亜鉛精鉱の浸出方法
【課題】 亜鉛精鉱を直接硫酸浸出する浸出槽において、精鉱に付着残留している浮選剤により発生する気泡のショートパスならびに浸出反応により生成する硫酸鉛の過度の蓄積を防止することにより、亜鉛浸出率の低下を回避し円滑な浸出操業を継続させる。
【解決手段】亜鉛精鉱を硫酸浸出する浸出槽において、残留選鉱剤に起因する泡のショートパスに伴う未反応の亜鉛精鉱のショートパスを防止するとともに、沈降し、滞留しやすい硫酸鉛を排出するために前記浸出槽内を攪拌しつつ、出口部の堰を上下可動式とし、過度に浸出槽内に蓄積した硫酸鉛の排出も容易にする亜鉛精鉱の浸出方法。
【解決手段】亜鉛精鉱を硫酸浸出する浸出槽において、残留選鉱剤に起因する泡のショートパスに伴う未反応の亜鉛精鉱のショートパスを防止するとともに、沈降し、滞留しやすい硫酸鉛を排出するために前記浸出槽内を攪拌しつつ、出口部の堰を上下可動式とし、過度に浸出槽内に蓄積した硫酸鉛の排出も容易にする亜鉛精鉱の浸出方法。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は、亜鉛の原料である亜鉛精鉱の浸出方法に関するものである。
【背景技術】
【０００２】
亜鉛精鉱からの亜鉛製錬方法は、ISP法等に代表される乾式法と湿式法に大別される。湿式法については大半が、酸化焙焼⇒酸浸出⇒浄液⇒電解採取というフローを採用している。この方法は、先ず精鉱を酸化焙焼して主成分である硫化亜鉛を酸浸出しやすい形態（酸化亜鉛）に酸化して、併せて除去される硫黄分を硫酸として回収する。その後、焙焼生成物である焼鉱（酸化亜鉛主体）を酸浸出し、その浸出液を浄液したのち電解採取法により亜鉛地金を得る。
【０００３】
上記焙焼−浸出法とは違って、直接亜鉛精鉱を酸浸出し浸出液を得る方法も発案・実施されている。その代表的な例はSherritt法として知られる、オートクレーブを用いて高温（150℃程度）高圧下で酸素を吹き込み酸化浸出する方法である。このような方法では、精鉱中の硫黄分を単体硫黄として回収するのが一般的であり、副産物としての硫酸は得られないが、硫酸市況の低迷が続く近年の状況ではそれほど問題とはならない。
しかしながら、高温・高圧の反応容器が必要となるためエンジニアリング的に複雑となり建設費が高いという問題があった。
【０００４】
元々、亜鉛精鉱（硫化亜鉛）の大気圧下での酸浸出については理論的・実験室的には可能であることが旧くより公知（例えば、冶金学の教科書「非鉄金属製錬」〜日本金属学会編 ４・３章）であり、高圧反応容器を用いることなく、より簡易に大気圧下で亜鉛精鉱を浸出する方法が、既にいくつか発案されている。
【０００５】
一例として、特表2000-515585に開示された方法が挙げられる。
この技術の基本は原料を微細（80％が20μm以下）に粉砕し酸素を用いて酸化浸出することである。これにより、オートクレーブを使用することなく、オープンリアクタで浸出が可能となっている。
【０００６】
また、別の例として特開2002-285253に開示された方法がある。
この方法は、浸出途中の精鉱を磨鉱することにより精鉱粒子表面に生成される単体硫黄等の副生物を剥離させ反応を速やかに進行させるものである。実施例では30分で亜鉛浸出率が95％に到達と記載されている。
【０００７】
上記２例にみるように、大気圧下での浸出の場合、精鉱の粒度（比表面積）や粒子表面の状態が重要な条件と考えられ、その為、選鉱段階での微粉砕あるいは浸出段階での磨鉱といった特殊な操作を付加して浸出反応速度を増大させることの必要性が強調されてきた。
【特許文献１】特表第2000-515585号
【特許文献２】特開第2002-285253号
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００８】
前記の選鉱段階での微粉砕および浸出段階での磨鉱といった特殊な操作は運転コストの増大や粒度管理等の操業管理面の複雑さを抱え込むことになる。
通常粒度の亜鉛精鉱を使用して、前項記載の特殊な操作を用いずとも、１〜２日程度までの常識的な浸出時間で浸出を完了できるのであれば、工業規模で実施する際に、多少装置が大型化することになっても、操業管理および設備管理面で、より一層簡易となるメリットが大きい。
【０００９】
実際、本発明者等はバッチのビーカー実験において、硫酸浴80℃で酸素を吹き込むと17〜19時間をかければ、上記の特殊な操作を加えることなしに、亜鉛浸出率が98％を超えることを確認した。このこと自体は、前述の教科書や文献等より得られる知見から容易に予測できることであった。
【００１０】
しかしながら、内容量10Lの小規模浸出槽を複数直列に連結して連続浸出実験を行ってみると、２つの課題が生じた。
【００１１】
第１に、精鉱粒子に付着残留している選鉱剤が原因で発泡し、この気泡に付随して精鉱粒子が次段の浸出槽にオーバーフローしてしましい、所定の浸出時間前槽に滞留しない（以下この現象をショートパスと称す。）問題である。旧来の焙焼−浸出法の場合は、選鉱剤が焙焼工程で燃焼除去されるが、精鉱の直接浸出時には精鉱に選鉱剤が付着残留している為に発泡することは避けがたい。
この対策としては、公知の技術として消泡剤を用いることが有効であることが判っている。実際その効果も認められた。しかし、本方法では浸出槽での平均滞留時間を長く採っているので、ごく僅かな発泡でも、これによるショートパスの影響が顕著となる。したがってこの場合、各浸出槽での浸出が不十分となり膨大な浸出槽段数が必要となってしまう。
【００１２】
第２に、亜鉛精鉱中には通常、鉛が0.1〜10％程度含有されており、硫酸浸出によって硫酸鉛を生成する。この硫酸鉛は比重が大きく、加えて浸出槽に滞留している間に結晶成長するため、一部が各浸出槽から排出されずに徐々に蓄積してくる。蓄積したとしても、いずれは硫酸鉛粒子濃度の濃いスラリーとして次槽へ排出されれば問題は起きない。
しかしながら、実際に実験を行ってみると、蓄積の度合いが行き過ぎた場合、下層に硫酸鉛主体のスラリー、表層には反応途中の精鉱粒子を含むスラリーが偏り、擬似的な２層分離を起こす。これが原因で、精鉱粒子が表層部を上滑りするが如く次槽へ流出し、実質的な滞留時間が短くなり、やはり多数の浸出槽が必要となってくる。この問題の本質は浸出槽内のスラリーが２層分離した際に、下層の硫酸鉛主体のスラリー中に精鉱粒子が入り込まない現象が起きる点である。
【００１３】
バッチ操業であれば上記のような硫酸鉛蓄積は大きな問題とはならないが、連続操業で鉛含有率の高い亜鉛精鉱を処理する場合、前述の精鉱の初期粒度や浸出途中での副生物の被覆の問題よりも、さらに重要な課題となってくる。
【課題を解決するための手段】
【００１４】
即ち上記課題を解決する本発明は、
（１） 亜鉛精鉱を硫酸浸出する浸出槽において、残留選鉱剤に起因する泡のショートパスに伴う未反応の亜鉛精鉱のショートパスを防止するとともに、沈降し、滞留しやすい硫酸鉛を排出するために前記浸出槽内を攪拌しつつ、出口部の堰を上下可動式とし、過度に浸出槽内に蓄積した硫酸鉛の排出も容易にする亜鉛精鉱の浸出方法。
【００１５】
（２） 上記（１）において、硫酸鉛蓄積を制御し、浸出槽内スラリーの濾過物鉛品位を40mass%以下に管理する亜鉛精鉱の浸出方法。
である。
【発明の効果】
【００１６】
本発明によれば、
（１）亜鉛精鉱を直接硫酸浸出する方法において、選鉱段階での微粉砕や浸出途中での再粉砕などの特殊な操作を施すことなく、簡易な方法で連続的に浸出を継続できる。
【００１７】
（２）浸出に要する時間が長いために浸出反応装置が大型化することも有り得るが、操業管理および設備管理面での複雑さや困難さがなく、とくに鉱山近傍等の僻地で操業する際に有利である。
【００１８】
（３）特に、鉛含有率が高く生成する硫酸鉛量が多くなる亜鉛精鉱についても浸出槽内での硫酸鉛蓄積を防止することにより問題なく対応できる。
（４）亜鉛精鉱を煩雑な装置、方法を駆使しなくとも、浸出率98％以上という高い値が得られる。
【発明を実施するための最良の形態】
【００１９】
以下本発明に関して、詳細に説明する。
本発明における対象鉱石は、亜鉛精鉱である。
亜鉛精鉱は、40〜53mass%亜鉛を含有する。
また粒度は、粒径40〜60μｍに入るものが80mass%以上である。
【００２０】
浸出は、硫酸にて行う。
酸濃度は、H2SO4 = 150〜190g/Lである。
浸出前の亜鉛精鉱スラリー濃度は、150〜250g/Lである。
浸出前の液中の亜鉛濃度は、40〜60g/Lである。
【００２１】
浸出槽は、滞留時間を10〜15時間確保できる大きさが望ましい。
よって、3〜6槽有することが好ましい。
浸出温度は、70〜90℃が好ましい。
【００２２】
浸出槽での攪拌速度は、450〜550rpmが望ましい。
攪拌は、亜鉛精鉱の浸出を良好にするばかりか、沈降、蓄積し易い硫酸鉛を次槽或いは、次工程へ移行させるために行われる。
前記目的に合致する回転数が、例えば前記の回転数である。
【００２３】
まず第１の課題である泡によるショートパスを防止する目的で、直列に連結した各浸出槽の出口部に堰（図１においては、半円筒状とした。）を設けた。これにより、泡と挙動をともにする反応途中の精鉱粒子のショートパスをほぼ完全に防止できた。
【００２４】
次に、第２の課題である硫酸鉛の蓄積防止の手段であるが、本来であれば浸出槽内の撹拌強度を増大させるか、あるいは蓄積しないように強制的に上昇流を作ってやれば硫酸鉛は次槽へオーバーフローされ蓄積は通常起こらない。
【００２５】
しかしながら、第１の課題を解決するために設置した堰が逆効果となり堰内部で水篩状態を作るために比重の大きい硫酸鉛は蓄積していく。
単純な水篩状態であれば、硫酸鉛スラリーが槽一杯に蓄積し、いずれは硫酸鉛粒子の濃いスラリーとして排出され問題にはならない。
【００２６】
しかし、現実には硫酸鉛の蓄積が行き過ぎた場合、前述の如くスラリーが２層分離を起こし、精鉱粒子のショートパスが起きてしまう。
【００２７】
上記のような、堰を設置したために生じる硫酸鉛の蓄積を解決する効果的な方法として浸出槽スラリーの底抜きが考えられる。すなわち浸出槽底部より配管でスラリーを抜き出し、次段の浸出槽へ垂流するかあるいはポンプアップして送流し、底部への硫酸鉛の蓄積が起こり得ないようにすれば、自ずと前記のスラリーの２層分離も起こり得ない。
【００２８】
しかし、この方法では各浸出槽の液レベル管理や高濃度スラリーの送液が必要となり、操業管理、設備管理面で複雑化する。
【００２９】
より簡易に硫酸鉛の排出を促進する手段として、第１の課題解決の為に設置した出口堰を上下可動として、泡のショートパスを防止しつつ、硫酸鉛の蓄積も回避できる位置に調整する方法に考え至った。
【００３０】
本発明においては、亜鉛浸出槽出口に上下可動の堰を設ける。
本発明の実施方法の一例を図１に示す。
図１に示すように、浸出槽本体１、撹拌機２、撹拌羽根３、出口部に半円柱
状の筒を堰４として設置し、槽内のスラリーはこの堰の中を通過して樋５を介
して次槽へオーバーフローしていく構造なっている。本発明では、出口の堰４
により、反応途中の精鉱粒子を随伴した気泡が次槽へオーバーフローするのを
防止する仕組みとなっている。
【００３１】
また、この堰４は上下動可能となっており、深く差し込めば気泡のオーバーフローをより完全に防止でき、一方で硫酸鉛の蓄積が進行する場合は、反対に堰を浅く調整することにより硫酸鉛の次槽への排出を促す。
ここにおいて、浸出槽内スラリーの濾過物鉛品位を40mass%以下に管理すると好ましい操業になる。
【００３２】
これにより、硫酸鉛の蓄積が過度に進行するのを回避する。堰の深さは、その時々の操業状況、とくに精鉱の種類等に応じて適宜調整することができる。
【００３３】
例えば、浸出槽の第1槽の出口堰下端水深が、20〜35ｍｍであることが望ましい。
また浸出槽の第2槽以降の出口堰下端水深が、23〜27ｍｍであることが望ましい。
【実施例】
【００３４】
（実施例１）
下記の浸出装置構成および条件で連続浸出試験を行った。
１．浸出槽：内径＝235ｍｍ、出口高＝230ｍｍ、内容量＝10L
２．槽数：5槽（直列）
３．平均滞留時間：12時間／槽
【００３５】
４．撹拌羽根回転数＝500rpm
５．温度：85℃
６．亜鉛精鉱品位＝45.2mass％−Zn、 亜鉛精鉱粒度Ｐ80＝52μm
７．浸出前スラリー濃度＝200g/L（液中Zn濃度＝50g/L）
【００３６】
上記条件にて連続して30日間の連続試験を行った。試験途中に試行錯誤で
出口堰の高さの調整を行い、硫酸鉛の蓄積と排出が平衡に達した状態での第１、第３および第５槽の各槽の亜鉛濃度推移をそれぞれ図２に示す。
尚、図中で亜鉛濃度の一部が１００％浸出時の値を超過しているのは、水分蒸発（補給水不足）および未反応精鉱粒子の一部が後段浸出槽にショートパスしたことが原因である。
【００３７】
なお、このときの静置状態での出口堰下端の水深は、
第１槽＝30mm、第2〜5槽＝25mm であった。
図２から、第３槽でほぼ100％近い浸出率に到達していたことが判る。
残渣分析の結果から精査したところ、第５槽出口で98％の浸出率となっていた。この状態での各浸出槽内スラリーおよび第５槽排出スラリーの濾過物の分析値を表１に示す。槽内に硫酸鉛が蓄積している影響で排出スラリーよりも槽内スラリーの方が、Pb品位が高くなっているが、それでも40mass%以下に収まっている。
【表１】
（比較例１）
【００３８】
一方、浸出試験の途中、出口堰の位置調整をする段階で、出口堰下端の
水深を浅くした時の亜鉛濃度の変化を図３に示す。
第1〜5槽の出口堰下端の水深＝10mm（変更前は、全槽20mm）
【００３９】
図３から判るように出口堰の位置を上げ、全槽の堰下端水深を10mmまで浅くすると、未反応精鉱を随伴した気泡の一部が次槽にショートパスを始め、
その結果、第１槽の亜鉛濃度が急激に低下し、第３槽以降にも影響を与え始めた。放置しておくとさらに悪化するのが明白であったため、10.5日目に出口堰高さを元に戻した。
（比較例２）
【００４０】
比較例１とは反対に、出口堰下端の水深を深くしすぎた場合の亜鉛濃度の変化を図４に示す。
第1槽出口堰下端の水深＝45mm、（第2〜5槽＝30mm）
出口堰を下げてから２日ほど経って、とくに堰下端の水深を45mmまで深くした第１槽の亜鉛濃度が急激に低下し始めた。この際、同時に第１槽のpHが0.9から0.3へ急低下したことから、未反応精鉱のショートパスが起こっていたと推定できる。
【００４１】
スラリーの色も精鉱の色を反映した黒色から、硫酸鉛の蓄積の影響で灰色に変化していた。状況回復の為、15日目途中で出口堰高さを元に戻した（上げた）ところ速やかに亜鉛濃度が上昇・回復した。
【００４２】
硫酸鉛が蓄積した状態での各浸出槽内スラリーおよび第５槽排出スラリーの濾過物の分析値を表２に示す。
【表２】
【００４３】
表２から判るように、定常状態の状況＝表１に比して、さらに浸出槽内での硫酸鉛の蓄積が進行しており、槽内スラリーのPb品位が60mass％前後にまで達していたことが判る。
他方、スラリー中のZn含有率は極端に低く、過度に硫酸鉛が蓄積した状態ではスラリーの中に反応途中の精鉱粒子が混入し難く、上層を上滑りしてショートパスしていたことが判る。
【図面の簡単な説明】
【００４４】
【図１】本発明の浸出槽の構成
【図２】実施例１における浸出槽亜鉛濃度の推移
【図３】比較例１における浸出槽亜鉛濃度の推移
【図４】比較例２における浸出槽亜鉛濃度の推移
【技術分野】
【０００１】
本発明は、亜鉛の原料である亜鉛精鉱の浸出方法に関するものである。
【背景技術】
【０００２】
亜鉛精鉱からの亜鉛製錬方法は、ISP法等に代表される乾式法と湿式法に大別される。湿式法については大半が、酸化焙焼⇒酸浸出⇒浄液⇒電解採取というフローを採用している。この方法は、先ず精鉱を酸化焙焼して主成分である硫化亜鉛を酸浸出しやすい形態（酸化亜鉛）に酸化して、併せて除去される硫黄分を硫酸として回収する。その後、焙焼生成物である焼鉱（酸化亜鉛主体）を酸浸出し、その浸出液を浄液したのち電解採取法により亜鉛地金を得る。
【０００３】
上記焙焼−浸出法とは違って、直接亜鉛精鉱を酸浸出し浸出液を得る方法も発案・実施されている。その代表的な例はSherritt法として知られる、オートクレーブを用いて高温（150℃程度）高圧下で酸素を吹き込み酸化浸出する方法である。このような方法では、精鉱中の硫黄分を単体硫黄として回収するのが一般的であり、副産物としての硫酸は得られないが、硫酸市況の低迷が続く近年の状況ではそれほど問題とはならない。
しかしながら、高温・高圧の反応容器が必要となるためエンジニアリング的に複雑となり建設費が高いという問題があった。
【０００４】
元々、亜鉛精鉱（硫化亜鉛）の大気圧下での酸浸出については理論的・実験室的には可能であることが旧くより公知（例えば、冶金学の教科書「非鉄金属製錬」〜日本金属学会編 ４・３章）であり、高圧反応容器を用いることなく、より簡易に大気圧下で亜鉛精鉱を浸出する方法が、既にいくつか発案されている。
【０００５】
一例として、特表2000-515585に開示された方法が挙げられる。
この技術の基本は原料を微細（80％が20μm以下）に粉砕し酸素を用いて酸化浸出することである。これにより、オートクレーブを使用することなく、オープンリアクタで浸出が可能となっている。
【０００６】
また、別の例として特開2002-285253に開示された方法がある。
この方法は、浸出途中の精鉱を磨鉱することにより精鉱粒子表面に生成される単体硫黄等の副生物を剥離させ反応を速やかに進行させるものである。実施例では30分で亜鉛浸出率が95％に到達と記載されている。
【０００７】
上記２例にみるように、大気圧下での浸出の場合、精鉱の粒度（比表面積）や粒子表面の状態が重要な条件と考えられ、その為、選鉱段階での微粉砕あるいは浸出段階での磨鉱といった特殊な操作を付加して浸出反応速度を増大させることの必要性が強調されてきた。
【特許文献１】特表第2000-515585号
【特許文献２】特開第2002-285253号
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００８】
前記の選鉱段階での微粉砕および浸出段階での磨鉱といった特殊な操作は運転コストの増大や粒度管理等の操業管理面の複雑さを抱え込むことになる。
通常粒度の亜鉛精鉱を使用して、前項記載の特殊な操作を用いずとも、１〜２日程度までの常識的な浸出時間で浸出を完了できるのであれば、工業規模で実施する際に、多少装置が大型化することになっても、操業管理および設備管理面で、より一層簡易となるメリットが大きい。
【０００９】
実際、本発明者等はバッチのビーカー実験において、硫酸浴80℃で酸素を吹き込むと17〜19時間をかければ、上記の特殊な操作を加えることなしに、亜鉛浸出率が98％を超えることを確認した。このこと自体は、前述の教科書や文献等より得られる知見から容易に予測できることであった。
【００１０】
しかしながら、内容量10Lの小規模浸出槽を複数直列に連結して連続浸出実験を行ってみると、２つの課題が生じた。
【００１１】
第１に、精鉱粒子に付着残留している選鉱剤が原因で発泡し、この気泡に付随して精鉱粒子が次段の浸出槽にオーバーフローしてしましい、所定の浸出時間前槽に滞留しない（以下この現象をショートパスと称す。）問題である。旧来の焙焼−浸出法の場合は、選鉱剤が焙焼工程で燃焼除去されるが、精鉱の直接浸出時には精鉱に選鉱剤が付着残留している為に発泡することは避けがたい。
この対策としては、公知の技術として消泡剤を用いることが有効であることが判っている。実際その効果も認められた。しかし、本方法では浸出槽での平均滞留時間を長く採っているので、ごく僅かな発泡でも、これによるショートパスの影響が顕著となる。したがってこの場合、各浸出槽での浸出が不十分となり膨大な浸出槽段数が必要となってしまう。
【００１２】
第２に、亜鉛精鉱中には通常、鉛が0.1〜10％程度含有されており、硫酸浸出によって硫酸鉛を生成する。この硫酸鉛は比重が大きく、加えて浸出槽に滞留している間に結晶成長するため、一部が各浸出槽から排出されずに徐々に蓄積してくる。蓄積したとしても、いずれは硫酸鉛粒子濃度の濃いスラリーとして次槽へ排出されれば問題は起きない。
しかしながら、実際に実験を行ってみると、蓄積の度合いが行き過ぎた場合、下層に硫酸鉛主体のスラリー、表層には反応途中の精鉱粒子を含むスラリーが偏り、擬似的な２層分離を起こす。これが原因で、精鉱粒子が表層部を上滑りするが如く次槽へ流出し、実質的な滞留時間が短くなり、やはり多数の浸出槽が必要となってくる。この問題の本質は浸出槽内のスラリーが２層分離した際に、下層の硫酸鉛主体のスラリー中に精鉱粒子が入り込まない現象が起きる点である。
【００１３】
バッチ操業であれば上記のような硫酸鉛蓄積は大きな問題とはならないが、連続操業で鉛含有率の高い亜鉛精鉱を処理する場合、前述の精鉱の初期粒度や浸出途中での副生物の被覆の問題よりも、さらに重要な課題となってくる。
【課題を解決するための手段】
【００１４】
即ち上記課題を解決する本発明は、
（１） 亜鉛精鉱を硫酸浸出する浸出槽において、残留選鉱剤に起因する泡のショートパスに伴う未反応の亜鉛精鉱のショートパスを防止するとともに、沈降し、滞留しやすい硫酸鉛を排出するために前記浸出槽内を攪拌しつつ、出口部の堰を上下可動式とし、過度に浸出槽内に蓄積した硫酸鉛の排出も容易にする亜鉛精鉱の浸出方法。
【００１５】
（２） 上記（１）において、硫酸鉛蓄積を制御し、浸出槽内スラリーの濾過物鉛品位を40mass%以下に管理する亜鉛精鉱の浸出方法。
である。
【発明の効果】
【００１６】
本発明によれば、
（１）亜鉛精鉱を直接硫酸浸出する方法において、選鉱段階での微粉砕や浸出途中での再粉砕などの特殊な操作を施すことなく、簡易な方法で連続的に浸出を継続できる。
【００１７】
（２）浸出に要する時間が長いために浸出反応装置が大型化することも有り得るが、操業管理および設備管理面での複雑さや困難さがなく、とくに鉱山近傍等の僻地で操業する際に有利である。
【００１８】
（３）特に、鉛含有率が高く生成する硫酸鉛量が多くなる亜鉛精鉱についても浸出槽内での硫酸鉛蓄積を防止することにより問題なく対応できる。
（４）亜鉛精鉱を煩雑な装置、方法を駆使しなくとも、浸出率98％以上という高い値が得られる。
【発明を実施するための最良の形態】
【００１９】
以下本発明に関して、詳細に説明する。
本発明における対象鉱石は、亜鉛精鉱である。
亜鉛精鉱は、40〜53mass%亜鉛を含有する。
また粒度は、粒径40〜60μｍに入るものが80mass%以上である。
【００２０】
浸出は、硫酸にて行う。
酸濃度は、H2SO4 = 150〜190g/Lである。
浸出前の亜鉛精鉱スラリー濃度は、150〜250g/Lである。
浸出前の液中の亜鉛濃度は、40〜60g/Lである。
【００２１】
浸出槽は、滞留時間を10〜15時間確保できる大きさが望ましい。
よって、3〜6槽有することが好ましい。
浸出温度は、70〜90℃が好ましい。
【００２２】
浸出槽での攪拌速度は、450〜550rpmが望ましい。
攪拌は、亜鉛精鉱の浸出を良好にするばかりか、沈降、蓄積し易い硫酸鉛を次槽或いは、次工程へ移行させるために行われる。
前記目的に合致する回転数が、例えば前記の回転数である。
【００２３】
まず第１の課題である泡によるショートパスを防止する目的で、直列に連結した各浸出槽の出口部に堰（図１においては、半円筒状とした。）を設けた。これにより、泡と挙動をともにする反応途中の精鉱粒子のショートパスをほぼ完全に防止できた。
【００２４】
次に、第２の課題である硫酸鉛の蓄積防止の手段であるが、本来であれば浸出槽内の撹拌強度を増大させるか、あるいは蓄積しないように強制的に上昇流を作ってやれば硫酸鉛は次槽へオーバーフローされ蓄積は通常起こらない。
【００２５】
しかしながら、第１の課題を解決するために設置した堰が逆効果となり堰内部で水篩状態を作るために比重の大きい硫酸鉛は蓄積していく。
単純な水篩状態であれば、硫酸鉛スラリーが槽一杯に蓄積し、いずれは硫酸鉛粒子の濃いスラリーとして排出され問題にはならない。
【００２６】
しかし、現実には硫酸鉛の蓄積が行き過ぎた場合、前述の如くスラリーが２層分離を起こし、精鉱粒子のショートパスが起きてしまう。
【００２７】
上記のような、堰を設置したために生じる硫酸鉛の蓄積を解決する効果的な方法として浸出槽スラリーの底抜きが考えられる。すなわち浸出槽底部より配管でスラリーを抜き出し、次段の浸出槽へ垂流するかあるいはポンプアップして送流し、底部への硫酸鉛の蓄積が起こり得ないようにすれば、自ずと前記のスラリーの２層分離も起こり得ない。
【００２８】
しかし、この方法では各浸出槽の液レベル管理や高濃度スラリーの送液が必要となり、操業管理、設備管理面で複雑化する。
【００２９】
より簡易に硫酸鉛の排出を促進する手段として、第１の課題解決の為に設置した出口堰を上下可動として、泡のショートパスを防止しつつ、硫酸鉛の蓄積も回避できる位置に調整する方法に考え至った。
【００３０】
本発明においては、亜鉛浸出槽出口に上下可動の堰を設ける。
本発明の実施方法の一例を図１に示す。
図１に示すように、浸出槽本体１、撹拌機２、撹拌羽根３、出口部に半円柱
状の筒を堰４として設置し、槽内のスラリーはこの堰の中を通過して樋５を介
して次槽へオーバーフローしていく構造なっている。本発明では、出口の堰４
により、反応途中の精鉱粒子を随伴した気泡が次槽へオーバーフローするのを
防止する仕組みとなっている。
【００３１】
また、この堰４は上下動可能となっており、深く差し込めば気泡のオーバーフローをより完全に防止でき、一方で硫酸鉛の蓄積が進行する場合は、反対に堰を浅く調整することにより硫酸鉛の次槽への排出を促す。
ここにおいて、浸出槽内スラリーの濾過物鉛品位を40mass%以下に管理すると好ましい操業になる。
【００３２】
これにより、硫酸鉛の蓄積が過度に進行するのを回避する。堰の深さは、その時々の操業状況、とくに精鉱の種類等に応じて適宜調整することができる。
【００３３】
例えば、浸出槽の第1槽の出口堰下端水深が、20〜35ｍｍであることが望ましい。
また浸出槽の第2槽以降の出口堰下端水深が、23〜27ｍｍであることが望ましい。
【実施例】
【００３４】
（実施例１）
下記の浸出装置構成および条件で連続浸出試験を行った。
１．浸出槽：内径＝235ｍｍ、出口高＝230ｍｍ、内容量＝10L
２．槽数：5槽（直列）
３．平均滞留時間：12時間／槽
【００３５】
４．撹拌羽根回転数＝500rpm
５．温度：85℃
６．亜鉛精鉱品位＝45.2mass％−Zn、 亜鉛精鉱粒度Ｐ80＝52μm
７．浸出前スラリー濃度＝200g/L（液中Zn濃度＝50g/L）
【００３６】
上記条件にて連続して30日間の連続試験を行った。試験途中に試行錯誤で
出口堰の高さの調整を行い、硫酸鉛の蓄積と排出が平衡に達した状態での第１、第３および第５槽の各槽の亜鉛濃度推移をそれぞれ図２に示す。
尚、図中で亜鉛濃度の一部が１００％浸出時の値を超過しているのは、水分蒸発（補給水不足）および未反応精鉱粒子の一部が後段浸出槽にショートパスしたことが原因である。
【００３７】
なお、このときの静置状態での出口堰下端の水深は、
第１槽＝30mm、第2〜5槽＝25mm であった。
図２から、第３槽でほぼ100％近い浸出率に到達していたことが判る。
残渣分析の結果から精査したところ、第５槽出口で98％の浸出率となっていた。この状態での各浸出槽内スラリーおよび第５槽排出スラリーの濾過物の分析値を表１に示す。槽内に硫酸鉛が蓄積している影響で排出スラリーよりも槽内スラリーの方が、Pb品位が高くなっているが、それでも40mass%以下に収まっている。
【表１】
（比較例１）
【００３８】
一方、浸出試験の途中、出口堰の位置調整をする段階で、出口堰下端の
水深を浅くした時の亜鉛濃度の変化を図３に示す。
第1〜5槽の出口堰下端の水深＝10mm（変更前は、全槽20mm）
【００３９】
図３から判るように出口堰の位置を上げ、全槽の堰下端水深を10mmまで浅くすると、未反応精鉱を随伴した気泡の一部が次槽にショートパスを始め、
その結果、第１槽の亜鉛濃度が急激に低下し、第３槽以降にも影響を与え始めた。放置しておくとさらに悪化するのが明白であったため、10.5日目に出口堰高さを元に戻した。
（比較例２）
【００４０】
比較例１とは反対に、出口堰下端の水深を深くしすぎた場合の亜鉛濃度の変化を図４に示す。
第1槽出口堰下端の水深＝45mm、（第2〜5槽＝30mm）
出口堰を下げてから２日ほど経って、とくに堰下端の水深を45mmまで深くした第１槽の亜鉛濃度が急激に低下し始めた。この際、同時に第１槽のpHが0.9から0.3へ急低下したことから、未反応精鉱のショートパスが起こっていたと推定できる。
【００４１】
スラリーの色も精鉱の色を反映した黒色から、硫酸鉛の蓄積の影響で灰色に変化していた。状況回復の為、15日目途中で出口堰高さを元に戻した（上げた）ところ速やかに亜鉛濃度が上昇・回復した。
【００４２】
硫酸鉛が蓄積した状態での各浸出槽内スラリーおよび第５槽排出スラリーの濾過物の分析値を表２に示す。
【表２】
【００４３】
表２から判るように、定常状態の状況＝表１に比して、さらに浸出槽内での硫酸鉛の蓄積が進行しており、槽内スラリーのPb品位が60mass％前後にまで達していたことが判る。
他方、スラリー中のZn含有率は極端に低く、過度に硫酸鉛が蓄積した状態ではスラリーの中に反応途中の精鉱粒子が混入し難く、上層を上滑りしてショートパスしていたことが判る。
【図面の簡単な説明】
【００４４】
【図１】本発明の浸出槽の構成
【図２】実施例１における浸出槽亜鉛濃度の推移
【図３】比較例１における浸出槽亜鉛濃度の推移
【図４】比較例２における浸出槽亜鉛濃度の推移
【特許請求の範囲】
【請求項１】
亜鉛精鉱を硫酸浸出する浸出槽において、残留選鉱剤に起因する泡のショートパスに伴う未反応の亜鉛精鉱のショートパスを防止するとともに、沈降し、滞留しやすい硫酸鉛を排出するために前記浸出槽内を攪拌しつつ、出口部の堰を上下可動式とし、過度に浸出槽内に蓄積した硫酸鉛の排出も容易にすることを特徴とする亜鉛精鉱の浸出方法。
【請求項２】
請求項１において、硫酸鉛蓄積を制御し、浸出槽内スラリーの濾過物鉛品位を40mass%以下に管理することを特徴とする亜鉛精鉱の浸出方法。
【請求項１】
亜鉛精鉱を硫酸浸出する浸出槽において、残留選鉱剤に起因する泡のショートパスに伴う未反応の亜鉛精鉱のショートパスを防止するとともに、沈降し、滞留しやすい硫酸鉛を排出するために前記浸出槽内を攪拌しつつ、出口部の堰を上下可動式とし、過度に浸出槽内に蓄積した硫酸鉛の排出も容易にすることを特徴とする亜鉛精鉱の浸出方法。
【請求項２】
請求項１において、硫酸鉛蓄積を制御し、浸出槽内スラリーの濾過物鉛品位を40mass%以下に管理することを特徴とする亜鉛精鉱の浸出方法。
【図１】
【図２】
【図３】
【図４】
【図２】
【図３】
【図４】
【公開番号】特開２００６−１５２３８２（Ｐ２００６−１５２３８２Ａ）
【公開日】平成１８年６月１５日（２００６．６．１５）
【国際特許分類】
【出願番号】特願２００４−３４５４３０（Ｐ２００４−３４５４３０）
【出願日】平成１６年１１月３０日（２００４．１１．３０）
【出願人】（３９７０２７１３４）日鉱金属株式会社 (29)
【Ｆターム（参考）】
【公開日】平成１８年６月１５日（２００６．６．１５）
【国際特許分類】
【出願日】平成１６年１１月３０日（２００４．１１．３０）
【出願人】（３９７０２７１３４）日鉱金属株式会社 (29)
【Ｆターム（参考）】
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