉からのオ
フ・ガスから得られるエネルギー以外には余分な
外部エネルギーを必要とせず、鉄は比較的容易に
過し得るヘマタイトとなり、かつ亜鉛溶液を容
易に主系統である亜鉛電解循環系に導入させるこ
とができる等の利点がある。しかも焙焼炉から出
るSO2及びSO3乾燥オフ・ガスの量及び濃度は砂
床での硫酸鉄類及び硫酸の分解により増大する。
砂床自体は集塵作用を有するので前記砂床からの
オフ・ガス類の浄化系を簡単なものにできる。廃
棄物としての鉄（ヘマタイト）残渣は通常のジヤ
ロサイト法の残渣よりも量が少く、公害の問題が
減少する。
方法はジヤロサイト法等の現行の技術に比しいく
つかの利点を有する。即ち、完全焙焼炉からのオ
フ・ガスから得られるエネルギー以外には余分な
外部エネルギーを必要とせず、鉄は比較的容易に
過し得るヘマタイトとなり、かつ亜鉛溶液を容
易に主系統である亜鉛電解循環系に導入させるこ
とができる等の利点がある。しかも焙焼炉から出
るSO2及びSO3乾燥オフ・ガスの量及び濃度は砂
床での硫酸鉄類及び硫酸の分解により増大する。
砂床自体は集塵作用を有するので前記砂床からの
オフ・ガス類の浄化系を簡単なものにできる。廃
棄物としての鉄（ヘマタイト）残渣は通常のジヤ
ロサイト法の残渣よりも量が少く、公害の問題が
減少する。
本発明の硫酸化焙焼法を応用すれば第４図に示
されている如く硫酸に可溶な金属はすべて回収す
ることができる。即ち、金属を含有している物質
を前述の方法で強硫酸で浸出し、不溶分を含有し
ている場合には得られたパルプを過し、液は
流動床で600−750℃、好ましくは685℃の温度で
分解する。ここで使用する流動床は第３図の実施
態様で説明した他工程からの高温ガスを利用する
不活性流動砂床と同様のものが使用できあるいは
天然ガス、石炭、石油等の適当な燃料を用いて反
応装置を加熱することもできる。ヘマタイト及び
不活性砂と共に可溶性金属ペレツトを含む流動床
からの流出物は水あるいは希酸浸出処理に付し、
分離過し、液は更に処理して金属価を回収す
る。例えば、この方法は鉛製錬所で生じるスラツ
グの浸出に応用して亜鉛フユーミング法の代替法
として亜鉛の回収をすることができる。
されている如く硫酸に可溶な金属はすべて回収す
ることができる。即ち、金属を含有している物質
を前述の方法で強硫酸で浸出し、不溶分を含有し
ている場合には得られたパルプを過し、液は
流動床で600−750℃、好ましくは685℃の温度で
分解する。ここで使用する流動床は第３図の実施
態様で説明した他工程からの高温ガスを利用する
不活性流動砂床と同様のものが使用できあるいは
天然ガス、石炭、石油等の適当な燃料を用いて反
応装置を加熱することもできる。ヘマタイト及び
不活性砂と共に可溶性金属ペレツトを含む流動床
からの流出物は水あるいは希酸浸出処理に付し、
分離過し、液は更に処理して金属価を回収す
る。例えば、この方法は鉛製錬所で生じるスラツ
グの浸出に応用して亜鉛フユーミング法の代替法
として亜鉛の回収をすることができる。
本発明を下記実施例で具体的に説明する。
実施例 １
比較的低品位の亜鉛精鉱に対する硫酸化焙焼−
浸出−電解採取法への応用 亜鉛−鉛−銅の浮遊選鉱工場からの亜鉛片刃生
成物で試金の結果30％のZn、3.6％のPb、0.6％の
Cu及び22.38％のFeを含有しかつ鉱物主成分はス
フアレライト、ガレナ（方鉛鉱）、カルコパイラ
イト（黄銅鉱）及びパイライト（黄鉄鉱）である
前記亜鉛片刃生成物を連続式セミパイロツト流動
床反応装置に120Kg／日の割合で亜鉛、鉛及び銅
は選択的に硫酸塩化しかつ鉄は酸化物ヘマタイト
を形成するような条件下で焙焼した。硫酸化焙焼
は685℃、85％過剰の空気（酸素換算）を用い平
均滞留時間6.0時間で行つた。流出口からの焙焼
物は希硫酸溶液（50ｇ／の亜鉛を含む）を用い
て50℃、滞留時間1.5時間、一定PH４として浸出
処理した。この希硫酸浸出で得られたパルプを
過し、固形分残渣は一定濃度40ｇ／の遊離硫酸
である濃硫酸中で滞留時間２時間、95℃の温度で
浸出処理した。強硫酸浸出パルプを過し、温水
で洗浄し、焼成物を生成させたと同一の流動床反
応装置の内部に液をスプレーした。
浸出−電解採取法への応用 亜鉛−鉛−銅の浮遊選鉱工場からの亜鉛片刃生
成物で試金の結果30％のZn、3.6％のPb、0.6％の
Cu及び22.38％のFeを含有しかつ鉱物主成分はス
フアレライト、ガレナ（方鉛鉱）、カルコパイラ
イト（黄銅鉱）及びパイライト（黄鉄鉱）である
前記亜鉛片刃生成物を連続式セミパイロツト流動
床反応装置に120Kg／日の割合で亜鉛、鉛及び銅
は選択的に硫酸塩化しかつ鉄は酸化物ヘマタイト
を形成するような条件下で焙焼した。硫酸化焙焼
は685℃、85％過剰の空気（酸素換算）を用い平
均滞留時間6.0時間で行つた。流出口からの焙焼
物は希硫酸溶液（50ｇ／の亜鉛を含む）を用い
て50℃、滞留時間1.5時間、一定PH４として浸出
処理した。この希硫酸浸出で得られたパルプを
過し、固形分残渣は一定濃度40ｇ／の遊離硫酸
である濃硫酸中で滞留時間２時間、95℃の温度で
浸出処理した。強硫酸浸出パルプを過し、温水
で洗浄し、焼成物を生成させたと同一の流動床反
応装置の内部に液をスプレーした。
結果は下記の通りである。
（重量）
焼成物から希硫酸中に抽出された第１回Zn量
84.6％ 焼成物から希硫酸中に抽出された第１回Cu量
80.8％ 残渣から強硫酸中に抽出された第２回Zn量90.3％ 残渣から強硫酸中に抽出された第２回Cu量89.5％ 強酸浸出液分解物を含む焼成物から希酸中に抽
出された各成分の総量 Zn 98.5％ Cu 98.0％ Fe 0.9％ 最終希硫酸浸出液中の含有成分 Zn 150ｇ／ Cu 1.8ｇ／ Fe 0.7ｇ／ 本実施例で示した亜鉛及び鉄の濃度（Zn30％、
Fe22.8％）を有する精鉱は公知の完全焙焼−電解
亜鉛製造プラントでは通常処理し得ないものであ
る。許容範囲以上の量の亜鉛が完全焙焼で得られ
る焼成物中にフエライトとして存在するので非常
に多量の鉄の処理をジヤロサイト法で使用されて
いるような沈澱法を介して行うことが必要とな
る。従つて、回収可能な亜鉛の単位量当りの費用
はこのような低品位原料を用いた場合には高品位
の精鉱類を用いた場合よりもかなり高くなりかつ
総亜鉛回収率は実施例１に述べた硫酸化焙焼法に
より達成されるであろう回収率より10％程度減少
する。
84.6％ 焼成物から希硫酸中に抽出された第１回Cu量
80.8％ 残渣から強硫酸中に抽出された第２回Zn量90.3％ 残渣から強硫酸中に抽出された第２回Cu量89.5％ 強酸浸出液分解物を含む焼成物から希酸中に抽
出された各成分の総量 Zn 98.5％ Cu 98.0％ Fe 0.9％ 最終希硫酸浸出液中の含有成分 Zn 150ｇ／ Cu 1.8ｇ／ Fe 0.7ｇ／ 本実施例で示した亜鉛及び鉄の濃度（Zn30％、
Fe22.8％）を有する精鉱は公知の完全焙焼−電解
亜鉛製造プラントでは通常処理し得ないものであ
る。許容範囲以上の量の亜鉛が完全焙焼で得られ
る焼成物中にフエライトとして存在するので非常
に多量の鉄の処理をジヤロサイト法で使用されて
いるような沈澱法を介して行うことが必要とな
る。従つて、回収可能な亜鉛の単位量当りの費用
はこのような低品位原料を用いた場合には高品位
の精鉱類を用いた場合よりもかなり高くなりかつ
総亜鉛回収率は実施例１に述べた硫酸化焙焼法に
より達成されるであろう回収率より10％程度減少
する。
本実施例の基本的なフローシートは原理的には
第１図に説明されている。第６図は一例としての
硫酸化焙焼−浸出−電解採取工場用プラントのレ
イアウトであり、本実施例で処理したタイプの原
料を処理するものである。
第１図に説明されている。第６図は一例としての
硫酸化焙焼−浸出−電解採取工場用プラントのレ
イアウトであり、本実施例で処理したタイプの原
料を処理するものである。
実施例 ２
硫酸化焙焼−完全焙焼−浸出−電解採取の一体
化プラントへの応用 亜鉛−鉛−銅浮遊選鉱工場からの亜鉛片刃生成
物であつて32.03％のZn、0.55％のCu、3.50％の
Pb及び22.53％のFeを含有し鉱物の主成分として
スフアレライト、ガレナ、カルコパイライト及び
パイライトを含む片刃生成物を連続式セミパイロ
ツトの流動床反応装置に120Kg／日の割合で亜鉛、
銅及び鉛は選択的に硫酸塩化しかつ鉄は酸化物ヘ
マタイトを形成する条件下で焙焼した。硫酸化焙
焼は685℃で行い、80％過剰の空気を用い平均滞
留時間を6.0時間とした。
化プラントへの応用 亜鉛−鉛−銅浮遊選鉱工場からの亜鉛片刃生成
物であつて32.03％のZn、0.55％のCu、3.50％の
Pb及び22.53％のFeを含有し鉱物の主成分として
スフアレライト、ガレナ、カルコパイライト及び
パイライトを含む片刃生成物を連続式セミパイロ
ツトの流動床反応装置に120Kg／日の割合で亜鉛、
銅及び鉛は選択的に硫酸塩化しかつ鉄は酸化物ヘ
マタイトを形成する条件下で焙焼した。硫酸化焙
焼は685℃で行い、80％過剰の空気を用い平均滞
留時間を6.0時間とした。
硫酸化焙焼操作で得られた焙焼物を片刃と精鉱
供給物の当量重量比1.43−１：１となるように、
54.9％のZn、0.57％のCu、0.60％のPb及び10.37
％のFeを含む亜鉛精鉱から生成した完全焙焼法
焼成物と混合し、希硫酸溶液（50ｇ／のZn含
有）を用いて50℃、滞留時間1.5時間及び一定PH
４で浸出させた。この希硫酸浸出で得られるパル
プは過し、固形分残渣は遊離H2SO4濃度を一
定の40ｇ／とした強酸浸出法により滞留時間２
時間、95℃で浸出処理に付した。得られたパルプ
を次いで過し、温水で洗浄し得られた液及び
洗浄液は連続的に硫酸化流動床反応装置内部にス
プレーした。この反応装置は外部からの熱エネル
ギーを供給することなく操作した。得られた焼成
物を希硫酸溶液（50ｇ／Zn含有）で1.5時間、
PH４及び50℃で浸出させた。結果は下記の通りで
ある。
供給物の当量重量比1.43−１：１となるように、
54.9％のZn、0.57％のCu、0.60％のPb及び10.37
％のFeを含む亜鉛精鉱から生成した完全焙焼法
焼成物と混合し、希硫酸溶液（50ｇ／のZn含
有）を用いて50℃、滞留時間1.5時間及び一定PH
４で浸出させた。この希硫酸浸出で得られるパル
プは過し、固形分残渣は遊離H2SO4濃度を一
定の40ｇ／とした強酸浸出法により滞留時間２
時間、95℃で浸出処理に付した。得られたパルプ
を次いで過し、温水で洗浄し得られた液及び
洗浄液は連続的に硫酸化流動床反応装置内部にス
プレーした。この反応装置は外部からの熱エネル
ギーを供給することなく操作した。得られた焼成
物を希硫酸溶液（50ｇ／Zn含有）で1.5時間、
PH４及び50℃で浸出させた。結果は下記の通りで
ある。
混合焼成物から希硫酸中に抽出された第１回Zn
量 86.5％ 混合焼成物から希硫酸中に抽出された第１回Cu
量 52.9％ 混合残渣から強硫酸中に抽出された第２回Zn量
87.6％ 混合残渣から強硫酸中に抽出された第２回Cu量
96.3％ 強酸浸出液分解物を含む両焼成物から希酸中に
抽出された総抽出量 Zn 98.3％ Cu 98.3％ Fe 1.0％ 最終希硫酸浸出液の含有分 Zn 146.50ｇ／ Cu 1.41ｇ／ Fe 0.60ｇ／ 過マンガン酸カリウムを、第一鉄を酸化して第
二鉄にするに必要な化学量論量の150％の量希硫
酸浸出液に添加し同時に前記浸出液に空気を吹き
込んだところ、希酸浸出液中の鉄分は0.02ｇ／
以下に減少した。
量 86.5％ 混合焼成物から希硫酸中に抽出された第１回Cu
量 52.9％ 混合残渣から強硫酸中に抽出された第２回Zn量
87.6％ 混合残渣から強硫酸中に抽出された第２回Cu量
96.3％ 強酸浸出液分解物を含む両焼成物から希酸中に
抽出された総抽出量 Zn 98.3％ Cu 98.3％ Fe 1.0％ 最終希硫酸浸出液の含有分 Zn 146.50ｇ／ Cu 1.41ｇ／ Fe 0.60ｇ／ 過マンガン酸カリウムを、第一鉄を酸化して第
二鉄にするに必要な化学量論量の150％の量希硫
酸浸出液に添加し同時に前記浸出液に空気を吹き
込んだところ、希酸浸出液中の鉄分は0.02ｇ／
以下に減少した。
公知の完全焙焼亜鉛処理法と比較すると、硫酸
化焙焼−完全焙焼の組合せ法による全亜鉛回収率
は約1.5％向上している。従来の亜鉛製造プラン
トにおけるフエライト残渣の強酸浸出によるフエ
ライト溶解率は殆んど70％をこえることはない
が、硫酸化焙焼−完全焙焼の組合せプラントでの
フエライトの溶解率は約90％である。更に重要な
ことはジヤロサイト法で用いられるような鉄沈澱
工程を省けるのでプラントを簡略化できることで
ある。
化焙焼−完全焙焼の組合せ法による全亜鉛回収率
は約1.5％向上している。従来の亜鉛製造プラン
トにおけるフエライト残渣の強酸浸出によるフエ
ライト溶解率は殆んど70％をこえることはない
が、硫酸化焙焼−完全焙焼の組合せプラントでの
フエライトの溶解率は約90％である。更に重要な
ことはジヤロサイト法で用いられるような鉄沈澱
工程を省けるのでプラントを簡略化できることで
ある。
本実施例の基本的なフローシートは第２図に示
されている。第７図は一例としての硫酸化焙焼−
完全焙焼を組合せたプラントの図式的レイアウト
である。
されている。第７図は一例としての硫酸化焙焼−
完全焙焼を組合せたプラントの図式的レイアウト
である。
実施例 ３
ジヤロサイト法で説明したような鉄沈澱工程の
代替として公知の完全焙焼亜鉛製造プラントへ
の本発明方法の応用 完全焙焼法亜鉛精鉱の中性浸出処理で得られた
36.4％のZn、2.7％のCu及び53.7％のFeを含むフ
エライト残渣をH2SO4を一定濃度40ｇ／とし
95℃で２時間強硫酸浸出を行つた。得られたパル
プを過し、温水で洗浄し、液を94ｔ／日の
流量でセミパイロツト流動床反応装置中にスプレ
ーした。この流動床反応装置の流動床には米国規
格篩シリーズでNo.140−No.60（105μｍ−250μｍ）
の粒径範囲のシリカ砂を用いた。スプレーされた
溶液の分解で形成された小ペレツトと砂床は空気
で流動された。熱は外部から供給して温度を685
℃に保持した。
代替として公知の完全焙焼亜鉛製造プラントへ
の本発明方法の応用 完全焙焼法亜鉛精鉱の中性浸出処理で得られた
36.4％のZn、2.7％のCu及び53.7％のFeを含むフ
エライト残渣をH2SO4を一定濃度40ｇ／とし
95℃で２時間強硫酸浸出を行つた。得られたパル
プを過し、温水で洗浄し、液を94ｔ／日の
流量でセミパイロツト流動床反応装置中にスプレ
ーした。この流動床反応装置の流動床には米国規
格篩シリーズでNo.140−No.60（105μｍ−250μｍ）
の粒径範囲のシリカ砂を用いた。スプレーされた
溶液の分解で形成された小ペレツトと砂床は空気
で流動された。熱は外部から供給して温度を685
℃に保持した。
流動床からの流出物は連続的にPH４の硫酸から
なる冷却液中に導入して前記ペレツト及び硫酸塩
で被覆された砂粒から亜鉛及び銅を浸出した。得
られたパルプを過洗浄して不溶性の砂、ヘマタ
イト及び他の種々の不純物から溶解亜鉛及び銅を
回収した。
なる冷却液中に導入して前記ペレツト及び硫酸塩
で被覆された砂粒から亜鉛及び銅を浸出した。得
られたパルプを過洗浄して不溶性の砂、ヘマタ
イト及び他の種々の不純物から溶解亜鉛及び銅を
回収した。
結果は下記の通りである。
（重量）
残渣から強硫酸中に抽出されたZn量 85.1％
〃 〃 Cu〃 97.8％
〃 〃 Fe〃 94.2％
砂床焼成物の浸出で抽出されたZn量 99.9％
〃 〃 Cu〃 99.9％
〃 〃 Fe〃 ＜0.1％
強酸浸出液分解物を含む焼成物から希酸中に抽
出された亜鉛、その他成分の総量 抽出されたZn量 98.1％ 〃 Cu量 99.8％ 〃 Fe量 0.7％ 最終希硫酸浸出液中の含有成分 Zn 150.0ｇ／ Cu 1.04ｇ／ Fe 0.54ｇ／ KMnO4等の酸化剤及び空気を希硫酸浸出液に
添加すると、亜鉛及び銅濃度は不変であるが鉄濃
度は0.02ｇ／以下に低下する。
出された亜鉛、その他成分の総量 抽出されたZn量 98.1％ 〃 Cu量 99.8％ 〃 Fe量 0.7％ 最終希硫酸浸出液中の含有成分 Zn 150.0ｇ／ Cu 1.04ｇ／ Fe 0.54ｇ／ KMnO4等の酸化剤及び空気を希硫酸浸出液に
添加すると、亜鉛及び銅濃度は不変であるが鉄濃
度は0.02ｇ／以下に低下する。
従来の完全焙焼亜鉛製造法と比較すると、強酸
液の砂床分解を利用する本発明の方法は総亜鉛
回収率で96.3％から98.1％へと向上する。本発明
の最も重要な点はジヤロサイト法等で要求される
複雑な鉄沈澱工程を電解亜鉛製造法から除去でき
ることである。
液の砂床分解を利用する本発明の方法は総亜鉛
回収率で96.3％から98.1％へと向上する。本発明
の最も重要な点はジヤロサイト法等で要求される
複雑な鉄沈澱工程を電解亜鉛製造法から除去でき
ることである。
実施例 ４
銅浸出残渣への応用
焙焼法焼成物からの浸出残渣であつて、第二銅
フエライト及び少量のコベリン（covellite）とし
ての9.2％のCuと、コバルトフエライト（CoO・
Fe2O3）としての0.31％のCoと、Fe2O3としての
48.18％のFeとを含有する銅浸出残渣を95℃で、
H2SO4濃度を50ｇ／と一定としかつ2.5時間浸
出した。得られたパルプを過し、温水で洗浄し
次いで液を67ｔ／日の割合でセミパイロツト
流動床反応装置中にスプレーした。流動床反応装
置の床は米国規篩シリーズでNo.140−No.60（105μ
ｍ−250μｍ）の粒径範囲を有するシリカ砂で構
成された。スプレーした溶液の分解で生じた小ペ
レツトと砂床は空気で流動させた。熱は外部から
与え685℃に保持した。
フエライト及び少量のコベリン（covellite）とし
ての9.2％のCuと、コバルトフエライト（CoO・
Fe2O3）としての0.31％のCoと、Fe2O3としての
48.18％のFeとを含有する銅浸出残渣を95℃で、
H2SO4濃度を50ｇ／と一定としかつ2.5時間浸
出した。得られたパルプを過し、温水で洗浄し
次いで液を67ｔ／日の割合でセミパイロツト
流動床反応装置中にスプレーした。流動床反応装
置の床は米国規篩シリーズでNo.140−No.60（105μ
ｍ−250μｍ）の粒径範囲を有するシリカ砂で構
成された。スプレーした溶液の分解で生じた小ペ
レツトと砂床は空気で流動させた。熱は外部から
与え685℃に保持した。
流動床の流出物は連続的にPH４の冷却用硫酸溶
液に投入して前記ペレツト及び硫酸塩−被覆砂粒
から銅及びコバルトを浸出した。得られたパルプ
は過洗浄して不溶性砂、ヘマタイト及び他の不
純物から溶解銅及びコバルトを回収した。
液に投入して前記ペレツト及び硫酸塩−被覆砂粒
から銅及びコバルトを浸出した。得られたパルプ
は過洗浄して不溶性砂、ヘマタイト及び他の不
純物から溶解銅及びコバルトを回収した。
結果は下記の通りである。
残渣から強硫酸に抽出されたCu量 92.3％
〃 〃 Co量 88.9％
〃 〃 Fe量 26.0％
砂床焼成物の浸出で抽出されたCu量 ＋99.9％
〃 〃 Co量 99.6％
〃 〃 Fe量 ＜0.1％
強酸浸出液分解物を含む焼成物から希酸浸出液
中に抽出された総抽出量 抽出されたCu 92.3％ 〃 Co 88.8％ 〃 Fe ＜0.1％ KMnO4等の酸化剤及び空気を希酸浸出液に添
加すると、銅及びコバルト濃度は同じであつたが
鉄濃度は0.03ｇ／以下に低下した。
中に抽出された総抽出量 抽出されたCu 92.3％ 〃 Co 88.8％ 〃 Fe ＜0.1％ KMnO4等の酸化剤及び空気を希酸浸出液に添
加すると、銅及びコバルト濃度は同じであつたが
鉄濃度は0.03ｇ／以下に低下した。
比較のため、強酸浸出液を25℃、12時間鉄セ
メンテーシヨンにより処理すると、銅セメントと
しての銅回収率は78.2％に低下し、コバルトは回
収されなかつた。
メンテーシヨンにより処理すると、銅セメントと
しての銅回収率は78.2％に低下し、コバルトは回
収されなかつた。
本発明を実施するに当つてその応用効果が最も
あるものは公知の電解亜鉛プラントでは容易には
処理し得ないような低品位の亜鉛精鉱（即ち亜鉛
含有量45％以下のもの）への応用である。斯る精
鉱の硫酸化焙焼は実施例１における如く単独でも
行えるし、あるいは実施例２における如く公知の
完全焙焼設備と組合せて行うこともできる。
あるものは公知の電解亜鉛プラントでは容易には
処理し得ないような低品位の亜鉛精鉱（即ち亜鉛
含有量45％以下のもの）への応用である。斯る精
鉱の硫酸化焙焼は実施例１における如く単独でも
行えるし、あるいは実施例２における如く公知の
完全焙焼設備と組合せて行うこともできる。
中性浸出残渣中のフエライトは強硫酸で分解
し、液は冷媒としてスプレーして硫酸化焙焼炉
に戻す。焙焼炉で液を熱分解すると含有鉄分は
比較的不溶性のFe2O3に転換し、一方亜鉛及び銅
は水及び／又は弱硫酸に可溶な硫酸塩として残存
する。
し、液は冷媒としてスプレーして硫酸化焙焼炉
に戻す。焙焼炉で液を熱分解すると含有鉄分は
比較的不溶性のFe2O3に転換し、一方亜鉛及び銅
は水及び／又は弱硫酸に可溶な硫酸塩として残存
する。
更に、本発明は実施例３に記載した如く公知の
電解亜鉛プラントにおいて現在行なわれている鉄
沈澱法に代えて使用することもできる。通常の亜
鉛プラントから生じるフエライト残渣は現行法に
おけると同様に強硫酸により浸出処理されるが、
現在使用されているジヤロサイト法等の鉄沈澱法
の代りに液を不活性流動砂床を用いて硫酸化条
件下で分解する。硫酸鉄類は比較的不溶性で安定
なFe2O3に分解し、従つて砂床焼成物に由来する
次工程の浸出液中の鉄濃度は、ジヤロサイト法
等の鉄沈澱工程を必要としない程度に充分低く精
製循環系に送り込まれる主亜鉛プラントの中性浸
出溶液と混合することができる。
電解亜鉛プラントにおいて現在行なわれている鉄
沈澱法に代えて使用することもできる。通常の亜
鉛プラントから生じるフエライト残渣は現行法に
おけると同様に強硫酸により浸出処理されるが、
現在使用されているジヤロサイト法等の鉄沈澱法
の代りに液を不活性流動砂床を用いて硫酸化条
件下で分解する。硫酸鉄類は比較的不溶性で安定
なFe2O3に分解し、従つて砂床焼成物に由来する
次工程の浸出液中の鉄濃度は、ジヤロサイト法
等の鉄沈澱工程を必要としない程度に充分低く精
製循環系に送り込まれる主亜鉛プラントの中性浸
出溶液と混合することができる。
第１図は低品位の亜鉛精鉱を処理するための本
発明による硫酸化焙焼プロセスの実施態様を説明
する図式的フローシートであり、第２図は低品位
亜鉛精鉱及び高品位亜鉛精鉱をそれぞれ処理する
ための硫酸化焙焼法及び完全焙焼法を組合せた本
発明による一実施態様を示すフローシートであ
り、第３図は本発明による硫酸化焙焼法の実施態
様を示すものであつて高品位亜鉛精鉱の完全焙焼
操作だけで得られるフエライト残渣を処理するた
めの態様を示すフローシートであり、第４図は非
鉄金属類の硫酸塩及び硫酸鉄類を含む溶液から硫
酸鉄類を熱分解して酸化第二鉄にし前記非鉄金属
類を回収するために適用する本発明の硫酸化焙焼
法の実施態様を示すフローシートであり、第５図
は平衡安定図であり、第６図は実施例１に関連す
る図式的プラントのレイアウトを示す図であり、
かつ第７図は実施例に関する図式的プラントのレ
イアウトを示す図である。
発明による硫酸化焙焼プロセスの実施態様を説明
する図式的フローシートであり、第２図は低品位
亜鉛精鉱及び高品位亜鉛精鉱をそれぞれ処理する
ための硫酸化焙焼法及び完全焙焼法を組合せた本
発明による一実施態様を示すフローシートであ
り、第３図は本発明による硫酸化焙焼法の実施態
様を示すものであつて高品位亜鉛精鉱の完全焙焼
操作だけで得られるフエライト残渣を処理するた
めの態様を示すフローシートであり、第４図は非
鉄金属類の硫酸塩及び硫酸鉄類を含む溶液から硫
酸鉄類を熱分解して酸化第二鉄にし前記非鉄金属
類を回収するために適用する本発明の硫酸化焙焼
法の実施態様を示すフローシートであり、第５図
は平衡安定図であり、第６図は実施例１に関連す
る図式的プラントのレイアウトを示す図であり、
かつ第７図は実施例に関する図式的プラントのレ
イアウトを示す図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 亜鉛及び／又は銅と鉄とを硫酸塩として含む
強硫酸溶液から亜鉛及び／又は銅を回収する方法
であつて、 細分した前記溶液を温度600−750℃、化学量論
量の酸素に対して20−150％過剰の酸素を含む空
気を用い平均滞留時間１−12時間の条件下で流動
床反応装置中にて熱分解に付し酸化第二鉄及び前
記亜鉛及び／又は銅の硫酸塩を含む焼成物を得る
工程と、 水あるいは希硫酸溶液を用いて前記焼成物から
前記亜鉛及び／又は銅の硫酸塩を浸出する工程
と、 前記亜鉛及び／又は銅の硫酸塩を含有する前記
浸出溶液と残渣を分離する工程と、更に 電解あるいはその他の方法により前記浸出溶液
から前記亜鉛及び／又は銅を回収する工程とから
なる前記亜鉛及び／又は銅を回収する方法。 ２ 前記硫酸化焙焼を685℃、化学量論量の酸素
に対して85％過剰の酸素を含む空気を用い平均滞
留時間5.5時間で行うことからなる特許請求の範
囲第１項に記載の方法。 ３ 前記浸出工程を温度25−80℃、PH0.3−7.0、
平均滞留時間0.5−10時間で行うことからなる特
許請求の範囲第１項に記載の方法。 ４ 前記浸出工程を温度40−60℃、PH3.6−4.2、
平均滞留時間0.5−1.5時間で行うことからなる特
許請求の範囲第３項に記載の方法。 ５ 亜鉛及び／又は銅と鉄を含む固体物質から前
記亜鉛及び／又は銅を回収する方法であつて、 (a) 前記固体物質を細分して流動床反応装置中に
て温度600−750℃、化学量論量の酸素に対して
20−150％過剰の酸素を含む空気を用い平均滞
留時間１−12時間の条件下でSO2、SO3、水蒸
気及び空気からの残存O2及びN2を結果的に含
む雰囲気下で焙焼して、フエライト、前記亜鉛
及び／又は銅の硫酸塩類、オキシ硫酸塩類及び
酸化物類並びにヘマタイトを含む焼成物を得、 (b) 前記焼成物を水あるいは希硫酸溶液で浸出処
理し前記亜鉛及び／又は銅の硫酸塩、オキシ硫
酸塩及び酸化物を一部前記焼成物から水あるい
は希硫酸溶液中に浸出させ、 (c) 工程(b)で得られた浸出パルプを固液分離して
前記亜鉛及び／又は銅の精練及び回収工程に適
する浸出溶液を得、 (d) 工程(c)で得られた固形分残渣を強硫酸溶液で
浸出処理してフエライトと前記亜鉛及び／又は
銅の未反応硫化物を硫酸鉄及び前記亜鉛及び／
又は銅の硫酸塩に変換し、 (e) 工程(d)で得られたパルプを固液分離して鉄の
硫酸塩類と前記亜鉛及び／又は銅の硫酸塩類と
を含む浸出溶液を得、更に (f) 工程(e)で得た前記溶液を細分して前記流動床
反応装置へ再循環して鉄の硫酸塩類を酸化第二
鉄、SO2及びSO3に変換すると同時に硫酸を
SO2、SO3及びガス状H2Oに変換することから
なる亜鉛及び／又は銅を回収する方法。 ６ 工程(a)を685℃、化学量論量の酸素に対して
85％過剰の酸素を含む空気を用い平均滞留時間
5.5時間で実施する特許請求の範囲第５項に記載
の方法。 ７ 工程(d)を温度25−80℃、PH0.3−7.0、及び平
均滞留時間0.5−10時間の条件下で行うことから
なる特許請求の範囲第５項に記載の方法。 ８ 工程(b)を40−60℃、PH36−4.2、及び平均滞
留時間0.5−1.5時間の条件下で行うことからなる
特許請求の範囲第７項に記載の方法。 ９ 工程(d)を温度40−100℃、平均滞留時間1.5−
10時間及びPH2.0以下で実施することからなる特
許請求の範囲第５項に記載の方法。 １０ 工程(d)を95℃、平均滞留時間２時間の条件
下40ｇ／の遊離H2SO4溶液（PH＝0.1）を用い
て行うことからなる特許請求の範囲第９項に記載
の方法。 １１ 工程(e)において固形分残渣を温水あるいは
温希硫酸で洗浄しかつ得られた溶液を流動床反応
装置に再循環するに先立ち強酸浸出濾液と混合す
ることからなる特許請求の範囲第５項に記載の方
法。 １２ 前記温水あるいは温希硫酸溶液の量は固形
分残渣に含まれている溶液の容量で２倍以下であ
ることからなる特許請求の範囲第１１項に記載の
方法。 １３ 90℃以上の温水あるいは温希硫酸溶液を使
用することからなる特許請求の範囲第１１項ある
いは第１２項に記載の方法。 １４ 流動床反応装置からのオフガスをH2SO4
プラントに供給することからなる特許請求の範囲
第５−１２項のいずれかに記載の方法。 １５ 完全焙焼炉からの焼成物を工程(b)に先立ち
連続的に流動床硫酸化反応装置からの焼成物に配
合することからなる特許請求の範囲第５項に記載
の方法。 １６ 完全焙焼炉からの焼成物を独立系あるいは
準独立循環系で浸出し、最終強酸浸出溶液を硫酸
化焙焼炉に再循環することからなる特許請求の範
囲第５項に記載の方法。 １７ 前記独立系あるいは準独立循環系は、工程
(b)において完全焙焼炉及び硫酸化焙焼炉からの焼
成物を別々に浸出処理し、工程(c)において浸出パ
ルプを別々の固液分離に付し、工程(d)において固
液分離による固形分残渣を浸出処理に付し、工程
(e)において得られたパルプを固液分離に付し、こ
の結果得られた溶液を工程(c)からの完全焙焼浸出
パルプから生成した固体状濾塊に添加し、工程(d)
においてこのパルプを浸出処理に付し、次いで工
程(f)において硫酸化焙焼炉で熱分解することから
なる特許請求の範囲第１６項に記載の方法。 １８ 流動床硫酸化反応装置／完全焙焼炉への供
給比を、流動床硫酸化反応装置が炉温度保持に必
要な程度自己発熱するように決めることからなる
特許請求の範囲第１５，１６又は１７項に記載の
方法。 １９ 硫酸化焙焼炉は炉温度を保持するに充分な
程度に自己発熱をせず燃料補給が必要である特許
請求の範囲第１５，１６又は１７項に記載の方
法。
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