JP2738192B2 - 電解用粗インジウムの回収方法 - Google Patents
電解用粗インジウムの回収方法Info
- Publication number
- JP2738192B2 JP2738192B2 JP34392191A JP34392191A JP2738192B2 JP 2738192 B2 JP2738192 B2 JP 2738192B2 JP 34392191 A JP34392191 A JP 34392191A JP 34392191 A JP34392191 A JP 34392191A JP 2738192 B2 JP2738192 B2 JP 2738192B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- powder
- sponge
- added
- electrolysis
- amount
- 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.)
- Expired - Lifetime
Links
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
Description
【０００１】
【産業上の利用分野】本発明は不純物としてＳｎ、Ｐ
ｂ、Ｃｕ、Ａｇを含むＩｎ電解スライムから電解用粗Ｉ
ｎを回収する方法に関する。
ｂ、Ｃｕ、Ａｇを含むＩｎ電解スライムから電解用粗Ｉ
ｎを回収する方法に関する。
【０００２】
【従来の技術】従来、Ｉｎ電解スライム等のＩｎ含有原
料からのＩｎの回収方法として、例えば次に示すような
三つの方法が提案されている。第一の方法として、Ｉｎ
含有原料を硫酸水溶液で溶解し、これによって得られた
Ｉｎを含む水溶液をＮａＯＨ等の水酸化アルカリで中和
し、Ｉｎを沈澱させて水溶液から分離する。次いで、こ
の沈澱を硫酸水溶液で再溶解してＩｎの水溶液とした
後、これにＺｎ等の粉末を還元剤として添加し、セメン
テーションを行って粗Ｉｎを得る方法がある。
料からのＩｎの回収方法として、例えば次に示すような
三つの方法が提案されている。第一の方法として、Ｉｎ
含有原料を硫酸水溶液で溶解し、これによって得られた
Ｉｎを含む水溶液をＮａＯＨ等の水酸化アルカリで中和
し、Ｉｎを沈澱させて水溶液から分離する。次いで、こ
の沈澱を硫酸水溶液で再溶解してＩｎの水溶液とした
後、これにＺｎ等の粉末を還元剤として添加し、セメン
テーションを行って粗Ｉｎを得る方法がある。
【０００３】第二の方法は、Ｉｎ含有原料を硫酸で溶解
した後、水溶液に硫化物を添加して硫化処理を行い、生
成された硫化物を濾別する。Ｉｎは硫化物沈澱にはなり
にくいので水溶液に含まれており、分離した水溶液に水
酸化アルカリを添加して中和し、生成される沈澱を分離
する。そしてこの沈澱を塩酸水溶液で溶解して、再びこ
れに硫化物を添加して硫化処理を行う。得られた硫化物
を濾別した水溶液をｐＨ調整した後、第一の方法と同様
にセメンテーション法により、粗Ｉｎを得るものであ
る。
した後、水溶液に硫化物を添加して硫化処理を行い、生
成された硫化物を濾別する。Ｉｎは硫化物沈澱にはなり
にくいので水溶液に含まれており、分離した水溶液に水
酸化アルカリを添加して中和し、生成される沈澱を分離
する。そしてこの沈澱を塩酸水溶液で溶解して、再びこ
れに硫化物を添加して硫化処理を行う。得られた硫化物
を濾別した水溶液をｐＨ調整した後、第一の方法と同様
にセメンテーション法により、粗Ｉｎを得るものであ
る。
【０００４】第三の方法は、Ｉｎ含有原料をＰｂ熔鉱炉
に入れてＰｂ−Ｉｎ合金として取り出し、これを乾式溶
解すると、ドロスとＡｇを含むＰｂメタルとに分離す
る。そして、ドロス中にＩｎを濃縮させてドロスを電気
炉で還元処理し、Ｉｎを含むＰｂをベッツ法で電解し、
Ｉｎを陽極スライム中に濃縮分離した後、第一又は第二
の方法と同様に粗Ｉｎを得るものである。
に入れてＰｂ−Ｉｎ合金として取り出し、これを乾式溶
解すると、ドロスとＡｇを含むＰｂメタルとに分離す
る。そして、ドロス中にＩｎを濃縮させてドロスを電気
炉で還元処理し、Ｉｎを含むＰｂをベッツ法で電解し、
Ｉｎを陽極スライム中に濃縮分離した後、第一又は第二
の方法と同様に粗Ｉｎを得るものである。
【０００５】しかし、前記の回収方法はいずれも回収操
作が煩雑であり、複雑なため回収コストが高く、回収率
が低いという欠点があった。又、電解アノード中のＩｎ
品位が９０〜９６重量％に低くなると比較的多量の電解
スライムが発生し、この電解スライムがカソードに混入
すると、カソードに電着するＩｎの品位を下げるだけで
なく、電解スライムをアノードに固着させるために電解
アノード中に添加されるＳｎ、Ｐｂが電解スライム中に
濃縮され、Ｉｎの回収率が低くなるという欠点があっ
た。
作が煩雑であり、複雑なため回収コストが高く、回収率
が低いという欠点があった。又、電解アノード中のＩｎ
品位が９０〜９６重量％に低くなると比較的多量の電解
スライムが発生し、この電解スライムがカソードに混入
すると、カソードに電着するＩｎの品位を下げるだけで
なく、電解スライムをアノードに固着させるために電解
アノード中に添加されるＳｎ、Ｐｂが電解スライム中に
濃縮され、Ｉｎの回収率が低くなるという欠点があっ
た。
【０００６】
【発明が解決しようとする課題】本発明は、Ｉｎ品位が
低い電解アノードを用いてＩｎ電解する際に発生するＳ
ｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇを含む電解スライムから、高品位
の電解用粗Ｉｎを高い回収率で容易に回収する方法を提
供することを目的とする。
低い電解アノードを用いてＩｎ電解する際に発生するＳ
ｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇを含む電解スライムから、高品位
の電解用粗Ｉｎを高い回収率で容易に回収する方法を提
供することを目的とする。
【０００７】
【課題を解決するための手段】上記目的を達成するた
め、本発明の電解用粗インジウムの回収方法は、不純物
としてＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇを含むＩｎ電解スライム
を塩酸で浸出した後、アルカリ剤でｐＨ0.5〜2.0に調整
して不溶解残渣を分離し、次いで溶液中のＳｎ、Ｐｂ、
Ｃｕの合計当量に対して1〜3当量のＺｎ粉末を添加して
生成する沈澱物を分離した後、溶液中のＩｎ当量に対し
て0.8〜1.2当量のＺｎ粉末を添加してＩｎを還元分離
し、回収することを特徴とする。
め、本発明の電解用粗インジウムの回収方法は、不純物
としてＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇを含むＩｎ電解スライム
を塩酸で浸出した後、アルカリ剤でｐＨ0.5〜2.0に調整
して不溶解残渣を分離し、次いで溶液中のＳｎ、Ｐｂ、
Ｃｕの合計当量に対して1〜3当量のＺｎ粉末を添加して
生成する沈澱物を分離した後、溶液中のＩｎ当量に対し
て0.8〜1.2当量のＺｎ粉末を添加してＩｎを還元分離
し、回収することを特徴とする。
【０００８】
【作用】本発明の方法では、電解スライムを塩酸を使用
して浸出する。この理由は、最も一般的な硫酸はＰｂ含
有率が高くなると酸溶解速度が小さくなり、浸出が不充
分になるからであり、又ＡｇはＡｇＣｌとして沈澱分離
出来るからである。
して浸出する。この理由は、最も一般的な硫酸はＰｂ含
有率が高くなると酸溶解速度が小さくなり、浸出が不充
分になるからであり、又ＡｇはＡｇＣｌとして沈澱分離
出来るからである。
【０００９】塩酸浸出した後アルカリ剤を使用してｐＨ
を0.5〜2.0に調整するのは、殆どのＡｇと多くの不純物
を不溶解残渣として除去するためであり、ｐＨが0.5未
満では次工程においてＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕを還元し、除去
するに際し還元剤のＺｎ粉末の消費量が多くなるからで
あり、ｐＨが2.0を越えるとＩｎが沈澱し易くなるから
である。
を0.5〜2.0に調整するのは、殆どのＡｇと多くの不純物
を不溶解残渣として除去するためであり、ｐＨが0.5未
満では次工程においてＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕを還元し、除去
するに際し還元剤のＺｎ粉末の消費量が多くなるからで
あり、ｐＨが2.0を越えるとＩｎが沈澱し易くなるから
である。
【００１０】使用するアルカリ剤は浸出に使用した塩酸
を中和するものであれば良いが、Ｃａ(ＯＨ)2は不溶解
残渣が発生し易いのでＫＯＨ、ＮａＯＨ等不溶解残渣が
発生しないアルカリ剤が好ましい。
を中和するものであれば良いが、Ｃａ(ＯＨ)2は不溶解
残渣が発生し易いのでＫＯＨ、ＮａＯＨ等不溶解残渣が
発生しないアルカリ剤が好ましい。
【００１１】溶液中のＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕに対してＺｎ粉
末等の還元剤を１〜３当量添加するのは、主としてＨＣ
ｌ浸出によりＩｎと同時に溶解したＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕを
沈澱除去するためであり、還元剤の量が１当量未満では
充分にこれら不純物を除去出来ず、３当量を超えて添加
すると沈澱するＩｎ量が増大し回収率が低下するためで
ある。
末等の還元剤を１〜３当量添加するのは、主としてＨＣ
ｌ浸出によりＩｎと同時に溶解したＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕを
沈澱除去するためであり、還元剤の量が１当量未満では
充分にこれら不純物を除去出来ず、３当量を超えて添加
すると沈澱するＩｎ量が増大し回収率が低下するためで
ある。
【００１２】次にこの溶液中の沈澱物を分離した後溶液
中のＩｎに対して0.8〜1.2当量のＺｎ粉末等の還元剤を
添加するのは、Ｉｎを還元分離回収するためであり、0.
8当量未満では溶液中のＩｎ回収率が低くなり、1.2当量
を超えて添加するとＺｎ粉末が主としてＩｎからなる析
出物であるスポンジ中に含まれ、スポンジ中のＩｎ純度
が低下するためである。
中のＩｎに対して0.8〜1.2当量のＺｎ粉末等の還元剤を
添加するのは、Ｉｎを還元分離回収するためであり、0.
8当量未満では溶液中のＩｎ回収率が低くなり、1.2当量
を超えて添加するとＺｎ粉末が主としてＩｎからなる析
出物であるスポンジ中に含まれ、スポンジ中のＩｎ純度
が低下するためである。
【００１３】
【実施例】以下本発明を実施例に基づき説明する。表１
に示す組成のＩｎ電解スライム１〜５各４００ｇを、５
ｌビーカー中で水0.5ｌとＨＣｌ1.2ｌのＨＣｌ酸性溶液
中に添加し、プロペラ式撹拌機で５００r.p.mで撹拌し
ながら５時間浸出した。２５％ＮａＯＨでｐＨ1.0に調
整後液量を約２ｌとし、不溶解成分を濾過分離した。
尚、スライムは塩化物、酸化物を含んでおり、表１中そ
の他とはこれらの量である。
に示す組成のＩｎ電解スライム１〜５各４００ｇを、５
ｌビーカー中で水0.5ｌとＨＣｌ1.2ｌのＨＣｌ酸性溶液
中に添加し、プロペラ式撹拌機で５００r.p.mで撹拌し
ながら５時間浸出した。２５％ＮａＯＨでｐＨ1.0に調
整後液量を約２ｌとし、不溶解成分を濾過分離した。
尚、スライムは塩化物、酸化物を含んでおり、表１中そ
の他とはこれらの量である。
【００１４】
【表１】 電解スライム４００ｇ中の組成
（ｇ） 電解スライム Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ その他 ─────────────────────────────── １ 273 74 34 1.7 ＜0.04 17.26 ２ 260 100 13 2.0 ＜0.04 24.96 ３ 214 122 25 2.7 ＜0.04 36.26 ４ 260 15 72 1.4 18 33.6 ５ 244 17 82 0.9 17 39.1
（ｇ） 電解スライム Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ その他 ─────────────────────────────── １ 273 74 34 1.7 ＜0.04 17.26 ２ 260 100 13 2.0 ＜0.04 24.96 ３ 214 122 25 2.7 ＜0.04 36.26 ４ 260 15 72 1.4 18 33.6 ５ 244 17 82 0.9 17 39.1
【００１５】この濾液２ｌ中のＩｎ、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃ
ｕ、Ａｇの含有量を表２に示す。ここでＡｇは殆ど除去
され、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃｕも多くが除かれていることが判
る。
ｕ、Ａｇの含有量を表２に示す。ここでＡｇは殆ど除去
され、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃｕも多くが除かれていることが判
る。
【００１６】
【表２】 濾液２ｌ中の含有物質量（ｇ） 濾 液 Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ Ｉｎ回収率（％） ──────────────────────────────── １ 259 0.4 3.6 0.8 ＜0.02 94.8 ２ 250 1.1 1.3 1.0 ＜0.02 96.1 ３ 197 1.3 2.5 1.4 ＜0.02 92.1 ４ 250 0.4 7.3 0.7 ＜0.02 96.2 ５ 232 0.4 8.2 0.5 ＜0.02 95.1
【００１７】次にこの濾液中のＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕの合計
量に対して２当量に当たるＺｎ粉末を添加し、１０時間
プロペラ式撹拌機で撹拌し、液を濾過して析出したスポ
ンジを分離した。得られたスポンジの含有成分量と、添
加したＺｎ粉末の量を表３に示す。表３より明らかなよ
うに、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃｕがスポンジ中に濃縮しており分
離出来ていることが判る。
量に対して２当量に当たるＺｎ粉末を添加し、１０時間
プロペラ式撹拌機で撹拌し、液を濾過して析出したスポ
ンジを分離した。得られたスポンジの含有成分量と、添
加したＺｎ粉末の量を表３に示す。表３より明らかなよ
うに、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃｕがスポンジ中に濃縮しており分
離出来ていることが判る。
【００１８】
【表３】 一回目の還元により析出したスポンジ
の組成（ｇ） 析出スポンジ Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ 物量 Ｚｎ粉末 Ｉｎロス(％) ──────────────────────────────────── 1 2.1 0.4 3.4 0.8 ＜0.001 6.7 4.2 0.8 2 3.1 0.9 1.3 1.0 ＜0.001 6.3 4.2 1.2 3 2.8 1.1 2.5 1.3 ＜0.001 7.7 5.8 1.3 4 2.9 0.4 6.3 0.7 ＜0.001 10.3 6.5 1.1 5 2.5 0.4 7.6 0.7 ＜0.001 11.2 6.7 1.0
の組成（ｇ） 析出スポンジ Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ 物量 Ｚｎ粉末 Ｉｎロス(％) ──────────────────────────────────── 1 2.1 0.4 3.4 0.8 ＜0.001 6.7 4.2 0.8 2 3.1 0.9 1.3 1.0 ＜0.001 6.3 4.2 1.2 3 2.8 1.1 2.5 1.3 ＜0.001 7.7 5.8 1.3 4 2.9 0.4 6.3 0.7 ＜0.001 10.3 6.5 1.1 5 2.5 0.4 7.6 0.7 ＜0.001 11.2 6.7 1.0
【００１９】次にこのスポンジを分離した濾液中のＩｎ
に対し１当量のＺｎ粉末を添加し、プロペラ式撹拌機で
５時間撹拌し、Ｉｎスポンジを生成させ濾過分離した。
得られたＩｎスポンジの含有成分量及び添加したＺｎ粉
末の量を表４に示す。表４より明らかなように極めて純
度の高い９９％以上の粗Ｉｎスポンジが得られている。
この粗Ｉｎスポンジを溶解してアノードとし、電解する
ことにより容易に99.99％以上の高純度のＩｎを得るこ
とが出来る。
に対し１当量のＺｎ粉末を添加し、プロペラ式撹拌機で
５時間撹拌し、Ｉｎスポンジを生成させ濾過分離した。
得られたＩｎスポンジの含有成分量及び添加したＺｎ粉
末の量を表４に示す。表４より明らかなように極めて純
度の高い９９％以上の粗Ｉｎスポンジが得られている。
この粗Ｉｎスポンジを溶解してアノードとし、電解する
ことにより容易に99.99％以上の高純度のＩｎを得るこ
とが出来る。
【００２０】
【表４】 二回目の還元により析出したＩｎスポ
ンジの組成（ｇ） Inスホ゜ンシ゛ Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ 物量 Ｚｎ粉末 Ｉｎ収率（％） ─────────────────────────────────── 1 257 0.05 0.18 ＜0.02 ＜0.02 258.3 220 94.1 2 246 0.2 ＜0.02 ＜0.02 ＜0.02 248.0 211 94.6 3 194 0.1 ＜0.02 ＜0.02 ＜0.02 194.5 166 90.8 4 245 ＜0.02 0.8 ＜0.02 ＜0.02 245.9 209 94.2 5 229 ＜0.02 0.6 ＜0.02 ＜0.02 230.2 196 93.9
ンジの組成（ｇ） Inスホ゜ンシ゛ Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ 物量 Ｚｎ粉末 Ｉｎ収率（％） ─────────────────────────────────── 1 257 0.05 0.18 ＜0.02 ＜0.02 258.3 220 94.1 2 246 0.2 ＜0.02 ＜0.02 ＜0.02 248.0 211 94.6 3 194 0.1 ＜0.02 ＜0.02 ＜0.02 194.5 166 90.8 4 245 ＜0.02 0.8 ＜0.02 ＜0.02 245.9 209 94.2 5 229 ＜0.02 0.6 ＜0.02 ＜0.02 230.2 196 93.9
【００２１】
【比較例】重量％でＩｎ 68.3％、Ｓｎ 18.5％、Ｐｂ
8.5％、Ｃｕ 0.42％、Ａｇ ＜0.01％、その他4.28％の
組成からなるＩｎ電解スライム４００ｇを、実施例に従
って浸出し、２５％ＮａＯＨ溶液でｐＨ 0.1及び2.5に
調整後、液量を２ｌとし、不溶解成分を濾過分離した。
該濾液中のＩｎ、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇの含有量
（ｇ）を表５に示す。
8.5％、Ｃｕ 0.42％、Ａｇ ＜0.01％、その他4.28％の
組成からなるＩｎ電解スライム４００ｇを、実施例に従
って浸出し、２５％ＮａＯＨ溶液でｐＨ 0.1及び2.5に
調整後、液量を２ｌとし、不溶解成分を濾過分離した。
該濾液中のＩｎ、Ｓｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇの含有量
（ｇ）を表５に示す。
【００２２】
【表５】 濾液２ｌ中の含有物質量（ｇ） 調整ｐＨ Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ Ｉｎ回収率（％） ────────────────────────────── 0.1 261 1.3 3.6 0.9 ＜0.04 95.5 2.5 213 0.2 2.9 0.8 ＜0.04 78.0
【００２３】次にこの濾液中のＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕの合計
量に対して夫々0.5当量及び４当量に当たるＺｎ粉末を
添加し、実施例と同条件でスポンジを分離した。添加し
たＺｎ粉末の量と得られたスポンジの組成を表６に示
す。
量に対して夫々0.5当量及び４当量に当たるＺｎ粉末を
添加し、実施例と同条件でスポンジを分離した。添加し
たＺｎ粉末の量と得られたスポンジの組成を表６に示
す。
【００２４】
【表６】 一回目の還元により析出したスポンジの組
成（ｇ） ｐＨ Ｚｎ粉末当量 Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ 物量 Ｉｎロス％ ──────────────────────────────── 0.1 0.5 0.1 0.2 0.7 0.9 2.4 ＜0.1 2.5 0.5 0.1 0.1 0.2 0.8 1.3 ＜0.1 0.1 4.0 7.2 1.3 3.6 0.9 13.1 2.8 2.5 4.0 6.6 0.2 2.9 0.8 10.6 3.1
成（ｇ） ｐＨ Ｚｎ粉末当量 Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ 物量 Ｉｎロス％ ──────────────────────────────── 0.1 0.5 0.1 0.2 0.7 0.9 2.4 ＜0.1 2.5 0.5 0.1 0.1 0.2 0.8 1.3 ＜0.1 0.1 4.0 7.2 1.3 3.6 0.9 13.1 2.8 2.5 4.0 6.6 0.2 2.9 0.8 10.6 3.1
【００２５】前記スポンジ分離後の濾液中のＩｎに対
し、0.5当量及び1.5当量のＺｎ粉末を濾液に添加し、実
施例と同条件でＩｎスポンジを回収した。添加したＺｎ
粉末の量及びＩｎスポンジの組成を表７に示す。
し、0.5当量及び1.5当量のＺｎ粉末を濾液に添加し、実
施例と同条件でＩｎスポンジを回収した。添加したＺｎ
粉末の量及びＩｎスポンジの組成を表７に示す。
【００２６】
【表７】 二回目の還元により析出したＩｎスポンジ
の組成（ｇ） ｐＨ Ｚｎ粉末当量 Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ 物量 Ｉｎ収率(％) ─────────────────────────────────── 0.1 0.5 120 1.1 2.9 ＜0.02 ＜0.02 121 43.9 0.1 0.5 117 − − ＜0.02 ＜0.02 118 42.8 2.5 0.5 103 0.1 2.7 ＜0.02 ＜0.02 104 37.8 2.5 0.5 102 − − ＜0.02 ＜0.02 103 37.3 0.1 1.5 260 0.1 2.9 ＜0.04 ＜0.04 367 95.1 0.1 1.5 253 0.1 0.04 ＜0.04 ＜0.04 350 92.6 2.5 1.5 213 0.1 2.7 ＜0.04 ＜0.04 303 78.0 2.5 1.5 206 − − ＜0.04 ＜0.04 294 75.4
の組成（ｇ） ｐＨ Ｚｎ粉末当量 Ｉｎ Ｓｎ Ｐｂ Ｃｕ Ａｇ 物量 Ｉｎ収率(％) ─────────────────────────────────── 0.1 0.5 120 1.1 2.9 ＜0.02 ＜0.02 121 43.9 0.1 0.5 117 − − ＜0.02 ＜0.02 118 42.8 2.5 0.5 103 0.1 2.7 ＜0.02 ＜0.02 104 37.8 2.5 0.5 102 − − ＜0.02 ＜0.02 103 37.3 0.1 1.5 260 0.1 2.9 ＜0.04 ＜0.04 367 95.1 0.1 1.5 253 0.1 0.04 ＜0.04 ＜0.04 350 92.6 2.5 1.5 213 0.1 2.7 ＜0.04 ＜0.04 303 78.0 2.5 1.5 206 − − ＜0.04 ＜0.04 294 75.4
【００２７】以上の結果から浸出濾液のｐＨが2.0を超
えるとＩｎ浸出率が低く、一回目のスポンジ生成におけ
るＺｎ添加量は少なければＰｂ、Ｓｎの除去効果が小さ
く、多すぎるとＩｎロスにつながる。二回目のＩｎスポ
ンジ生成におけるＺｎ添加量は１当量未満では大きくＩ
ｎ収率を悪化させ、Ｚｎ添加量が多すぎると未反応Ｚｎ
が残留し品質を損なうことが判る。
えるとＩｎ浸出率が低く、一回目のスポンジ生成におけ
るＺｎ添加量は少なければＰｂ、Ｓｎの除去効果が小さ
く、多すぎるとＩｎロスにつながる。二回目のＩｎスポ
ンジ生成におけるＺｎ添加量は１当量未満では大きくＩ
ｎ収率を悪化させ、Ｚｎ添加量が多すぎると未反応Ｚｎ
が残留し品質を損なうことが判る。
【００２８】本発明によれば、不純物としてＳｎ、Ｐ
ｂ、Ｃｕ、Ａｇを含むＩｎ電解スライムから、安価に高
純度の電解用粗Ｉｎを高い回収率で容易に回収すること
が可能となる。
ｂ、Ｃｕ、Ａｇを含むＩｎ電解スライムから、安価に高
純度の電解用粗Ｉｎを高い回収率で容易に回収すること
が可能となる。
Claims (1)
- 【請求項１】 不純物としてＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇを
含むＩｎ電解スライムを塩酸で浸出した後、アルカリ剤
でｐＨ0.5〜2.0に調整して不溶解残渣を分離し、次いで
溶液中のＳｎ、Ｐｂ、Ｃｕの合計当量に対して1〜3当量
のＺｎ粉末を添加して生成する沈澱物を分離した後、溶
液中のＩｎ当量に対して0.8〜1.2当量のＺｎ粉末を添加
してＩｎを還元分離し、回収することを特徴とする電解
用粗インジウムの回収方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP34392191A JP2738192B2 (ja) | 1991-12-02 | 1991-12-02 | 電解用粗インジウムの回収方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP34392191A JP2738192B2 (ja) | 1991-12-02 | 1991-12-02 | 電解用粗インジウムの回収方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH05156381A JPH05156381A (ja) | 1993-06-22 |
| JP2738192B2 true JP2738192B2 (ja) | 1998-04-08 |
Family
ID=18365275
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP34392191A Expired - Lifetime JP2738192B2 (ja) | 1991-12-02 | 1991-12-02 | 電解用粗インジウムの回収方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP2738192B2 (ja) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009101863A1 (ja) * | 2008-02-12 | 2009-08-20 | Nippon Mining & Metals Co., Ltd. | Ｉｚｏスクラップからの有価金属の回収方法 |
| WO2009101864A1 (ja) * | 2008-02-12 | 2009-08-20 | Nippon Mining & Metals Co., Ltd. | Ｉｚｏスクラップからの有価金属の回収方法 |
| RU2463388C2 (ru) * | 2011-08-01 | 2012-10-10 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Электролизер для извлечения индия из расплава индийсодержащих сплавов |
| RU2471893C2 (ru) * | 2011-10-07 | 2013-01-10 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Способ электролитического получения висмута из сплава, содержащего свинец, олово и висмут, и электролизер для его осуществления |
Families Citing this family (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP3089595B2 (ja) * | 1994-08-19 | 2000-09-18 | 日鉱金属株式会社 | 電解採取によるインジウムの回収方法 |
| JP4549501B2 (ja) * | 2000-08-28 | 2010-09-22 | 日鉱金属株式会社 | インジウムの回収方法 |
| JP4549527B2 (ja) * | 2000-12-28 | 2010-09-22 | 日鉱金属株式会社 | インジウムの回収方法 |
| RU2218244C1 (ru) | 2002-04-05 | 2003-12-10 | Акционерное общество открытого типа "Челябинский электролитный цинковый завод" | Способ получения индиевого порошка высокой чистоты |
| JP5071700B2 (ja) * | 2005-01-31 | 2012-11-14 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | インジウムの回収方法 |
| JP5119524B2 (ja) * | 2006-03-16 | 2013-01-16 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | インジウムの回収方法 |
| JP4999058B2 (ja) | 2006-09-28 | 2012-08-15 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | インジウム含有物からインジウムを回収する方法 |
| FR2907352B1 (fr) * | 2006-10-20 | 2009-02-20 | Terra Nova | Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede. |
| KR101155357B1 (ko) | 2008-03-06 | 2012-06-19 | 제이엑스 닛코 닛세키 킨조쿠 가부시키가이샤 | Ｉｚｏ 스크랩으로부터의 유가 금속의 회수 방법 |
| RU2595302C2 (ru) * | 2015-04-09 | 2016-08-27 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Электролизер экстракции индия из расплава конденсата на выпуске из вакуумной печи |
| CN107345274B (zh) * | 2017-06-06 | 2019-11-26 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种从铅银渣中回收铅、银、铟的方法 |
Family Cites Families (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH029657A (ja) * | 1988-06-29 | 1990-01-12 | Brother Ind Ltd | 中間調画再現方法 |
| JPH0297626A (ja) * | 1988-10-04 | 1990-04-10 | Mitsubishi Metal Corp | 貴金属元素の分離方法 |
-
1991
- 1991-12-02 JP JP34392191A patent/JP2738192B2/ja not_active Expired - Lifetime
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009101863A1 (ja) * | 2008-02-12 | 2009-08-20 | Nippon Mining & Metals Co., Ltd. | Ｉｚｏスクラップからの有価金属の回収方法 |
| WO2009101864A1 (ja) * | 2008-02-12 | 2009-08-20 | Nippon Mining & Metals Co., Ltd. | Ｉｚｏスクラップからの有価金属の回収方法 |
| JP5102317B2 (ja) * | 2008-02-12 | 2012-12-19 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | Ｉｚｏスクラップからの有価金属の回収方法 |
| JP5192000B2 (ja) * | 2008-02-12 | 2013-05-08 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | Ｉｚｏスクラップからの有価金属の回収方法 |
| RU2463388C2 (ru) * | 2011-08-01 | 2012-10-10 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Электролизер для извлечения индия из расплава индийсодержащих сплавов |
| RU2471893C2 (ru) * | 2011-10-07 | 2013-01-10 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Способ электролитического получения висмута из сплава, содержащего свинец, олово и висмут, и электролизер для его осуществления |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPH05156381A (ja) | 1993-06-22 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP2738192B2 (ja) | 電解用粗インジウムの回収方法 | |
| JP4549501B2 (ja) | インジウムの回収方法 | |
| JP3602329B2 (ja) | インジウム含有物からインジウムを回収する方法 | |
| JP4519294B2 (ja) | インジウムの回収方法 | |
| US4076605A (en) | Dichromate leach of copper anode slimes | |
| JP4852720B2 (ja) | インジウム回収方法 | |
| JP2009035808A (ja) | スズと共存金属の分離方法 | |
| JP4999058B2 (ja) | インジウム含有物からインジウムを回収する方法 | |
| JP2003247089A (ja) | インジウムの回収方法 | |
| JP2010138490A (ja) | 亜鉛の回収方法等 | |
| JP3882608B2 (ja) | 高純度錫の電解精製方法とその装置 | |
| JP5156992B2 (ja) | インジウム含有物からインジウムを回収する方法 | |
| JP2642230B2 (ja) | 高純度錫の製造法 | |
| JP2008297608A (ja) | スズの分離回収方法 | |
| JP5482461B2 (ja) | 銅電解廃液からの銅の回収方法 | |
| JP2008106348A (ja) | 亜鉛の分離回収方法 | |
| JP3704266B2 (ja) | ビスマスの回収方法 | |
| JP3407600B2 (ja) | 銀の抽出回収方法 | |
| JP2001279344A (ja) | 錫の回収方法 | |
| JPS63496A (ja) | ガリウム電解液の浄液方法 | |
| JP3753554B2 (ja) | 銀の回収方法 | |
| JP3099483B2 (ja) | Ｉｎ−Ｐｂ−Ａｇ合金からＩｎを回収する方法 | |
| CN1304611C (zh) | 从氯化铜溶液中脱除银的方法 | |
| JP4914975B2 (ja) | 高純度インジウムメタルの製造方法 | |
| KR101752727B1 (ko) | 주석 폐기물로부터 주석을 회수하는 방법 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20090116 Year of fee payment: 11 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20090116 Year of fee payment: 11 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20100116 Year of fee payment: 12 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20100116 Year of fee payment: 12 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20110116 Year of fee payment: 13 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20120116 Year of fee payment: 14 |
|
| EXPY | Cancellation because of completion of term |