JP2011117053A - 亜鉛の電解採取方法 - Google Patents
亜鉛の電解採取方法 Download PDFInfo
- Publication number
- JP2011117053A JP2011117053A JP2009277394A JP2009277394A JP2011117053A JP 2011117053 A JP2011117053 A JP 2011117053A JP 2009277394 A JP2009277394 A JP 2009277394A JP 2009277394 A JP2009277394 A JP 2009277394A JP 2011117053 A JP2011117053 A JP 2011117053A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- strontium
- zinc
- concentration
- electrolytic
- aqueous solution
- 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
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 94
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 77
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 76
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 44
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 title claims abstract description 43
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 59
- BDAGIHXWWSANSR-NJFSPNSNSA-N hydroxyformaldehyde Chemical compound O[14CH]=O BDAGIHXWWSANSR-NJFSPNSNSA-N 0.000 claims abstract description 44
- 229910000018 strontium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 44
- 229910001427 strontium ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 40
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 32
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 28
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 25
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 25
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 22
- PWYYWQHXAPXYMF-UHFFFAOYSA-N strontium(2+) Chemical compound [Sr+2] PWYYWQHXAPXYMF-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 13
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims abstract description 13
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- UUCCCPNEFXQJEL-UHFFFAOYSA-L strontium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Sr+2] UUCCCPNEFXQJEL-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 12
- 229910001866 strontium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 claims description 86
- 229910052712 strontium Inorganic materials 0.000 claims description 46
- CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N strontium atom Chemical compound [Sr] CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 23
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 9
- 239000000243 solution Substances 0.000 abstract description 17
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 44
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 8
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 description 8
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 8
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 6
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 4
- 150000003437 strontium Chemical class 0.000 description 4
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 238000000967 suction filtration Methods 0.000 description 3
- 229910001316 Ag alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 2
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical compound [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- FCRMJSYZVAIBRC-UHFFFAOYSA-N 1,2,4,5-tetraoxane-3,6-dione Chemical compound O=C1OOC(=O)OO1 FCRMJSYZVAIBRC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NEAPKZHDYMQZCB-UHFFFAOYSA-N N-[2-[4-[2-(2,3-dihydro-1H-inden-2-ylamino)pyrimidin-5-yl]piperazin-1-yl]ethyl]-2-oxo-3H-1,3-benzoxazole-6-carboxamide Chemical compound C1CN(CCN1CCNC(=O)C2=CC3=C(C=C2)NC(=O)O3)C4=CN=C(N=C4)NC5CC6=CC=CC=C6C5 NEAPKZHDYMQZCB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- HFNQLYDPNAZRCH-UHFFFAOYSA-N carbonic acid Chemical compound OC(O)=O.OC(O)=O HFNQLYDPNAZRCH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 150000003751 zinc Chemical class 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
【課題】鉛の品位が極めて低い亜鉛を安価に電解採取することができる、亜鉛の電解採取方法を提供する。
【解決手段】鉛を含むアノードを使用して、硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法において、純水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ炭酸ストロンチウムを添加するか、あるいは、純水に硫化水素ガスを吹き込み且つ水酸化ストロンチウムを添加することによって、ストロンチウムイオンを含む水溶液を作製し、このストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加した後に亜鉛の電解採取を行う。
【選択図】図２
【解決手段】鉛を含むアノードを使用して、硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法において、純水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ炭酸ストロンチウムを添加するか、あるいは、純水に硫化水素ガスを吹き込み且つ水酸化ストロンチウムを添加することによって、ストロンチウムイオンを含む水溶液を作製し、このストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加した後に亜鉛の電解採取を行う。
【選択図】図２
Description
本発明は、亜鉛の電解採取方法に関し、特に、鉛を含むアノードを使用して硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法に関する。
従来、アノードとして硫酸に不溶な鉛板または鉛−銀合金板を使用して、硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛をカソード上に析出または付着させて、亜鉛を電解採取する方法が知られている。
しかし、このような亜鉛の電解採取方法では、アノードから電解液中に少量の鉛イオンが移行して、その一部がカソード上に析出または付着して電着亜鉛に混入する。
このような電着亜鉛中に混入する鉛の量を低減させるために、電解液に炭酸ストロンチウムなどの添加剤を少量添加して、電解液中の鉛イオンなどを吸着させて除去する方法が知られている（例えば、特許文献１参照）。また、アノードとして鉛を含まないＤＳＥ電極（寸法安定電極）を使用して、高純度亜鉛を電解採取する方法も知られている（例えば、特許文献２参照）。
しかし、電解液に炭酸ストロンチウムを添加する方法では、炭酸ストロンチウムの水への溶解度が非常に低いため、電解液中にストロンチウムを均一に分散させることができず、カソード上の電着亜鉛中の鉛の品位をさらに低減させるのは困難である。また、比較的高価なＤＳＥ電極を使用せずに、安価な鉛板や（１〜３質量％の銀を含む）鉛−銀合金板を使用して、カソード上の電着亜鉛中の鉛の品位をさらに低減させることが望まれている。
したがって、本発明は、このような従来の問題点に鑑み、鉛の品位が極めて低い亜鉛を安価に電解採取することができる、亜鉛の電解採取方法を提供することを目的とする。
本発明者らは、上記課題を解決するために鋭意研究した結果、鉛を含むアノードを使用して硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法において、ストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加した後に亜鉛の電解採取を行うことにより、鉛の品位が極めて低い亜鉛を安価に電解採取することができることを見出し、本発明を完成するに至った。
すなわち、本発明による亜鉛の電解採取方法は、鉛を含むアノードを使用して、硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法において、ストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加した後に亜鉛の電解採取を行うことを特徴とする。この亜鉛の電解採取方法において、ストロンチウムイオンを含む水溶液が、水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ炭酸ストロンチウムを添加することによって、炭酸ストロンチウムを溶解させた水溶液であるのが好ましい。あるいは、ストロンチウムイオンを含む水溶液が、水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ過剰の炭酸ストロンチウムを添加することによって、炭酸ストロンチウムの一部を溶解させるとともに残りを懸濁させた懸濁液でもよい。あるいは、ストロンチウムイオンを含む水溶液が、水に硫化水素ガスを吹き込み且つ水酸化ストロンチウムを添加することによって、水酸化ストロンチウムを溶解させた水溶液でもよい。また、電解採取後の電解液中の全ストロンチウム濃度が５０ｍｇ／Ｌ以上であるのが好ましい。
また、本発明による亜鉛の電解採取用電解液は、硫酸亜鉛とストロンチウムイオンを含む電解液において、ストロンチウムイオン濃度が１６ｍｇ／Ｌより高いことを特徴とする。この亜鉛の電解採取用電解液において、全ストロンチウム濃度が５０ｍｇ／Ｌ以上であるのが好ましい。
本発明によれば、鉛の品位が極めて低い亜鉛を安価に電解採取することができる。
本発明による亜鉛の電解採取方法の実施の形態では、鉛を含むアノードを使用して、硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法において、ストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加した後に亜鉛の電解採取を行う。
本実施の形態の亜鉛の電解採取方法では、水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ炭酸ストロンチウムを添加して、炭酸ストロンチウムを溶解させることによって、ストロンチウムイオンを含む水溶液を作製することができる。例えば、純水に二酸化硫黄ガスを吹き込みながら炭酸ストロンチウム粉末を添加したり、純水に炭酸ストロンチウムを添加して二酸化硫黄ガスを吹き込むことによって、炭酸ストロンチウムを溶解させて、ストロンチウムイオンを含む水溶液（炭酸ストロンチウムが過剰の二酸化硫黄ガスに溶解した水溶液）を作製することができる。
なお、炭酸ストロンチウム粉末は、二酸化硫黄ガスを吹き込んでｐＨが（例えば１．５程度まで）下がったことを確認した後に添加するのが好ましい。このように純水に二酸化硫黄ガスを吹き込みながら炭酸ストロンチウム粉末を添加して、炭酸ストロンチウムを溶解させることによって、ストロンチウムイオン（Ｓｒ２＋）濃度が２．６〜２．８ｇ／Ｌの高濃度のストロンチウムイオンを含む水溶液を作製することができる。
一方、硫酸亜鉛を含む電解液として亜鉛製錬工程で得られた電解尾液を用意し、それぞれ１８０ｒｐｍ、３００ｒｐｍおよび６００ｒｐｍで撹拌しながら４０℃の電解尾液に炭酸ストロンチウム粉末０．１ｇ／Ｌを１時間で２０回に分けて添加したところ、撹拌時間に対する電解尾液中のストロンチウムイオン濃度は図１に示すようになり、電解尾液に炭酸ストロンチウム粉末を添加した場合には最大１６ｍｇ／Ｌで過飽和になることがわかった。なお、４０℃の純水への炭酸ストロンチウムの溶解度は１０ｍｇ／Ｌ程度であり、通常の方法で炭酸ストロンチウム粉末を電解液に添加しても、電解液中のストロンチウムイオン濃度を１６ｍｇ／Ｌより高くすることができない。
したがって、本実施の形態の亜鉛の電解採取方法では、作製したストロンチウムイオン濃度が２．６〜２．８ｇ／Ｌの高濃度のストロンチウム水溶液を１体積％より多く電解液に添加すれば、電解液中のストロンチウムイオン濃度を２６〜２８ｍｇ／Ｌより多くすることができ、２体積％以上電解液に添加すれば、電解液中のストロンチウムイオン濃度を５２〜５６ｍｇ／Ｌ以上にすることができ、炭酸ストロンチウム粉末を電解液に添加する場合（この場合のストロンチウムイオン濃度は最大１６ｍｇ／Ｌ）と比べて、電解液中のストロンチウムイオン濃度を極めて高くすることができる。また、本実施の形態の亜鉛の電解採取方法では、高濃度のストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加することにより、ストロンチウムイオンを電解液中に均一に分散させることができ、ストロンチウムによるＰｂ共沈効果を電解液全体にわたって発揮させて、カソード上の電着亜鉛中のＰｂ品位を数ｐｐｍまで低減させることができる。
また、本実施の形態の亜鉛の電解採取方法では、電解採取後の電解液中の全ストロンチウム濃度が５０ｍｇ／Ｌ以上になるようにするのが好ましい。このような電解採取後の電解液中の全ストロンチウム濃度にするためには、例えば、ストロンチウムイオン濃度が２．６〜２．８ｇ／Ｌの水溶液を２体積％以上電解液に添加すればよい。
また、本実施の形態の亜鉛の電解採取方法では、純水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ過剰の炭酸ストロンチウム粉末を添加することにより、炭酸ストロンチウムの一部を溶解させるとともに溶け残りを懸濁させた懸濁液として、ストロンチウムイオンを含む水溶液を作製してもよい。このようにすれば、ストロンチウムイオンを含む水溶液の電解液への添加量を少なくすることができる。この場合でも、高濃度のストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加することにより、カソード上の電着亜鉛中のＰｂ品位を数ｐｐｍまで低減させることができる。
また、本実施の形態の亜鉛の電解採取方法では、純水に硫化水素ガスを吹き込み且つ水酸化ストロンチウムを添加して、水酸化ストロンチウムを溶解させることによって、ストロンチウムイオンを含む水溶液を作製してもよい。このように純水に硫化水素ガスを吹き込み且つ水酸化ストロンチウムを添加して、水酸化ストロンチウムを溶解させることによって、ストロンチウムイオン濃度が３０ｇ／Ｌの極めて高濃度のストロンチウムイオンを含む水溶液を得ることができる。また、極めて高濃度のストロンチウムイオンを含む水溶液を得ることができるので、ストロンチウムイオンを含む水溶液の電解液への添加量を少なくすることができる。この場合でも、極めて高濃度のストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加することにより、カソード上の電着亜鉛中のＰｂ品位を数ｐｐｍまで低減させることができる。
以下、本発明による亜鉛の電解採取方法の実施例について詳細に説明する。
［実施例１］
硫酸亜鉛を含む電解液として、亜鉛製錬工程で得られた電解尾液（Ｚｎ：６５ｇ／Ｌ、ＦＡ：１７０ｇ／Ｌ、全Ｐｂ：０．１ｍｇ／Ｌ）をろ過した電解液を用意した。また、純水に２００ｍＬ／分の流量でＳＯ２ガスを吹き込みながら、４０℃においてバッフル付きの二段タービンによって４００ｒｐｍで１０分間撹拌し、炭酸ストロンチウム５ｇ／Ｌを添加してさらに３０分間撹拌し、得られた水溶液を吸引ろ過して、ストロンチウムイオン濃度が２．５８ｇ／Ｌのストロンチウム含有水溶液を用意した。このストロンチウム含有水溶液２０ｍＬを電解液０．９８Ｌに添加して、電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用し、アノードとしてＰｂ−Ａｇ板、カソードとしてＡｌ板を使用し、極間距離を２５ｍｍとし、４３℃において電流密度７００Ａ／ｍ２で２時間電解採取を行った。なお、この電解採取は、ストロンチウム含有水溶液を電解液に添加した直後（３分以内）に開始した。
硫酸亜鉛を含む電解液として、亜鉛製錬工程で得られた電解尾液（Ｚｎ：６５ｇ／Ｌ、ＦＡ：１７０ｇ／Ｌ、全Ｐｂ：０．１ｍｇ／Ｌ）をろ過した電解液を用意した。また、純水に２００ｍＬ／分の流量でＳＯ２ガスを吹き込みながら、４０℃においてバッフル付きの二段タービンによって４００ｒｐｍで１０分間撹拌し、炭酸ストロンチウム５ｇ／Ｌを添加してさらに３０分間撹拌し、得られた水溶液を吸引ろ過して、ストロンチウムイオン濃度が２．５８ｇ／Ｌのストロンチウム含有水溶液を用意した。このストロンチウム含有水溶液２０ｍＬを電解液０．９８Ｌに添加して、電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用し、アノードとしてＰｂ−Ａｇ板、カソードとしてＡｌ板を使用し、極間距離を２５ｍｍとし、４３℃において電流密度７００Ａ／ｍ２で２時間電解採取を行った。なお、この電解採取は、ストロンチウム含有水溶液を電解液に添加した直後（３分以内）に開始した。
電解後の電解液の一部を採取し、０．２μｍのフィルタでろ過した後、ポーラログラフィを用いた測定装置（Ｙａｎａｃｏ社製のＰＯＬＡＲＯＧＲＡＰＨＩＣ ＡＮＡＬＹＺＥＲ Ｐ−１１００）によりＰｂ２＋イオン濃度を測定し、ＩＣＰによりＳｒ２＋イオン濃度を測定した。その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は検出限界以下（＜０．１ｍｇ／Ｌ）であり、Ｓｒ２＋イオン濃度は３６ｍｇ／Ｌであった。また、電解後の電解液の一部をろ過しないで測定した（電解液中に固体として存在するＰｂも含めた）全Ｐｂ濃度は０．６ｍｇ／Ｌであり、（電解液中に固体として存在するＳｒも含めた）全Ｓｒ濃度は５７．１ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は４．０ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．３４ｇであった。また、電流効率は８９．８％、平均槽電圧は３．２５Ｖ、電力原単位は２９６８（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［実施例２］
実施例１と同じ電解液０．９７Ｌに実施例１と同じストロンチウム含有水溶液３０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液０．９７Ｌに実施例１と同じストロンチウム含有水溶液３０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は検出限界以下（＜０．１ｍｇ／Ｌ）、Ｓｒ２＋イオン濃度は３３．３ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は０．６ｍｇ／Ｌ、全Ｓｒ濃度は７４．６ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は１．５ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．５４ｇであった。また、電流効率は９３．１％、平均槽電圧は３．２５Ｖ、電力原単位は２８６３（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［実施例３］
実施例１と同じ電解液０．９６Ｌに実施例１と同じストロンチウム含有水溶液４０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液０．９６Ｌに実施例１と同じストロンチウム含有水溶液４０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は０．１ｍｇ／Ｌ、Ｓｒ２＋イオン濃度は３０．１ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は０．７ｍｇ／Ｌ、全Ｓｒ濃度は９３．０ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は１．９ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．２５ｇであった。また、電流効率は８８．３％、平均槽電圧は３．２１Ｖ、電力原単位は２９８７（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［実施例４］
実施例１と同じ電解液０．９５Ｌに実施例１と同じストロンチウム含有水溶液５０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液０．９５Ｌに実施例１と同じストロンチウム含有水溶液５０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は検出限界以下（＜０．１ｍｇ／Ｌ）、Ｓｒ２＋イオン濃度は２４．６ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は０．６ｍｇ／Ｌ、全Ｓｒ濃度は１１６．７ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は３ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．２７ｇであった。また、電流効率は８８．６％、平均槽電圧は３．２３Ｖ、電力原単位は２９８８（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［比較例１］
実施例１と同じ電解液１Ｌにストロンチウム含有水溶液を添加しないで電解採取用電解液として使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液１Ｌにストロンチウム含有水溶液を添加しないで電解採取用電解液として使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は０．２ｍｇ／Ｌ、Ｓｒ２＋イオン濃度は１２．４ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は１．１ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は２９．０ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．３９ｇであった。また、電流効率は９０．６％、平均槽電圧は３．２３Ｖ、電力原単位は２９２７（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［比較例２］
実施例１と同じ電解液１Ｌに炭酸ストロンチウム０．０８５ｇを添加した後、４２℃においてスターラーで１０分間撹拌して、全ストロンチウム濃度が約６０ｍｇ／Ｌの電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用して、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液１Ｌに炭酸ストロンチウム０．０８５ｇを添加した後、４２℃においてスターラーで１０分間撹拌して、全ストロンチウム濃度が約６０ｍｇ／Ｌの電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用して、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は０．１ｍｇ／Ｌ、Ｓｒ２＋イオン濃度は１４．２ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は０．８ｍｇ／Ｌ、全Ｓｒ濃度は４４．２ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は１１．６ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．５７ｇであった。また、電流効率は９３．６％、平均槽電圧は３．２１Ｖ、電力原単位は２８１４（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［比較例３］
実施例１と同じ電解液０．９８ＬにＳＯ２溶液（純水に過剰の二酸化硫黄ガスを吹き込んで作製した溶液を１０ｍＬ分取して純水で１００ｍＬに希釈した溶液）２０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液０．９８ＬにＳＯ２溶液（純水に過剰の二酸化硫黄ガスを吹き込んで作製した溶液を１０ｍＬ分取して純水で１００ｍＬに希釈した溶液）２０ｍＬを添加して得られた電解採取用電解液１Ｌを使用した以外は、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は０．５ｍｇ／Ｌ、Ｓｒ２＋イオン濃度は１３．２ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は１．３ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は３０．１ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．６７ｇであった。また、電流効率は９５．３％、平均槽電圧は３．１９Ｖ、電力原単位は２７４６（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［比較例４］
実施例１と同じ電解液０．９８Ｌに（純水に炭酸ストロンチウム０．０８５ｇを添加した）炭酸ストロンチウムリパルプ液（Ｓｒ２＋イオン濃度１０ｍｇ／Ｌ）２０ｍＬを添加した後、４２℃においてスターラーで１０分間撹拌して、全Ｓｒ濃度が約６０ｍｇ／Ｌの電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用して、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液０．９８Ｌに（純水に炭酸ストロンチウム０．０８５ｇを添加した）炭酸ストロンチウムリパルプ液（Ｓｒ２＋イオン濃度１０ｍｇ／Ｌ）２０ｍＬを添加した後、４２℃においてスターラーで１０分間撹拌して、全Ｓｒ濃度が約６０ｍｇ／Ｌの電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用して、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は０．１ｍｇ／Ｌ、Ｓｒ２＋イオン濃度は１４．２ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は１．１ｍｇ／Ｌ、全Ｓｒ濃度は４５．４ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は１６．９ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．４５ｇであった。また、電流効率は９１．６％、平均槽電圧は３．１７Ｖ、電力原単位は２８３８（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［比較例５］
実施例１と同じ電解液０．９８ＬにＳＯ２溶液（純水に過剰の二酸化硫黄ガスを吹き込んで作製した溶液を１０ｍＬ分取して純水で１００ｍＬに希釈した溶液）２０ｍＬを添加するとともに炭酸ストロンチウム０．０８５ｇを添加して、全Ｓｒ濃度が約６０ｍｇ／Ｌの電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用して、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
実施例１と同じ電解液０．９８ＬにＳＯ２溶液（純水に過剰の二酸化硫黄ガスを吹き込んで作製した溶液を１０ｍＬ分取して純水で１００ｍＬに希釈した溶液）２０ｍＬを添加するとともに炭酸ストロンチウム０．０８５ｇを添加して、全Ｓｒ濃度が約６０ｍｇ／Ｌの電解採取用電解液１Ｌを得た。この電解液を使用して、実施例１と同様の方法により電解採取を行った後、実施例１と同様の方法により電解液中のＰｂ２＋イオン濃度、Ｓｒ２＋イオン濃度、全Ｐｂ濃度、全Ｓｒ濃度を測定した。
その結果、電解後の電解液中のＰｂ２＋イオン濃度は０．１ｍｇ／Ｌ、Ｓｒ２＋イオン濃度は１３．７ｍｇ／Ｌ、全Ｐｂ濃度は０．８ｍｇ／Ｌ、全Ｓｒ濃度は４７．０ｍｇ／Ｌであった。また、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は１２．９ｐｐｍであり、亜鉛の電着量は５．３５ｇであった。また、電流効率は８９．９％、平均槽電圧は３．２０Ｖ、電力原単位は２９１４（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
実施例１〜４および比較例１〜５の結果を表１および表２に示し、実施例１〜４および比較例１〜２の電解後の電解液中の全Ｓｒ濃度とカソードの電着亜鉛中のＰｂ品位との関係を図２に示す。
［実施例５］
硫酸亜鉛を含む電解液として、亜鉛製錬工程で得られた電解尾液（Ｚｎ：６５ｇ／Ｌ、ＦＡ：１７０ｇ／Ｌ、全Ｐｂ：０．１ｍｇ／Ｌ）をろ過した電解液を用意した。また、純水１Ｌに２００ｍＬ／分の流量でＳＯ２ガスを吹き込みながら、４０℃においてバッフル付きの二段タービンによって４００ｒｐｍで１０分間撹拌し、炭酸ストロンチウム５ｇ／Ｌを添加してさらに３０分間撹拌し、得られた炭酸ストロンチウムの懸濁液（溶解した炭酸ストロンチウムと溶け残りの炭酸ストロンチウムを含む懸濁液）を５Ｃのろ紙で吸引ろ過して、溶け残りの炭酸ストロンチウムを除去したストロンチウム含有水溶液を用意した。このストロンチウム含有水溶液を電解液に添加して、電解採取用電解液０．９５Ｌを得た。なお、ストロンチウム含有水溶液の添加量を変えて、種々のストロンチウム濃度の電解採取用電解液を得た。これらの電解液を使用し、アノードとして電極面積３５ｃｍ２のＰｂ−Ａｇ板、カソードとして電極面積３５ｃｍ２のＡｌ板を使用し、極間距離を２５ｍｍとし、４３℃において電流密度７００Ａ／ｍ２で２時間電解採取を行った。なお、この電解採取は、ストロンチウム含有水溶液を電解液に添加した直後（３分以内）に開始した。
硫酸亜鉛を含む電解液として、亜鉛製錬工程で得られた電解尾液（Ｚｎ：６５ｇ／Ｌ、ＦＡ：１７０ｇ／Ｌ、全Ｐｂ：０．１ｍｇ／Ｌ）をろ過した電解液を用意した。また、純水１Ｌに２００ｍＬ／分の流量でＳＯ２ガスを吹き込みながら、４０℃においてバッフル付きの二段タービンによって４００ｒｐｍで１０分間撹拌し、炭酸ストロンチウム５ｇ／Ｌを添加してさらに３０分間撹拌し、得られた炭酸ストロンチウムの懸濁液（溶解した炭酸ストロンチウムと溶け残りの炭酸ストロンチウムを含む懸濁液）を５Ｃのろ紙で吸引ろ過して、溶け残りの炭酸ストロンチウムを除去したストロンチウム含有水溶液を用意した。このストロンチウム含有水溶液を電解液に添加して、電解採取用電解液０．９５Ｌを得た。なお、ストロンチウム含有水溶液の添加量を変えて、種々のストロンチウム濃度の電解採取用電解液を得た。これらの電解液を使用し、アノードとして電極面積３５ｃｍ２のＰｂ−Ａｇ板、カソードとして電極面積３５ｃｍ２のＡｌ板を使用し、極間距離を２５ｍｍとし、４３℃において電流密度７００Ａ／ｍ２で２時間電解採取を行った。なお、この電解採取は、ストロンチウム含有水溶液を電解液に添加した直後（３分以内）に開始した。
［実施例６］
実施例５で得られた炭酸ストロンチウムの懸濁液を吸引ろ過しないで、溶け残りの炭酸ストロンチウムを含むストロンチウム含有水溶液を用意し、このストロンチウム含有水溶液を実施例５と同様の電解液に添加して、電解採取用電解液０．９５Ｌを得た。なお、ストロンチウム含有水溶液のパルプ濃度および添加量を変えて、種々のストロンチウム濃度の電解採取用電解液を得た。これらの電解液を使用して、実施例５と同様の方法により電解採取を行った。
実施例５で得られた炭酸ストロンチウムの懸濁液を吸引ろ過しないで、溶け残りの炭酸ストロンチウムを含むストロンチウム含有水溶液を用意し、このストロンチウム含有水溶液を実施例５と同様の電解液に添加して、電解採取用電解液０．９５Ｌを得た。なお、ストロンチウム含有水溶液のパルプ濃度および添加量を変えて、種々のストロンチウム濃度の電解採取用電解液を得た。これらの電解液を使用して、実施例５と同様の方法により電解採取を行った。
ストロンチウム含有水溶液の添加量を５ｍＬとした場合の電解後の電解液中の（Ｓｒ２＋イオンと固体として存在するＳｒを含む）全Ｓｒ濃度は５１．８ｍｇ／Ｌであり、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は７．７ｐｐｍ、電力原単位は２８６４（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。また、ストロンチウム含有水溶液の添加量を１０ｍＬとした場合の電解後の電解液中の（Ｓｒ２＋イオンと固体として存在するＳｒを含む）全Ｓｒ濃度は５４．１０ｍｇ／Ｌであり、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は８．９ｐｐｍ、電力原単位は２８６４（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
［実施例７］
硫酸亜鉛を含む電解液として、亜鉛製錬工程で得られた電解尾液（Ｚｎ：６５ｇ／Ｌ、ＦＡ：１７０ｇ／Ｌ、全Ｐｂ：０．１ｍｇ／Ｌ）をろ過した電解液を用意した。また、純水３００ｍＬに水酸化ストロンチウム３０ｇを添加してリパルプした後、２００ｍＬ／分の流量でＨ２Ｓガスを吹き込みながら、４０℃においてバッフル付きの二段タービンによって４００ｒｐｍで３０分間撹拌した後、得られた水溶液を５Ｃのろ紙で吸引ろ過して、ストロンチウム含有水溶液を用意した。なお、吸引ろ過による残渣は殆どなく、ストロンチウム含有水溶液中の全Ｓｒ濃度は３０．３ｇ／Ｌであった。このストロンチウム含有水溶液を電解液に添加して、電解採取用電解液０．９５Ｌを得た。ストロンチウム含有水溶液を電解液に添加すると局部的に白色の析出物が生じ、撹拌すると液の赤色がなくなって白濁した。ＸＲＤ測定の結果、析出物はＳｒＳＯ４であり、それ以外のピークは見当たらなかった。なお、ストロンチウム含有水溶液の添加量を変えて、種々のストロンチウム濃度の電解採取用電解液を得た。これらの電解液を使用して、実施例５と同様の方法により電解採取を行った。
硫酸亜鉛を含む電解液として、亜鉛製錬工程で得られた電解尾液（Ｚｎ：６５ｇ／Ｌ、ＦＡ：１７０ｇ／Ｌ、全Ｐｂ：０．１ｍｇ／Ｌ）をろ過した電解液を用意した。また、純水３００ｍＬに水酸化ストロンチウム３０ｇを添加してリパルプした後、２００ｍＬ／分の流量でＨ２Ｓガスを吹き込みながら、４０℃においてバッフル付きの二段タービンによって４００ｒｐｍで３０分間撹拌した後、得られた水溶液を５Ｃのろ紙で吸引ろ過して、ストロンチウム含有水溶液を用意した。なお、吸引ろ過による残渣は殆どなく、ストロンチウム含有水溶液中の全Ｓｒ濃度は３０．３ｇ／Ｌであった。このストロンチウム含有水溶液を電解液に添加して、電解採取用電解液０．９５Ｌを得た。ストロンチウム含有水溶液を電解液に添加すると局部的に白色の析出物が生じ、撹拌すると液の赤色がなくなって白濁した。ＸＲＤ測定の結果、析出物はＳｒＳＯ４であり、それ以外のピークは見当たらなかった。なお、ストロンチウム含有水溶液の添加量を変えて、種々のストロンチウム濃度の電解採取用電解液を得た。これらの電解液を使用して、実施例５と同様の方法により電解採取を行った。
ストロンチウム含有水溶液の添加量を２ｍＬとした場合の電解後の電解液中の（Ｓｒ２＋イオンと固体として存在するＳｒを含む）全Ｓｒ濃度は５３．９ｍｇ／Ｌであり、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は５．１ｐｐｍ、電流効率は８１．９％、電力原単位は３２５９（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。また、ストロンチウム含有水溶液の添加量を３ｍＬとした場合の電解後の電解液中の（Ｓｒ２＋イオンと固体として存在するＳｒを含む）全Ｓｒ濃度は９０．１２ｍｇ／Ｌであり、得られた電着亜鉛中のＰｂ品位は３．０ｐｐｍ、電流効率は８４．６％、電力原単位は３１６３（ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ）であった。
実施例５〜７の電解後の電解液中の全Ｓｒ濃度と電力原単位との関係を図３に示し、全Ｓｒ濃度とカソードの電着亜鉛中のＰｂ品位との関係を図４に示す。
図３に示すように、ＳＯ２ガスを吹き込みながら炭酸ストロンチウムを溶解させ且つ溶け残りの炭酸ストロンチウムを含むストロンチウム含有水溶液（炭酸ストロンチウムの懸濁液）を電解尾液に添加した電解液を使用して電解採取した場合（実施例６）では、炭酸ストロンチウムの懸濁液の添加量によらず電力原単位が殆ど等しく、また、ＳＯ２ガスを吹き込みながら炭酸ストロンチウムを溶解させ且つ溶け残りの炭酸ストロンチウムを除去したストロンチウム含有水溶液を電解尾液に添加した電解液を使用して電解採取した場合（実施例５）と比べて、電力原単位が１００ｋｗｈ／ｔ−Ｚｎ程度向上した。
図４に示すように、実施例５、実施例６および実施例７（Ｈ２Ｓガスを吹き込みながら水酸化ストロンチウムを溶解させ且つ溶け残りの水酸化ストロンチウムを除去したストロンチウム含有水溶液を電解尾液に添加した電解液を使用して電解採取した場合）のいずれも、電解後の電解液中の全Ｓｒ濃度の増加とともにカソードの電着亜鉛中のＰｂ品位が減少する傾向があった。また、懸濁の有無によるＰｂ品位の違いはほとんど見られなかった。
Claims (7)
- 鉛を含むアノードを使用して、硫酸亜鉛を含む電解液から亜鉛を電解採取する方法において、ストロンチウムイオンを含む水溶液を電解液に添加した後に亜鉛の電解採取を行うことを特徴とする、亜鉛の電解採取方法。
- 前記ストロンチウムイオンを含む水溶液が、水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ炭酸ストロンチウムを添加することによって、炭酸ストロンチウムを溶解させた水溶液であることを特徴とする、請求項１に記載の亜鉛の電解採取方法。
- 前記ストロンチウムイオンを含む水溶液が、水に二酸化硫黄ガスを吹き込み且つ過剰の炭酸ストロンチウムを添加することによって、炭酸ストロンチウムの一部を溶解させるとともに残りを懸濁させた懸濁液であることを特徴とする、請求項１に記載の亜鉛の電解採取方法。
- 前記ストロンチウムイオンを含む水溶液が、水に硫化水素ガスを吹き込み且つ水酸化ストロンチウムを添加することによって、水酸化ストロンチウムを溶解させた水溶液であることを特徴とする、請求項１に記載の亜鉛の電解採取方法。
- 前記電解採取後の電解液中の全ストロンチウム濃度が５０ｍｇ／Ｌ以上であることを特徴とする、請求項１乃至４のいずれかに記載の亜鉛の電解採取方法。
- 硫酸亜鉛とストロンチウムイオンを含む電解液において、ストロンチウムイオン濃度が１６ｍｇ／Ｌより高いことを特徴とする、亜鉛の電解採取用電解液。
- 全ストロンチウム濃度が５０ｍｇ／Ｌ以上であることを特徴とする、請求項６に記載の亜鉛の電解採取用電解液。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2009277394A JP5544153B2 (ja) | 2009-12-07 | 2009-12-07 | 亜鉛の電解採取方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2009277394A JP5544153B2 (ja) | 2009-12-07 | 2009-12-07 | 亜鉛の電解採取方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JP2011117053A true JP2011117053A (ja) | 2011-06-16 |
| JP5544153B2 JP5544153B2 (ja) | 2014-07-09 |
Family
ID=44282707
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2009277394A Active JP5544153B2 (ja) | 2009-12-07 | 2009-12-07 | 亜鉛の電解採取方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP5544153B2 (ja) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2013021507A1 (ja) * | 2011-08-05 | 2013-02-14 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 非鉄金属の電解採取方法 |
| WO2013031790A1 (ja) * | 2011-08-30 | 2013-03-07 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 非鉄金属の電解採取方法 |
| KR101503750B1 (ko) | 2013-10-01 | 2015-03-24 | 주식회사 동산에스엔알 | 금속아연 회수방법 |
| KR200480082Y1 (ko) * | 2014-09-24 | 2016-04-11 | 김석수 | 아연 제련에서의 전기분해용 납전극판 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS4825698A (ja) * | 1971-08-09 | 1973-04-03 | ||
| JPS5030745A (ja) * | 1973-07-21 | 1975-03-27 | ||
| JPH0920989A (ja) * | 1995-06-30 | 1997-01-21 | Dowa Mining Co Ltd | Ｐｂ自動分析計を用いて電気亜鉛中のＰｂ品位を管理する亜鉛電解法 |
-
2009
- 2009-12-07 JP JP2009277394A patent/JP5544153B2/ja active Active
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS4825698A (ja) * | 1971-08-09 | 1973-04-03 | ||
| JPS5030745A (ja) * | 1973-07-21 | 1975-03-27 | ||
| JPH0920989A (ja) * | 1995-06-30 | 1997-01-21 | Dowa Mining Co Ltd | Ｐｂ自動分析計を用いて電気亜鉛中のＰｂ品位を管理する亜鉛電解法 |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2013021507A1 (ja) * | 2011-08-05 | 2013-02-14 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 非鉄金属の電解採取方法 |
| WO2013031790A1 (ja) * | 2011-08-30 | 2013-03-07 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 非鉄金属の電解採取方法 |
| JP2013049877A (ja) * | 2011-08-30 | 2013-03-14 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 非鉄金属の電解採取方法 |
| KR101503750B1 (ko) | 2013-10-01 | 2015-03-24 | 주식회사 동산에스엔알 | 금속아연 회수방법 |
| KR200480082Y1 (ko) * | 2014-09-24 | 2016-04-11 | 김석수 | 아연 제련에서의 전기분해용 납전극판 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP5544153B2 (ja) | 2014-07-09 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP6271964B2 (ja) | リチウムイオン電池用正極材からの金属の回収方法 | |
| JP5544153B2 (ja) | 亜鉛の電解採取方法 | |
| JP5160163B2 (ja) | 錫の回収方法 | |
| CN106430320A (zh) | 一种从钨铼合金废料中回收铼的方法 | |
| KR20120041403A (ko) | Ｐｂ-ｆｒｅｅ 폐솔더로부터 유가 금속의 회수방법 | |
| JP5077788B2 (ja) | 電池用電極材料の回収方法 | |
| JP2016186115A (ja) | 金属の電解採取方法 | |
| JP2013076109A (ja) | 金属マンガンの電解採取による製造方法 | |
| CN101392388B (zh) | 一种多金属粗铜的电解方法 | |
| RU2423557C2 (ru) | Способ получения высоко- и нанодисперсного порошка металлов или сплавов | |
| CA1064856A (en) | Purification of nickel electrolyte by electrolytic oxidation | |
| JP4515804B2 (ja) | 電解採取による金属インジウムの回収方法 | |
| KR101397743B1 (ko) | 고순도 니켈의 제조 방법 | |
| AU2004217809B2 (en) | Method for copper electrowinning in hydrochloric solution | |
| JPS6133918B2 (ja) | ||
| JP2021181602A (ja) | 電解液、マグネシウムの製造方法、マグネシウム、およびマグネシウム箔 | |
| WO2003083178A1 (en) | Process for the preparation of zinc dithionite | |
| JP6543516B2 (ja) | 鉛電解液のリサイクル方法 | |
| CN114517309B (zh) | 一种镍电解生产系统中补镍、脱铜的方法 | |
| RU2815375C1 (ru) | Способ обезмеживания сернокислых растворов медеэлектролитного производства | |
| WO2013031790A1 (ja) | 非鉄金属の電解採取方法 | |
| WO2012039214A1 (ja) | 非鉄金属の電解採取方法 | |
| CN216639668U (zh) | 一种制备高纯镓的电解装置 | |
| JP5525879B2 (ja) | 非鉄金属の電解採取方法 | |
| JP3832168B2 (ja) | 硫酸亜鉛溶液からのニッケル分離方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20121001 |
|
| A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20140129 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20140206 |
|
| TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
| A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20140430 |
|
| A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20140512 |
|
| R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 5544153 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
| 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 |
|
| 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 |
|
| R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
| R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |