JP3620640B2 - 亜鉛回収方法 - Google Patents
亜鉛回収方法 Download PDFInfo
- Publication number
- JP3620640B2 JP3620640B2 JP23835299A JP23835299A JP3620640B2 JP 3620640 B2 JP3620640 B2 JP 3620640B2 JP 23835299 A JP23835299 A JP 23835299A JP 23835299 A JP23835299 A JP 23835299A JP 3620640 B2 JP3620640 B2 JP 3620640B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- extraction
- liquid
- solvent
- concentration
- zinc
- 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 - Fee Related
Links
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
Description
【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は、たとえば、鉱山などの坑内水から有益金属であるＺｎを例えば硫酸亜鉛として回収することにより、坑内水を有効に利用する技術に関する。
【０００２】
【従来の技術】
鉱山の坑内から湧出する地下水（坑内水）は、アルカリ等により中和処理した後その上澄水を河川等に排出し、中和殿物は廃止坑内等に廃棄堆積させている。
【０００３】
【発明が解決しようとする課題】
ところで、本出願人が使用する鉱山の坑内水に含まれる金属には有益なＺｎが含まれているため、これを分離回収して製品化することができれば、省資源になるとともに環境保全にもつながる。しかしながら、坑内水に含有されているＺｎの濃度は１ｇ／Ｌ程度というかなり低いオーダーであるため、未だ回収を試みられたことがなかった。
よって本発明はこのような課題を解決するため、低濃度のＺｎを効率よく回収することができ、坑内水等に含まれるＺｎを硫酸亜鉛などの状態で回収し製品化することを目的としている。
【０００４】
【課題を解決するための手段】
本発明は、低濃度のＺｎを効率よく回収するために溶媒抽出についての検討を重ねた結果なされたもので、Ｚｎ、Ｆｅ、Ｍｎを含む溶液にアルカリを添加してＦｅを沈殿させた後、その上澄水からＺｎを溶媒抽出し、次いで分離回収した上記溶媒からＺｎを逆抽出し、こうして得られた貴液に脱酸中和、浄液、加熱濃縮、結晶化の処理を施して亜鉛を得るものである。
【０００５】
ここで、坑内水に含まれるＺｎ以外の成分、特にＭｎをいかに効率よく除去するかは、回収したＺｎの品位に影響し製品化にとって重要な課題である。本発明者が検討を重ねた結果、Ｚｎを逆抽出した貴液を脱酸後、その溶液に過マンガン酸カリウムを添加して酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持すると、Ｍｎが極めて効率よく除去されることを見出した。すなわち、坑内水のＭｎはＭｎ２＋のイオン形態で存在するが、これを除去するためにＭｎＯ２またはＭｎＯ４ −の形態にまで酸化する必要がある。本発明者の検討によれば、その時の酸化力を与える酸化還元電位が７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）であることが実測されている。
【０００６】
よって、本発明の亜鉛回収方法は、上記知見に基づいてなされたもので、Ｚｎ、Ｆｅ、Ｍｎを含む坑内水の溶液にアルカリを添加してＦｅを沈殿させた後、その上澄水からＺｎを溶媒抽出し、次いで分離回収した上記溶媒からＺｎを逆抽出し、こうして得られた貴液に中和、浄液、加熱濃縮、結晶化の処理を施してＺｎを得る亜鉛回収方法であって、上記Ｚｎの溶媒抽出をｐＨ２．５〜３．５の酸濃度で行い、上記浄液処理を、上記逆抽出液を４０〜６０℃に加温するとともに過マンガン酸カリウムを添加して、酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持して行うことを特徴としている。
【０００７】
本発明の亜鉛回収方法は、低濃度のＺｎを含む溶液から亜鉛を回収するのに特に適している。よって、本発明は坑内水からの亜鉛の回収に用いると好適である。また、Ｚｎは硫酸亜鉛の形態で回収するのが一般的であるが、炭酸亜鉛あるいは酸化亜鉛の形態で回収することもできる。以下、本発明の好適な実施形態について、図１に示すプロセスフローを参照しながら、工程の順番に沿って説明する。
【０００８】
【発明の実施の形態】
▲１▼処理原水の中和・脱Ｆｅ
鉱山の坑内に湧出するｐＨ２．５〜３．０の酸濃度の坑内水を処理原水とし、これに消石灰などのアルカリを添加して中和する。この中和液をシックナー等の清澄機に導入し、凝集剤を添加して清澄させ、上澄水とスピゴット（殿物）に分離する。これにより中和液中のＦｅが中和殿物として濃縮分離される。上澄水はフィルター等でろ過しＳＳ（浮遊殿物）を除去する。
【０００９】
▲２▼上澄水からのＺｎ溶媒抽出
ＳＳを除去した上澄水と溶媒抽出液を混合してＺｎの溶媒抽出を行う。溶媒抽出を２段または多段で行うことにより、Ｚｎの抽出率を高めることができる。溶媒抽出では苛性ソーダ等のアルカリを添加して抽出ｐＨの調整を行なうが、この調整を厳密に行うために、１段目の抽出が終了した抽出後液を溶媒抽出装置から抜き出し、中継タンクに受け、そこでアルカリと混合し２段目の抽出に使用する。この場合、２段目の抽出後液のｐＨが２．５〜３．５となるように調製する。
【００１０】
▲３▼逆抽出
上澄水からのＺｎ抽出が終了した溶媒を溶媒抽出装置から抜出し、これを逆抽出装置に導入してＺｎの逆抽出を行う。逆抽出には硫酸等を逆抽出液として用い上記溶媒と混合し、逆抽出後の溶媒は▲２▼の溶媒抽出工程へ戻して繰返し使用する。またＺｎ回収の効率化のために逆抽出工程までに貴液のＺｎ濃度を極力高めておくことが望ましいことから、逆抽出後液の液比重が１．４に満たない時は、その逆抽出後液を繰返し逆抽出に用いてＺｎの濃縮を図ると良い。逆抽出後液の液比重が１．４以上になったら、その一部を貴液（Ｚｎ濃縮液）として系外にブリードオフし、その分の逆抽出液（希硫酸）を補加して逆抽出を継続する。逆抽出液として硫酸を用いる場合、工程立上げ時及び逆抽出液補加の時はその濃度を２００〜３００ｇ／Ｌに調整した液を使う。それ以降は、その濃度を５０〜７０ｇ／Ｌに維持しながら逆抽出を行うことが望ましい。その理由は主要変動物品である硫酸の使用量低減と、後工程で逆抽出液を加熱濃縮して結晶を晶出する際に、硫酸濃度が高いと溶液の蒸発速度が遅くなるためであり、硫酸亜鉛の生成に関与しない余剰の硫酸は極力少なくする必要があるからである。
【００１１】
▲４▼脱酸・浄液
脱酸は貴液の酸を中和するとともにＺｎを濃縮するために行う。そのために、上記▲３▼の工程で生成された貴液に酸化亜鉛を添加し、ｐＨ２．０〜４．０になるまで中和脱酸を行う。また、脱酸後の処理後液中のＭｎ及びＦｅを除去するために浄液を行う。その際、脱酸処理後液を４０〜６０℃に加温し、これに過マンガン酸カリウムを添加して酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持する。次に、脱酸処理後液の加温を止め、凝集剤を処理後液に対して１〜５ｍｇ／ｌ添加し、さらに、浄液処理後液を遠心沈降等により固液分離し、浄液処理後液中のＭｎ及びＦｅを殿物として除去して上澄水を得る。固液分離には遠心分離機を用いることができ、その場合の回転数は３０００〜７０００ｒｐｍ、処理時間は５〜１５分間とする。得られた殿物はＭｎとＦｅ以外にＺｎも含んでいるため、上記▲１▼の中和・脱Ｆｅ工程に戻してＺｎの再回収に利用することが望ましい。
【００１２】
▲５▼加熱濃縮・結晶化
上記▲４▼の工程で得られた上澄水を加熱し比重が１．６以上となるまで加熱濃縮する。次いで、この濃縮後液を冷却してＺｎを硫酸亜鉛に結晶化して脱水する。脱水には遠心分離機を使用することができ、脱水した脱水液は▲４▼の脱酸・浄液工程へ戻して再利用することが望ましい。なお、得られた結晶は乾燥し製品として袋詰めする。また、上記▲４▼の工程で得られた上澄液にソーダ灰を添加し、沈殿を水洗、濾過することにより炭酸亜鉛の結晶を得ることもできる。さらに、これを乾燥、粉砕することで酸化亜鉛も得ることができる。
【００１３】
【実施例】
次に、具体的な実施例に基づいて本発明の坑内水からの硫酸亜鉛回収方法を図２を参照して説明する。図２は、実施例において、坑内水から硫酸亜鉛を製造するまでの主要金属成分の物量バランスを示す図である。なお、本実施例は本出願人が使用する所定の鉱山から排出される坑内水を利用する場合である。
【００１４】
▲１▼坑内水の中和・脱Ｆｅ
この実施例における坑内水は、ｐＨ２．６であり、主要金属成分がＺｎ；１０７４ｐｐｍ、Ｆｅ；６６６ｐｐｍ、Ｍｎ；５６９ｐｐｍで平均排出量１．５ｍ３／分で排出される。この坑内水を水中ポンプで２０Ｌ／分揚水し、これに消石灰懸濁液（パルプ濃度２００ｇ／Ｌ）を混合してｐＨ４．５に中和する。この中和液に、濃度５００ｍｇ／Ｌの凝集剤（商品名アコフロックＡ９５−Ｈ、三井サイテック社製）を中和液に対して６ｍｇ／Ｌ添加し、流量２０Ｌ／分で直径３ｍのシックナーに導入し清澄させた。シックナーの上澄水はさらに膜ろ過してＳＳを１．５ｐｐｍ以下に除去した。一方、スピゴット（濃縮残渣）はシックナーから定量で抜出し廃棄した。この時の膜ろ過上澄水の主要金属成分は、Ｚｎ；１、０２０ｐｐｍ、Ｆｅ；１３ｐｐｍ、Ｍｎ；５０６ｐｐｍであった。
【００１５】
▲２▼上澄水からの溶媒抽出
▲１▼の工程で得られた膜ろ過上澄水を２段のミキサーセトラー型抽出機に導入し、２段階抽出を行った。この抽出で用いた抽出剤としては、ＰＣ−８８Ａ（大八化学工業社製）２０体積％をケロシン８０体積％で希釈した溶媒を使用した。また上澄水を９Ｌ／分、溶媒を１．８Ｌ／分の流速で抽出機に導入することにより、上澄水に対し溶媒が体積比１対５（Ｏ／Ａ比＝１／５）で混合されるよう調整した。また、抽出機の１段当たりのミキサー部容量は６０．５Ｌ、セトラー部容量は１４２．５Ｌであり、１段当たりの攪拌抽出時間は約５分とした。１段目の抽出が終丁した抽出後液をセトラーから抜出し中継タンクに充填し、そこで苛性ソーダ溶液（濃度２００ｇ／Ｌ）を添加し、２段目の抽出後液のｐＨが２．５〜３．０になるよう調整した。２段目抽出後液の主要金属成分は、Ｚｎ；７３ｐｐｍ、Ｆｅ；０ｐｐｍ、Ｍｎ；４９６ｐｐｍであり、この液は廃棄処分した。膜ろ過上澄水に対し２段目抽出後液中の金属分のみが溶媒に未抽出であったと考えると、溶媒中の主要金属成分は、Ｚｎ；４、７３５ｐｐｍ、Ｆｅ；６５ｐｐｍ、Ｍｎ；５０ｐｐｍと推定される。
【００１６】
▲３▼逆抽出
▲２▼の工程で得られた溶媒を２段のミキサーセトラー型抽出機に導入し、２段階の逆抽出を行った。この逆抽出に使った逆抽出液は硫酸濃度２００ｇ／Ｌの希硫酸であり、溶媒を１．８Ｌ／分、逆抽出液を１．８Ｌ／分の流量で導入し、溶媒に対し逆抽出液が体積比１対１（Ｏ／Ａ比＝１／１）で混合されるよう調整した。また、抽出機の１段当たりのミキサー部容量は１４．４Ｌ、セトラー部容量は３５．０Ｌであり、１段当たりの攪拌抽出時間は約４分とした。２段階の逆抽出を終えた溶媒は▲２▼の抽出工程へ戻し繰返し利用した。２段階の逆抽出を終えた逆抽出液は再び１段目の逆抽出ミキサーセトラー型抽出機へ送り、１段目と２段目の逆抽出を繰返し行い、逆抽出液の液比重が１．４以上になるまでＺｎ成分の濃縮を行った。逆抽出液の液比重が１．４以上になった後に、貴液として逆抽出液の３０Ｌ（保有逆抽出液量の約４割）を系外へブリードオフし次工程原料とした。このときの貴液中の主要金属成分は、Ｚｎ；１５４、３６７ｐｐｍ、Ｆｅ；１、０１３ｐｐｍ、Ｍｎ；９６ｐｐｍであった。系外へブリードオフした液量相当の希硫酸（２００ｇ／Ｌ）を逆抽出工程へ補加した。なお、逆抽出開始時の希硫酸濃度は２００ｇ／Ｌで行い、それ以降は濃度５０〜７０ｇ／Ｌで維持しながら逆抽出を行った。
【００１７】
▲４▼脱酸・浄液
▲３▼の工程で得られた貴液（Ｚｎ濃縮液）に粉状酸化亜鉛を添加し、ｐＨ３になるまで中和脱酸を行い、同時にＺｎの濃縮も行った。脱酸処理後液を温度５０℃に加温し、過マンガン酸カリウム溶液（濃度４０ｇ／Ｌ）を添加して酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持した。次いでこの処理後液の加温を止め、濃度５００ｍｇ／Ｌの凝集剤（商品名アコフロックＡ９５−Ｈ、三井サイテック社製）を処理後液に対して２ｍｇ／Ｌ添加し殿物凝集を行った。この溶液を遠心分離機（５０００ｒｐｍ、１０分間）で処理して殿物を沈降させ上澄水を得た。この時の上澄水の主要金属成分は、Ｚｎ；１８０、４４９ｐｐｍ、Ｆｅ；１８ｐｐｍ、Ｍｎ；４２ｐｐｍであった。殿物は▲１▼の中和・脱Ｆｅ工程へ戻してＺｎの再回収に使用した。
【００１８】
▲５▼濃縮・結晶
▲４▼の工程で得られた上澄水を加熱槽に投入し、温度９０〜１００℃で加熱して水分を蒸発させ液比重が１．６以上になるまで濃縮を行った。次いでこの濃縮後液を結晶槽に投入し、温度２０℃以下まで冷却して硫酸亜鉛を結晶化させた。得られた結晶は遠心分離機で脱水し、結晶はさらに機内温度４０〜５０℃で真空乾燥させて製品とし袋詰めした。得られた硫酸亜鉛結晶は白色を呈しておりその品位は、Ｚｎ；２２．７２％、Ｆｅ；０．００２％、Ｍｎ；０．００３％であった。脱水液は脱酸工程に戻しＺｎの再回収に利用した。
【００１９】
【発明の効果】
以上説明したように、本発明においては溶媒抽出を行なうことでＺｎの低濃度溶液からＺｎを効率よく回収でき、Ｚｎを回収した貴液に対しては、酸化還元電位を制御した浄液を行なうことで、純度の高い硫酸亜鉛等の亜鉛製品の製造を実用化することができる。また、従来は廃止坑内等に廃棄堆積していた中和殿物を減量することができ、亜鉛製品として回収することが可能となる。
【図面の簡単な説明】
【図１】本説明のＺｎ回収方法を説明するためのフローシートである。
【図２】実施例において、坑内水から硫酸亜鉛を製造するまでの主要金属成分の物量バランスを示した図である。
【発明の属する技術分野】
本発明は、たとえば、鉱山などの坑内水から有益金属であるＺｎを例えば硫酸亜鉛として回収することにより、坑内水を有効に利用する技術に関する。
【０００２】
【従来の技術】
鉱山の坑内から湧出する地下水（坑内水）は、アルカリ等により中和処理した後その上澄水を河川等に排出し、中和殿物は廃止坑内等に廃棄堆積させている。
【０００３】
【発明が解決しようとする課題】
ところで、本出願人が使用する鉱山の坑内水に含まれる金属には有益なＺｎが含まれているため、これを分離回収して製品化することができれば、省資源になるとともに環境保全にもつながる。しかしながら、坑内水に含有されているＺｎの濃度は１ｇ／Ｌ程度というかなり低いオーダーであるため、未だ回収を試みられたことがなかった。
よって本発明はこのような課題を解決するため、低濃度のＺｎを効率よく回収することができ、坑内水等に含まれるＺｎを硫酸亜鉛などの状態で回収し製品化することを目的としている。
【０００４】
【課題を解決するための手段】
本発明は、低濃度のＺｎを効率よく回収するために溶媒抽出についての検討を重ねた結果なされたもので、Ｚｎ、Ｆｅ、Ｍｎを含む溶液にアルカリを添加してＦｅを沈殿させた後、その上澄水からＺｎを溶媒抽出し、次いで分離回収した上記溶媒からＺｎを逆抽出し、こうして得られた貴液に脱酸中和、浄液、加熱濃縮、結晶化の処理を施して亜鉛を得るものである。
【０００５】
ここで、坑内水に含まれるＺｎ以外の成分、特にＭｎをいかに効率よく除去するかは、回収したＺｎの品位に影響し製品化にとって重要な課題である。本発明者が検討を重ねた結果、Ｚｎを逆抽出した貴液を脱酸後、その溶液に過マンガン酸カリウムを添加して酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持すると、Ｍｎが極めて効率よく除去されることを見出した。すなわち、坑内水のＭｎはＭｎ２＋のイオン形態で存在するが、これを除去するためにＭｎＯ２またはＭｎＯ４ −の形態にまで酸化する必要がある。本発明者の検討によれば、その時の酸化力を与える酸化還元電位が７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）であることが実測されている。
【０００６】
よって、本発明の亜鉛回収方法は、上記知見に基づいてなされたもので、Ｚｎ、Ｆｅ、Ｍｎを含む坑内水の溶液にアルカリを添加してＦｅを沈殿させた後、その上澄水からＺｎを溶媒抽出し、次いで分離回収した上記溶媒からＺｎを逆抽出し、こうして得られた貴液に中和、浄液、加熱濃縮、結晶化の処理を施してＺｎを得る亜鉛回収方法であって、上記Ｚｎの溶媒抽出をｐＨ２．５〜３．５の酸濃度で行い、上記浄液処理を、上記逆抽出液を４０〜６０℃に加温するとともに過マンガン酸カリウムを添加して、酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持して行うことを特徴としている。
【０００７】
本発明の亜鉛回収方法は、低濃度のＺｎを含む溶液から亜鉛を回収するのに特に適している。よって、本発明は坑内水からの亜鉛の回収に用いると好適である。また、Ｚｎは硫酸亜鉛の形態で回収するのが一般的であるが、炭酸亜鉛あるいは酸化亜鉛の形態で回収することもできる。以下、本発明の好適な実施形態について、図１に示すプロセスフローを参照しながら、工程の順番に沿って説明する。
【０００８】
【発明の実施の形態】
▲１▼処理原水の中和・脱Ｆｅ
鉱山の坑内に湧出するｐＨ２．５〜３．０の酸濃度の坑内水を処理原水とし、これに消石灰などのアルカリを添加して中和する。この中和液をシックナー等の清澄機に導入し、凝集剤を添加して清澄させ、上澄水とスピゴット（殿物）に分離する。これにより中和液中のＦｅが中和殿物として濃縮分離される。上澄水はフィルター等でろ過しＳＳ（浮遊殿物）を除去する。
【０００９】
▲２▼上澄水からのＺｎ溶媒抽出
ＳＳを除去した上澄水と溶媒抽出液を混合してＺｎの溶媒抽出を行う。溶媒抽出を２段または多段で行うことにより、Ｚｎの抽出率を高めることができる。溶媒抽出では苛性ソーダ等のアルカリを添加して抽出ｐＨの調整を行なうが、この調整を厳密に行うために、１段目の抽出が終了した抽出後液を溶媒抽出装置から抜き出し、中継タンクに受け、そこでアルカリと混合し２段目の抽出に使用する。この場合、２段目の抽出後液のｐＨが２．５〜３．５となるように調製する。
【００１０】
▲３▼逆抽出
上澄水からのＺｎ抽出が終了した溶媒を溶媒抽出装置から抜出し、これを逆抽出装置に導入してＺｎの逆抽出を行う。逆抽出には硫酸等を逆抽出液として用い上記溶媒と混合し、逆抽出後の溶媒は▲２▼の溶媒抽出工程へ戻して繰返し使用する。またＺｎ回収の効率化のために逆抽出工程までに貴液のＺｎ濃度を極力高めておくことが望ましいことから、逆抽出後液の液比重が１．４に満たない時は、その逆抽出後液を繰返し逆抽出に用いてＺｎの濃縮を図ると良い。逆抽出後液の液比重が１．４以上になったら、その一部を貴液（Ｚｎ濃縮液）として系外にブリードオフし、その分の逆抽出液（希硫酸）を補加して逆抽出を継続する。逆抽出液として硫酸を用いる場合、工程立上げ時及び逆抽出液補加の時はその濃度を２００〜３００ｇ／Ｌに調整した液を使う。それ以降は、その濃度を５０〜７０ｇ／Ｌに維持しながら逆抽出を行うことが望ましい。その理由は主要変動物品である硫酸の使用量低減と、後工程で逆抽出液を加熱濃縮して結晶を晶出する際に、硫酸濃度が高いと溶液の蒸発速度が遅くなるためであり、硫酸亜鉛の生成に関与しない余剰の硫酸は極力少なくする必要があるからである。
【００１１】
▲４▼脱酸・浄液
脱酸は貴液の酸を中和するとともにＺｎを濃縮するために行う。そのために、上記▲３▼の工程で生成された貴液に酸化亜鉛を添加し、ｐＨ２．０〜４．０になるまで中和脱酸を行う。また、脱酸後の処理後液中のＭｎ及びＦｅを除去するために浄液を行う。その際、脱酸処理後液を４０〜６０℃に加温し、これに過マンガン酸カリウムを添加して酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持する。次に、脱酸処理後液の加温を止め、凝集剤を処理後液に対して１〜５ｍｇ／ｌ添加し、さらに、浄液処理後液を遠心沈降等により固液分離し、浄液処理後液中のＭｎ及びＦｅを殿物として除去して上澄水を得る。固液分離には遠心分離機を用いることができ、その場合の回転数は３０００〜７０００ｒｐｍ、処理時間は５〜１５分間とする。得られた殿物はＭｎとＦｅ以外にＺｎも含んでいるため、上記▲１▼の中和・脱Ｆｅ工程に戻してＺｎの再回収に利用することが望ましい。
【００１２】
▲５▼加熱濃縮・結晶化
上記▲４▼の工程で得られた上澄水を加熱し比重が１．６以上となるまで加熱濃縮する。次いで、この濃縮後液を冷却してＺｎを硫酸亜鉛に結晶化して脱水する。脱水には遠心分離機を使用することができ、脱水した脱水液は▲４▼の脱酸・浄液工程へ戻して再利用することが望ましい。なお、得られた結晶は乾燥し製品として袋詰めする。また、上記▲４▼の工程で得られた上澄液にソーダ灰を添加し、沈殿を水洗、濾過することにより炭酸亜鉛の結晶を得ることもできる。さらに、これを乾燥、粉砕することで酸化亜鉛も得ることができる。
【００１３】
【実施例】
次に、具体的な実施例に基づいて本発明の坑内水からの硫酸亜鉛回収方法を図２を参照して説明する。図２は、実施例において、坑内水から硫酸亜鉛を製造するまでの主要金属成分の物量バランスを示す図である。なお、本実施例は本出願人が使用する所定の鉱山から排出される坑内水を利用する場合である。
【００１４】
▲１▼坑内水の中和・脱Ｆｅ
この実施例における坑内水は、ｐＨ２．６であり、主要金属成分がＺｎ；１０７４ｐｐｍ、Ｆｅ；６６６ｐｐｍ、Ｍｎ；５６９ｐｐｍで平均排出量１．５ｍ３／分で排出される。この坑内水を水中ポンプで２０Ｌ／分揚水し、これに消石灰懸濁液（パルプ濃度２００ｇ／Ｌ）を混合してｐＨ４．５に中和する。この中和液に、濃度５００ｍｇ／Ｌの凝集剤（商品名アコフロックＡ９５−Ｈ、三井サイテック社製）を中和液に対して６ｍｇ／Ｌ添加し、流量２０Ｌ／分で直径３ｍのシックナーに導入し清澄させた。シックナーの上澄水はさらに膜ろ過してＳＳを１．５ｐｐｍ以下に除去した。一方、スピゴット（濃縮残渣）はシックナーから定量で抜出し廃棄した。この時の膜ろ過上澄水の主要金属成分は、Ｚｎ；１、０２０ｐｐｍ、Ｆｅ；１３ｐｐｍ、Ｍｎ；５０６ｐｐｍであった。
【００１５】
▲２▼上澄水からの溶媒抽出
▲１▼の工程で得られた膜ろ過上澄水を２段のミキサーセトラー型抽出機に導入し、２段階抽出を行った。この抽出で用いた抽出剤としては、ＰＣ−８８Ａ（大八化学工業社製）２０体積％をケロシン８０体積％で希釈した溶媒を使用した。また上澄水を９Ｌ／分、溶媒を１．８Ｌ／分の流速で抽出機に導入することにより、上澄水に対し溶媒が体積比１対５（Ｏ／Ａ比＝１／５）で混合されるよう調整した。また、抽出機の１段当たりのミキサー部容量は６０．５Ｌ、セトラー部容量は１４２．５Ｌであり、１段当たりの攪拌抽出時間は約５分とした。１段目の抽出が終丁した抽出後液をセトラーから抜出し中継タンクに充填し、そこで苛性ソーダ溶液（濃度２００ｇ／Ｌ）を添加し、２段目の抽出後液のｐＨが２．５〜３．０になるよう調整した。２段目抽出後液の主要金属成分は、Ｚｎ；７３ｐｐｍ、Ｆｅ；０ｐｐｍ、Ｍｎ；４９６ｐｐｍであり、この液は廃棄処分した。膜ろ過上澄水に対し２段目抽出後液中の金属分のみが溶媒に未抽出であったと考えると、溶媒中の主要金属成分は、Ｚｎ；４、７３５ｐｐｍ、Ｆｅ；６５ｐｐｍ、Ｍｎ；５０ｐｐｍと推定される。
【００１６】
▲３▼逆抽出
▲２▼の工程で得られた溶媒を２段のミキサーセトラー型抽出機に導入し、２段階の逆抽出を行った。この逆抽出に使った逆抽出液は硫酸濃度２００ｇ／Ｌの希硫酸であり、溶媒を１．８Ｌ／分、逆抽出液を１．８Ｌ／分の流量で導入し、溶媒に対し逆抽出液が体積比１対１（Ｏ／Ａ比＝１／１）で混合されるよう調整した。また、抽出機の１段当たりのミキサー部容量は１４．４Ｌ、セトラー部容量は３５．０Ｌであり、１段当たりの攪拌抽出時間は約４分とした。２段階の逆抽出を終えた溶媒は▲２▼の抽出工程へ戻し繰返し利用した。２段階の逆抽出を終えた逆抽出液は再び１段目の逆抽出ミキサーセトラー型抽出機へ送り、１段目と２段目の逆抽出を繰返し行い、逆抽出液の液比重が１．４以上になるまでＺｎ成分の濃縮を行った。逆抽出液の液比重が１．４以上になった後に、貴液として逆抽出液の３０Ｌ（保有逆抽出液量の約４割）を系外へブリードオフし次工程原料とした。このときの貴液中の主要金属成分は、Ｚｎ；１５４、３６７ｐｐｍ、Ｆｅ；１、０１３ｐｐｍ、Ｍｎ；９６ｐｐｍであった。系外へブリードオフした液量相当の希硫酸（２００ｇ／Ｌ）を逆抽出工程へ補加した。なお、逆抽出開始時の希硫酸濃度は２００ｇ／Ｌで行い、それ以降は濃度５０〜７０ｇ／Ｌで維持しながら逆抽出を行った。
【００１７】
▲４▼脱酸・浄液
▲３▼の工程で得られた貴液（Ｚｎ濃縮液）に粉状酸化亜鉛を添加し、ｐＨ３になるまで中和脱酸を行い、同時にＺｎの濃縮も行った。脱酸処理後液を温度５０℃に加温し、過マンガン酸カリウム溶液（濃度４０ｇ／Ｌ）を添加して酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持した。次いでこの処理後液の加温を止め、濃度５００ｍｇ／Ｌの凝集剤（商品名アコフロックＡ９５−Ｈ、三井サイテック社製）を処理後液に対して２ｍｇ／Ｌ添加し殿物凝集を行った。この溶液を遠心分離機（５０００ｒｐｍ、１０分間）で処理して殿物を沈降させ上澄水を得た。この時の上澄水の主要金属成分は、Ｚｎ；１８０、４４９ｐｐｍ、Ｆｅ；１８ｐｐｍ、Ｍｎ；４２ｐｐｍであった。殿物は▲１▼の中和・脱Ｆｅ工程へ戻してＺｎの再回収に使用した。
【００１８】
▲５▼濃縮・結晶
▲４▼の工程で得られた上澄水を加熱槽に投入し、温度９０〜１００℃で加熱して水分を蒸発させ液比重が１．６以上になるまで濃縮を行った。次いでこの濃縮後液を結晶槽に投入し、温度２０℃以下まで冷却して硫酸亜鉛を結晶化させた。得られた結晶は遠心分離機で脱水し、結晶はさらに機内温度４０〜５０℃で真空乾燥させて製品とし袋詰めした。得られた硫酸亜鉛結晶は白色を呈しておりその品位は、Ｚｎ；２２．７２％、Ｆｅ；０．００２％、Ｍｎ；０．００３％であった。脱水液は脱酸工程に戻しＺｎの再回収に利用した。
【００１９】
【発明の効果】
以上説明したように、本発明においては溶媒抽出を行なうことでＺｎの低濃度溶液からＺｎを効率よく回収でき、Ｚｎを回収した貴液に対しては、酸化還元電位を制御した浄液を行なうことで、純度の高い硫酸亜鉛等の亜鉛製品の製造を実用化することができる。また、従来は廃止坑内等に廃棄堆積していた中和殿物を減量することができ、亜鉛製品として回収することが可能となる。
【図面の簡単な説明】
【図１】本説明のＺｎ回収方法を説明するためのフローシートである。
【図２】実施例において、坑内水から硫酸亜鉛を製造するまでの主要金属成分の物量バランスを示した図である。
Claims (2)
- Ｚｎ、Ｆｅ、Ｍｎを含む坑内水の溶液にアルカリを添加してＦｅを沈殿させた後、その上澄水からＺｎを溶媒抽出し、次いで分離回収した上記溶媒からＺｎを逆抽出し、こうして得られた貴液に中和、浄液、加熱濃縮、結晶化の処理を施してＺｎを得る亜鉛回収方法であって、上記Ｚｎの溶媒抽出をｐＨ２．５〜３．５の酸濃度で行い、上記浄液処理を、上記逆抽出液を４０〜６０℃に加温するとともに過マンガン酸カリウムを添加して、酸化還元電位を７２０〜９８０ｍＶ（ｖｓＡｇ−ＡｇＣｌ電極）に維持して行うことを特徴とする亜鉛回収方法。
- 前記溶媒抽出と前記逆抽出を１段回もしくは数段回で行い、かつ、上記逆抽出を逆抽出液の液比重が１．４以上になるまで繰り返し使用しＺｎの濃縮を行なうことを特徴とする請求項１に記載の亜鉛回収方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP23835299A JP3620640B2 (ja) | 1999-08-25 | 1999-08-25 | 亜鉛回収方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP23835299A JP3620640B2 (ja) | 1999-08-25 | 1999-08-25 | 亜鉛回収方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JP2001064736A JP2001064736A (ja) | 2001-03-13 |
| JP3620640B2 true JP3620640B2 (ja) | 2005-02-16 |
Family
ID=17028928
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP23835299A Expired - Fee Related JP3620640B2 (ja) | 1999-08-25 | 1999-08-25 | 亜鉛回収方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP3620640B2 (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102583598A (zh) * | 2012-03-19 | 2012-07-18 | 赤峰中色锌业有限公司 | 一种从高浸渣选矿废水中回收锌的循环生产方法 |
Families Citing this family (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101932794A (zh) * | 2008-02-14 | 2010-12-29 | 三菱重工业株式会社 | 燃气轮机叶片的再生方法及燃气轮机叶片的再生装置 |
| JP7183502B2 (ja) * | 2018-04-23 | 2022-12-06 | 住友金属鉱山株式会社 | 酸化亜鉛鉱の製造方法 |
| CN109778229A (zh) * | 2019-03-15 | 2019-05-21 | 瑞安市南方电解厂 | 采用废铜渣回收生产电解锌铜的生产工艺 |
| CN111485119A (zh) * | 2020-03-18 | 2020-08-04 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种处理湿法炼锌新液的方法及装置 |
-
1999
- 1999-08-25 JP JP23835299A patent/JP3620640B2/ja not_active Expired - Fee Related
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102583598A (zh) * | 2012-03-19 | 2012-07-18 | 赤峰中色锌业有限公司 | 一种从高浸渣选矿废水中回收锌的循环生产方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP2001064736A (ja) | 2001-03-13 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101638725B (zh) | 从低锗煤尘中湿法富集锗精矿的一种方法 | |
| CN104229906B (zh) | 利用表面处理过程产生的含镍废水制备电镀级硫酸镍的方法和设备 | |
| CN101259956A (zh) | 一种粗碲粉深度除杂的方法 | |
| CN103781923A (zh) | 用于纯化氧化锌的方法 | |
| CN112759165A (zh) | 矿井浓盐水零排放处理方法及系统 | |
| CN108773979B (zh) | 一种环保低能耗焦油精制含酚硫酸钠废水处理方法 | |
| WO2017105551A1 (en) | Hydrometallurgical electrowinning of lead from spent lead-acid batteries | |
| KR102282701B1 (ko) | 리튬 회수 방법 | |
| WO2020250989A1 (ja) | バナジウム化合物の製造方法及び製造装置並びにレドックス・フロー電池用電解液の製造方法及び製造装置 | |
| JP6909826B2 (ja) | バナジウム化合物の製造方法、及びレドックス・フロー電池用電解液の製造方法、並びにバナジウム化合物の製造装置、及びレドックス・フロー電池用電解液の製造装置 | |
| JP3620640B2 (ja) | 亜鉛回収方法 | |
| CN110127925B (zh) | 一种将废酸处理所产混盐资源化的方法 | |
| CN104402062A (zh) | 一种硫铁矿烧渣制备三氯化铁的方法 | |
| CN111715664A (zh) | 一种工业污盐碳化后资源化的处理方法 | |
| CN114350945B (zh) | 一种铀钼矿湿法冶炼钼反萃取三相物分离、回收方法 | |
| CN106396164A (zh) | 一种工业酸性废水处理工艺 | |
| CN115893466A (zh) | 一种低氟稀土氧化物的制备方法 | |
| CN214611993U (zh) | 矿井浓盐水零排放处理系统 | |
| CN115159554A (zh) | 一种垃圾焚烧飞灰资源化与钙盐回收系统及其方法 | |
| AU2019430430B2 (en) | Method and process arrangement for removing Si based compounds from a leaching liquor and use | |
| CN110668550B (zh) | 一种金精矿非氰选矿尾液资源化的处理方法 | |
| CN108439633B (zh) | 一种处理高碱度含氟含铀废水并回收铀的方法 | |
| JPS58113331A (ja) | 銅及び砒素の浸出方法 | |
| CN105543475A (zh) | 从含稀土磷矿中富集和回收稀土的方法 | |
| CN110627106A (zh) | 一种利用高炉布袋灰脱氯废水生产碳酸锌的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 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: 20041027 |
|
| A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20041110 |
|
| R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
| S111 | Request for change of ownership or part of ownership |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R313111 |
|
| R360 | Written notification for declining of transfer of rights |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R360 |
|
| R370 | Written measure of declining of transfer procedure |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R370 |
|
| S111 | Request for change of ownership or part of ownership |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R313111 |
|
| R350 | Written notification of registration of transfer |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R350 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20071126 Year of fee payment: 3 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20081126 Year of fee payment: 4 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20091126 Year of fee payment: 5 |
|
| LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |