JP4579211B2 - カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法及び処理システム - Google Patents

カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法及び処理システム Download PDF

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Description

本発明は、セメントキルンの排ガスの一部を抽気する塩素バイパス技術で得られる微粉末等のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法に関し、より詳しくは、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末に含まれているカルシウム成分及び鉛成分を分別して回収するための処理方法に関する。
家庭ごみ、焼却灰等の廃棄物を原料の一部として用いるセメントキルンにおいては、塩素の含有率が高い排ガスが発生する。この排ガスは、塩素バイパス技術によって処理される。塩素バイパス技術とは、セメントキルンの排ガスの一部を抽気した後、この抽気した高温の排ガス中の粗粉(塩素含有量が少ない固体分)をサイクロンで捕集し、セメント原料としてセメントキルンに戻す一方、サイクロンを通過した排ガスを冷却して生じる微粉末(塩素含有量が多い固体分)を、バグフィルター等の集塵機で捕集して、塩素成分を除去する技術をいう。捕集した微粉末は、カルシウム成分、カリウム成分、鉛成分、塩素成分等を含む。なお、この微粉末は、カリウム成分、鉛成分、塩素成分等を除去すれば、カルシウム成分を主成分とするセメント原料として、セメントキルンに戻すことができる。
一方、塩素成分、カルシウム成分、及び鉛成分等の重金属成分を含むダストに対して、浮遊選鉱を行い、カルシウム成分と、鉛成分等の重金属成分とを分別して回収する技術が知られている。
例えば、廃棄物を焼却した際に発生する飛灰を処理する方法であって、炭酸ガスを吹送しながら水を用いて飛灰を洗浄する洗浄工程と、該洗浄工程で得られた固体残渣に対して、炭酸カルシウム用浮選剤を用いて浮遊選鉱を行い、フロス(浮鉱)として炭酸カルシウムを回収する第1浮遊選鉱工程と、該第1浮遊選鉱工程の沈降残渣(沈鉱)に硫酸を加えるなどして重金属の金属塩を生成し、さらに水を加えて金属塩を溶解すると同時に、溶解した銅イオンを金属銅として析出させ、該金属銅、硫酸鉛等を含む混合物を生成させた後、この混合物を濾過等によって濾滓として回収する浸出工程と、該浸出工程で回収した濾滓に対して、硫化剤等の活性化剤と、捕収剤及び起泡剤とを用いて浮遊選鉱を行い、フロス(浮鉱)として金属銅及び硫酸鉛を回収する第2浮遊選鉱工程とを有する飛灰の処理方法が、提案されている(特許文献1)。
特開平8−323321号公報
上述の塩素バイパス技術で得られる微粉末は、カルシウム成分、カリウム成分、鉛成分、塩素成分等を含むものである。このうち、カリウム成分、塩素成分等は、水洗処理後の濾液中の成分として回収することができる。
しかし、セメント原料として利用可能なカルシウム成分と、非鉄精錬原料として利用可能な鉛成分を、例えば、上述の文献に記載された技術を用いて分別して回収しようとすると、工程や薬剤の数が多いため、多大の手間を要し、かつ高コストになる。
そこで、本発明は、工程及び薬剤の数が少なく、しかも簡易な操作によって、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末から、カルシウム成分及び鉛成分を分別して回収することができる処理方法を提供することを目的とする。
本発明者は、上記課題を解決するために鋭意検討した結果、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得た後、このスラリーに硫酸を加えて、該スラリーのpHを1.5〜7.5に調整し、固体分である硫酸カルシウムをさらに生成させ、次いで、得られた鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーに対して、捕収剤を加えて疎水化処理を行うとともに、スラリーの起泡が少ない場合には、起泡剤を加え、その後、浮選機を用いて浮遊選鉱を行えば、硫酸カルシウムを主に沈鉱の中に含有させ、かつ、鉛硫化物を主に浮鉱の中に含有させることができ、カルシウム成分及び鉛成分を容易に分別回収しうることを見出し、本発明を完成した。
すなわち、本発明は、以下の[1]〜[2]を提供するものである。
[1] (A)カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得る鉛硫化物生成工程と、(B)工程(A)で得られた前記スラリーに硫酸を加えて、該スラリーのpHを1.5〜7.5に調整し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る硫酸カルシウム生成工程と、(C)工程(B)で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる鉛硫化物疎水化工程と、(D)工程(C)で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る鉛・カルシウム分離工程とを含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法。
[2] カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るための鉛硫化物生成装置と、該鉛硫化物生成装置で得られた前記スラリーに硫酸を加えて、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得るための硫酸カルシウム生成装置と、該硫酸カルシウム生成装置で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させるための鉛硫化物疎水化装置と、該鉛硫化物疎水化装置で得られたスラリーを浮遊選鉱処理するための浮遊選鉱装置とを含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理システム。
本発明の処理方法によれば、工程及び薬剤の数が少なく、しかも簡易な操作によって、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末から、鉛成分の分配率が大きくかつカルシウム成分の分配率が小さい浮鉱(フロス)と、カルシウム成分の分配率が大きくかつ鉛成分の分配率が小さい沈鉱とに分別することができる。
このうち、カルシウム成分は、硫酸カルシウムとして回収され、セメント原料等として用いることができる。
鉛成分は、鉛硫化物として回収され、山元還元による非鉄精練原料等として用いることができる。特に、浮遊選鉱で回収される固体分として、硫酸カルシウム、鉛硫化物以外の他の物質(例えば、ケイ素、アルミニウム等の化合物)が高含有率で含まれる場合であっても、当該他の物質が、硫酸カルシウムと共に沈鉱として回収されるため、浮鉱に含まれる鉛硫化物の含有率を高く維持することができ、常に、良質の非鉄精錬原料を得ることができる。
また、本発明の処理方法は、硫化剤を加えた後に硫酸を加えているため、硫酸を加えた後に硫化剤を加える場合と比べて、次の利点を有する。
第一に、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末からの鉛の回収率を高めることができる。
第二に、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末中のCaOの含有率の大きさ、及び、硫酸の添加量の大きさにかかわらず、微粉末からの鉛の回収率を安定させることができる。この点、硫酸を加えた後に硫化剤を加える場合には、微粉末中のCaOの含有率の大きさによって、硫酸の最適な添加量の数値範囲が異なり、この数値範囲から外れると、鉛の回収率が低下するという問題がある。
第三に、硫酸の添加によるpH調整時から浮遊選鉱の開始時までの時間が長い場合であっても、鉛の回収率は低下しない。この点、硫酸を加えた後に硫化剤を加える場合には、硫酸の添加によるpHの調整後、時間の経過と共にpHが増大する傾向があり、pH調整時から浮遊選鉱の開始時までの時間が長いと、pHが、浮遊選鉱に適する数値範囲の上限値を超えることがある。
以下、図面を参照しつつ、本発明のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法を説明する。
図1は、本発明のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法の一例を示すフロー図である。図2は、本発明の処理方法において、鉛硫化物生成工程と硫酸カルシウム生成工程の順序を逆にした方法(比較例の方法)を示すフロー図である。
本発明のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法は、図1に示すように、(A)処理対象物である微粉末と、水と、硫化剤を混合して、鉛硫化物を含むスラリーを得る工程(鉛硫化物生成工程)、(B)工程(A)で得られたスラリーに硫酸を添加してpHを1.5〜7.5に調整し、鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る工程(硫酸カルシウム生成工程)、及び、(C)工程(B)で得られたスラリーに、捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる工程(鉛硫化物疎水化工程)、および、(D)工程(C)で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物と硫酸カルシウムを分離する工程(鉛・カルシウム分離工程)を含む。以下、各工程について説明する。
[(A)鉛硫化物生成工程]
本工程は、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得る工程である。
本発明の処理対象となる微粉末の例としては、前記の背景技術の欄で説明した、塩素バイパス技術によるセメントキルンの排ガスの処理の過程で捕集される微粉末や、焼却飛灰、溶融飛灰等が挙げられる。
本発明の処理対象となる微粉末中のカルシウム成分の含有率(CaO換算の質量割合)は、特に限定されないが、好ましくは5〜70質量%、より好ましくは10〜60質量%、特に好ましくは15〜50質量%である。該含有率が5質量%未満では、本発明の処理方法によって得られるカルシウム成分の量が少なくなり、カルシウム成分の再資源化を十分に図ることができない。該含有率が70質量%を超えると、工程(D)における鉛の回収率が低下することがある。
本発明の処理対象物である微粉末中の鉛成分の含有率(PbO換算の質量割合)は、特に限定されないが、好ましくは0.1〜10質量%、より好ましくは0.5〜9質量%、特に好ましくは1〜8質量%である。該含有率が0.1質量%未満では、鉛の含有量が少なすぎて、本発明の方法を適用する必要性が小さくなる。該含有率が10質量%を超えると、工程(D)で分離回収した硫酸カルシウム中に鉛が多く残留することがある。
カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合する方法としては、例えば、撹拌翼付きの液槽内に、水と、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、硫化剤を収容して攪拌し、略均一なスラリーを得る方法が挙げられる。
水1リットル当たりのカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の量は、好ましくは
5〜300g、より好ましくは20〜250g、特に好ましくは50〜200gである。該量が5g未満では、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の単位質量当たりの水量が大きくなり、処理の効率が低下する。該量が300gを超えると、鉛・カルシウム分離工程(D)における鉛成分とカルシウム成分の分離性能が低下する。
硫化剤の例としては、水硫化ソーダ(NaSH)、硫化ソーダ(NaS)、硫化水素ガス(HS)等が挙げられる。
本工程で得られるスラリー中に生成される鉛硫化物は、例えば、硫化鉛(PbS)等が挙げられる。
硫化剤の添加量は、スラリー化する前の微粉末中の鉛成分の量に応じて定められる。具体的には、S(硫化剤中の硫黄)/Pb(微粉末中の鉛)のモル比が0.8〜3.0の範囲内となる量の硫化剤を添加することが望ましい。但し、硫化剤の添加量は、微粉末に含まれる他の金属成分によってもその最適値が変動することから、狭い数値範囲内に特に限定されるものではない。
なお、本発明においては、硫化剤を過剰に加えて、pHが大きくなり過ぎた場合であっても、工程(B)における硫酸の添加によって、pHを適正な数値範囲内に調整することができる。この点、硫酸の添加後に硫化剤を加える場合(工程(A)と工程(B)の順序を逆にした場合;図2に示す比較例の場合)には、硫化剤を過剰に加えることによって、浮遊選鉱におけるpHの値が、適正な数値範囲の上限値を超えることがある。
本工程においては、硫化剤を添加した後に十分に撹拌することが好ましい。撹拌時間は、好ましくは5〜30分間である。
[(B)硫酸カルシウム生成工程]
本工程は、工程(A)で得られた前記スラリーに硫酸を加えて、該スラリーのpHを1.5〜7.5、好ましくは2.0〜7.0、特に好ましくは2.5〜6.5に調整し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る工程である。該pHが1.5未満または7.5を超えると、工程(D)における鉛の回収率が低下する。
本工程の実施形態としては、例えば、次の(B−1)、(B−2)が挙げられる。
(B−1)pH測定手段を用いる方法
この方法は、工程(A)で得られたスラリーに対して、好ましくは撹拌下で、硫酸を加えつつ、pH測定手段(pH計)を用いて当該スラリーのpHを測定することによって、pHを1.5〜7.5、好ましくは2.0〜7.0、特に好ましくは2.5〜6.5に調整する方法である(図4参照)。
この方法によれば、pH測定手段を用いるだけで、pHを調整することができる。
この方法におけるpHの調整は、工程(B)のスラリーのpHの測定に代えて、工程(C)(鉛硫化物疎水化工程)のスラリーのpHの測定によって行なってもよい。工程(B)のスラリーと工程(C)のスラリーとでは、pHは同じとみなしてよいからである。
(B−2)硫酸の添加量を予め定める方法
この方法は、工程(A)の前に、本発明の処理対象物である微粉末中のCaOの含有量を測定するとともに、工程(B)において、前記のCaOの含有量の測定値に基づいて、スラリー中のH2SO4/CaOのモル比が0.85〜1.20、好ましくは0.90〜1.12、より好ましくは0.92〜1.05の範囲内となる量の硫酸を添加する方法である(図5参照)。
この方法によれば、pH測定手段でpHの値を測定しなくても、スラリーのpHを1.5〜7.5の範囲内とすることができる。
[(C)鉛硫化物疎水化工程]
本工程は、工程(B)で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる工程である。
本工程は、工程(D)(鉛・カルシウム分離工程)における浮遊選鉱の前処理として、鉛硫化物を疎水化させるものである。
浮遊選鉱とは、疎水性の表面を有する粒子及び親水性の表面を有する粒子を含む水中に空気を供給して、この空気の泡の表面に、疎水性の表面を有する粒子を付着させ、該粒子が付着している泡を、水中で浮力により浮上させることによって、沈鉱である親水性の表面を有する粒子と、浮鉱である疎水性の表面を有する粒子とに分離するものである。
本発明で用いられる捕収剤は、工程(A)で生成した鉛硫化物の疎水性を高めるためのものである。鉛硫化物は、捕収剤によって疎水性を高められた後、泡の表面に付着して、水中を浮上し、浮鉱となる。
捕収剤の例としては、ザンセートや、酸性ジチオリン酸エステル類(商品名:エロフロート)や、n−ドデシル硫酸ナトリウム等のアルキル硫酸塩や、オレイン酸ナトリウム等の不飽和脂肪族カルボン酸塩等が挙げられる。これらは、1種を単独で用いてもよいし、2種以上を併用してもよい。
中でも、ザンセート、酸性ジチオリン酸エステル類、オレイン酸ナトリウム等は、本発明において好ましく用いられる。
ここで、ザンセートとは、−OC(=S)−Sの化学構造を有するキサントゲン酸塩をいう。ザンセートの例としては、R−OC(=S)−S(式中、Rは炭素数1〜20(好ましくは2〜5)のアルキル基、MはNa、K等のアルカリ金属またはNH等を表す。)の一般式で表される化合物が挙げられる。
捕収剤の添加量は、スラリー1リットルに対して、好ましくは10mg以上、より好ましくは30mg以上、特に好ましくは50mg以上である。該量が10mg未満では、鉛硫化物を浮鉱として十分に浮上させることが困難となる。
捕収剤の添加量の上限値は、特に限定されないが、薬剤コストの削減等の観点から、スラリー1リットルに対して、好ましくは1,000mg以下、より好ましくは500mg以下である。
本工程において、スラリーに起泡剤を加えることもできる。起泡剤を用いることによって、浮遊選鉱における浮鉱の浮上を促進することができる。起泡剤は、通常、鉛硫化物を疎水化した後に添加される。
起泡剤の例としては、メチルイソブチルカルビノール(MIBC;4−メチル−2−ペンタノール)、メチルイソブチルケトン、パイン油、エチレングリコール、プロピレングリコールメチルエーテル、クレゾール酸等が挙げられる。起泡剤として、前記の例示物の他に、例えば、炭素数6〜8の鎖状の炭化水素基(アルキル基等)や炭素数10〜15の環状の炭化水素基(芳香族基、シクロアルキル基等)等の疎水性基、及び、水酸基、カルボキシル基等の親水性基を有する化合物も、使用することができる。
起泡剤の添加量は、スラリー1リットルに対して、好ましくは5〜100mgである。なお、本発明において、起泡剤の添加は必須ではなく、任意である。
[(D)鉛・カルシウム分離工程]
本工程は、工程(C)で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る工程である。
浮遊選鉱の手段としては、ファーレンワルド型浮選機(FW型浮選機)、MS型浮選機、フェジャーグレン型浮選機、アジテヤ型浮選機、ワーマン型浮選機等の浮選機が挙げられる。
浮鉱は、スラリーの液中の上部領域(特に液面付近)に存在する固体分を回収することによって、スラリーの他の成分(液分、沈鉱)から分離することができる。
浮鉱は、鉛(Pb)の分配率(換言すれば、浮鉱中のPbと沈鉱中のPbの合計量中の浮鉱中のPbの質量割合)が大きいので、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末に由来する鉛含有物質として分離回収することができる。
浮鉱への鉛の分配率は、本発明の処理対象物である微粉末に含まれるカルシウム成分の含有率の大きさ等によっても変動するが、通常、60質量%以上である。
浮鉱中の鉛の含有率(質量%)は、本発明の処理対象物である微粉末に含まれるカルシウム成分の含有率の大きさ等によっても変動するが、通常、10質量%以上である。
沈鉱は、スラリーの液中の下部領域(特に底面上)に存在する固体分を回収することによって、スラリーの他の成分(液分、浮鉱)から分離することができる。
沈鉱は、浮鉱とは逆に、硫酸カルシウムの分配率が大きく、かつ、鉛硫化物の分配率が小さいので、セメント原料等として用いることができる。沈鉱には、ケイ素、アルミニウム等の化合物が含まれることがある。
沈鉱へのカルシウム(Ca)の分配率は、通常、80質量%以上である。
次に、本発明の微粉末の処理装置について、説明する。図3は、本発明の微粉末の処理システムの一例を概念的に示す図である。
図3中、本発明の微粉末の処理システムは、処理対象物であるカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水を混合したスラリーを貯留するための混合槽1と、混合槽1から供給されたスラリーに硫化剤を加えて、鉛硫化物を生成するための鉛硫化物生成槽2と、鉛硫化物生成槽2に硫化剤を供給するための硫化剤貯留槽3と、鉛硫化物生成槽2から供給されたスラリーに硫酸を加えて、硫酸カルシウムを生成するための硫酸カルシウム生成槽4と、硫酸カルシウム生成槽4に硫酸を供給するための硫酸貯留槽5と、硫酸カルシウム生成槽4から供給されたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物の疎水性を高めるための疎水化反応槽6と、疎水化反応槽6に捕収剤を供給するための捕収剤貯留槽7と、疎水化反応槽6内のスラリーのpHを測定するためのpH測定手段(pH計)10と、疎水化反応槽6から供給されたスラリーに対して浮遊選鉱を行なうための浮選機9と、疎水化反応槽6から浮選機9までの流通路の所定の地点にて起泡剤を供給するための起泡剤貯留槽8とを備えている。
pH測定手段10の設置場所は、硫酸カルシウム生成槽4から疎水化反応槽6まで(工程(B)〜工程(C))のいずれでもよいが、疎水化反応槽6に設置することが好ましい。pH測定手段10の設置場所が、例えば、硫酸カルシウム生成槽4や、硫酸カルシウム生成槽4と疎水化反応槽6の間の流通路であると、処理対象物となる微粉末中のCaOの含有率の大きさやスラリーの固液比等によって、疎水化反応槽6に到達するまでにスラリーのpHの測定値の変動が大きくなる場合があるからである。
本発明の処理システムを構成する各部(ただし、pH測定手段10を除く。)の間には、スラリーの流通路、または硫化剤等の薬剤の供給路が設けられている。
本発明の処理システム中、鉛硫化物生成槽2及び硫化剤貯留槽3を含む部分は、鉛硫化物生成装置を構成している。硫酸カルシウム生成槽4及び硫酸貯留槽5を含む部分は、硫酸カルシウム生成装置を構成している。疎水化反応槽6、捕収剤貯留槽7及び起泡剤貯留槽8を含む部分は、鉛硫化物疎水化装置を構成している。浮選機9は、浮遊選鉱装置である。
処理対象物である微粉末中のCaOの含有量を予め測定して、硫酸貯留槽6からの硫酸の供給量を定めている場合には、pH測定手段10は省略することができる。
本発明においては、連続式とバッチ式のいずれの処理方法及び処理システムを採用してもよいが、処理効率の観点からは、連続式の処理方法及び処理システムが好ましい。
本発明を実施例および比較例によって説明する。なお、以下の「%」は、特に断らない限り、質量基準である。
[カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の用意]
処理対象物であるカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末として、表1に示す4種(A〜D)を用意した。これらの微粉末はいずれも、塩素バイパス技術によるセメントキルンの排ガスの処理の過程で捕集される微粉末である。
Figure 0004579211
[実施例1]
図3に示す連続処理システムを用いて、以下のように微粉末Aを処理した。
撹拌翼付きの混合槽1内に、水と、水1リットル当たり150gの量の微粉末Aを投入して撹拌して、均一なスラリーを得た。
このスラリーを撹拌翼付きの鉛硫化物生成槽2(容量:90リットル)に導いた後、槽内のスラリーに対して、スラリー1リットル当たり3,000mg(固形分)の水硫化ソーダの添加量になるように水硫化ソーダ水溶液(濃度:20質量%)を加えて、30分間の滞留時間下で撹拌し、鉛硫化物(硫化鉛を含む。)を生成させた。
次いで、このスラリーを撹拌翼付きの硫酸カルシウム生成槽4(容量:45リットル)に導いた後、槽内のスラリーに対して、該スラリーのpH(ただし、測定場所は疎水化反応槽6とした。)が、図4に示す値となる量の硫酸(濃度:98質量%)を添加して、30分間の滞留時間下で撹拌し、硫酸カルシウムを生成させた。なお、硫酸の添加量は、図4に示すとおり、5つの変量とした。これら5つの変量の各々について、実験を行なった。
次いで、このスラリーを撹拌翼付きの疎水化反応槽6(容量:45リットル)に導いた後、槽内のスラリーに対して、鉛硫化物の疎水性を高めるための捕収剤として、スラリー1リットル当たり480mg(固形分)の量のアミルザンセートの添加量になるように、アミルザンセート水溶液(濃度:0.4質量%、アミルザンセートの化学式:C11−O−C(=S)−S)を加えて、30分間の滞留時間下で撹拌した。
次いで、このスラリーを、疎水化反応槽6から流通路を介してFW型浮選機9に導いた後、FW型浮選機9内にて、送気しながらスラリーを浮遊選鉱し、浮鉱及び沈鉱を得た。なお、FW型浮選機9にスラリーを導く際に、流通路の所定の地点にて、起泡剤貯留槽8から、起泡剤として、スラリー1リットル当たり70mgの添加量になるように、メチルイソブチルカルビノール(MIBC)を添加した。
浮遊選鉱で得られた浮鉱及び沈鉱の各々について、鉛及びカルシウムの含有量を測定した。その結果、微粉末Aから浮鉱として回収された鉛の割合(鉛の回収率)は、図4に示すとおりであった。
[実施例2]
微粉末Aに代えて微粉末Cを用いたこと以外は、実施例1と同様にして実験した。鉛の回収率は、図4に示すとおりであった。
[実施例3]
微粉末Aに代えて微粉末Dを用いたこと以外は、実施例1と同様にして実験した。鉛の回収率は、図4に示すとおりであった。
[実施例4]
図3に示す連続処理システムを用いて、以下のように微粉末Aを処理した。
撹拌翼付きの混合槽1内に、水と、水1リットル当たり150gの量の微粉末Aを投入して撹拌して、均一なスラリーを得た。
このスラリーを撹拌翼付きの鉛硫化物生成槽2(容量:90リットル)に導いた後、槽内のスラリーに対して、スラリー1リットル当たり3,000mg(固形分)の水硫化ソーダの添加量になるように水硫化ソーダ水溶液(濃度:20質量%)を加えて、30分間の滞留時間下で撹拌し、鉛硫化物(硫化鉛を含む。)を生成させた。
次いで、このスラリーを撹拌翼付きの硫酸カルシウム生成槽4(容量:45リットル)に導いた後、槽内のスラリーに対して、HSO/CaOのモル比が図5に示す値となる量の硫酸(濃度:98質量%)を添加して、30分間の滞留時間下で撹拌し、硫酸カルシウムを生成させた。なお、硫酸の添加量は、図5に示すとおり、6つの変量とした。これら6つの変量の各々について、実験を行なった。
硫酸カルシウム生成槽4内のスラリーのpH(pH測定手段10による測定値)は、HSO/CaOのモル比が最小の0.75である場合に、6.0であり、HSO/CaOのモル比が最大の1.13である場合に、1.5であった。
次いで、このスラリーを撹拌翼付きの疎水化反応槽6(容量:45リットル)に導いた後、槽内のスラリーに対して、鉛硫化物の疎水性を高めるための捕収剤として、スラリー1リットル当たり480mg(固形分)の量のアミルザンセートの添加量になるように、アミルザンセート水溶液を加えて、30分間の滞留時間下で撹拌した。
次いで、このスラリーを、疎水化反応槽6から流通路を介してFW型浮選機9に導いた後、FW型浮選機9内にて、送気しながらスラリーを浮遊選鉱し、浮鉱及び沈鉱を得た。なお、FW型浮選機9にスラリーを導く際に、流通路の所定の地点にて、起泡剤貯留槽8から、起泡剤として、スラリー1リットル当たり70mgの添加量になるように、メチルイソブチルカルビノール(MIBC)を添加した。
浮遊選鉱で得られた浮鉱及び沈鉱の各々について、鉛及びカルシウムの含有量を測定した。その結果、鉛の回収率は、図5に示すとおりであった。
なお、HSO/CaOのモル比が1.02となるように硫酸を添加した場合において、浮鉱への鉛の分配率は、75質量%であった。浮鉱中のCa、Pbの含有率は、各々、7.7質量%、35.8質量%であった。
[実施例5]
微粉末Aに代えて微粉末Cを用いたこと以外は、実施例4と同様にして実験した。鉛の回収率は、図5に示すとおりであった。
なお、硫酸カルシウム生成槽4内のスラリーのpHは、HSO/CaOのモル比が最小の0.90である場合に、7.0であり、HSO/CaOのモル比が最大の1.09である場合に、2.0であった。
また、HSO/CaOのモル比が1.02となるように硫酸を添加した場合において、浮鉱への鉛の分配率は、68質量%であった。浮鉱中のCa、Pbの含有率は、各々、15.4質量%、15.5質量%であった。
[実施例6]
微粉末Aに代えて微粉末Dを用いたこと以外は、実施例4と同様にして実験した。鉛の回収率は、図5に示すとおりであった。
なお、硫酸カルシウム生成槽4内のスラリーのpHは、HSO/CaOのモル比が最小の0.84である場合に、6.0であり、HSO/CaOのモル比が最大の1.11である場合に、1.5であった。
また、HSO/CaOのモル比が1.02となるように硫酸を添加した場合において、浮鉱への鉛の分配率は、65質量%であった。浮鉱中のCa、Pbの含有率は、各々、16.3質量%、9.2質量%であった。
[比較例1]
図3に示す連続処理システムにおいて、鉛硫化物生成装置(符号2,3)と硫酸カルシウム生成装置(符号4,5)を逆にしてなるシステムを用い、かつ、微粉末Aに変えて微粉末Bを用いたこと以外は、実施例1と同様にして実験した。鉛の回収率は、図6に示すとおりであった。
[比較例2]
微粉末Bに代えて微粉末Cを用いたこと以外は、比較例1と同様にして実験した。鉛の回収率は、図6に示すとおりであった。
[比較例3]
微粉末Bに代えて微粉末Dを用いたこと以外は、比較例1と同様にして実験した。鉛の回収率は、図6に示すとおりであった。
[比較例4]
図3に示す連続処理システムにおいて、鉛硫化物生成装置(符号2,3)と硫酸カルシウム生成装置(符号4,5)を逆にしてなるシステムを用い、かつ、微粉末Aに変えて微粉末Bを用いたこと以外は、実施例4と同様にして実験した。鉛の回収率は、図7に示すとおりであった。
なお、鉛硫化物生成槽2内のスラリーのpH(pH測定手段10による測定値)は、HSO/CaOのモル比が最小の0.73である場合に、5.0であり、HSO/CaOのモル比が最大の1.12である場合に、1.5であった。
また、HSO/CaOのモル比が0.92となるように硫酸を添加した場合において、浮鉱への鉛の分配率は、65.0質量%であった。また、浮鉱中のCa、Pbの含有率は、各々、8.5質量%、27.5質量%であった。
[比較例5]
微粉末Bに変えて微粉末Cを用いたこと以外は、比較例4と同様にして実験した。鉛の回収率は、図7に示すとおりであった。
なお、鉛硫化物生成槽2内のスラリーのpHは、HSO/CaOのモル比が最小の0.88である場合に、6.0であり、HSO/CaOのモル比が最大の1.06である場合に、2.0であった。
また、HSO/CaOのモル比が1.01となるように硫酸を添加した場合において、浮鉱への鉛の分配率は、59.0質量%であった。浮鉱中のCa、Pbの含有率は、各々、14.7質量%、11.3質量%であった。
[比較例6]
微粉末Bに変えて微粉末Dを用いたこと以外は、比較例4と同様にして実験した。鉛の回収率は、図7に示すとおりであった。
なお、鉛硫化物生成槽2内のスラリーのpHは、HSO/CaOのモル比が最小の0.78である場合に、6.0であり、HSO/CaOのモル比が最大の1.09である場合に、1.5であった。
また、HSO/CaOのモル比が1.01となるように硫酸を添加した場合において、浮鉱への鉛の分配率は、68.0質量%であった。浮鉱中のCa、Pbの含有率は、各々、17.9質量%、8.0質量%であった。
図4〜図7から、比較例1〜6よりも実施例1〜6のほうが、硫酸の添加量の大きさにかかわらず、鉛の回収率が高くかつ安定していることがわかる。
本発明の微粉末の処理方法の一例を示すフロー図である。 比較例における微粉末の処理方法を示すフロー図である。 本発明の微粉末の処理システムの一例を示すフロー図である。 実施例1〜3におけるスラリーのpHの値(疎水化反応槽内)と鉛の回収率の関係を示すグラフである。 実施例4〜6における硫酸の添加量(HSO/CaOのモル比)と鉛の回収率の関係を示すグラフである。 比較例1〜3におけるスラリーのpHの値(疎水化反応槽内)と鉛の回収率の関係を示すグラフである。 比較例4〜6における硫酸の添加量(HSO/CaOのモル比)と鉛の回収率の関係を示すグラフである。
符号の説明
1 混合槽
2 鉛硫化物生成槽
3 硫化剤貯留槽
4 硫酸カルシウム生成槽
5 硫酸貯留槽
6 疎水化反応槽
7 捕収剤貯留槽
8 起泡剤貯留槽
9 浮選機
10 pH測定手段

Claims (2)

  1. (A)カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得る鉛硫化物生成工程と、
    (B)工程(A)で得られた前記スラリーに硫酸を加えて、該スラリーのpHを1.5〜7.5に調整し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る硫酸カルシウム生成工程と、
    (C)工程(B)で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる鉛硫化物疎水化工程と、
    (D)工程(C)で得られたスラリーに浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る鉛・カルシウム分離工程と、
    を含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法。
  2. カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るための鉛硫化物生成装置と、
    該鉛硫化物生成装置で得られた前記スラリーに硫酸を加えて、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得るための硫酸カルシウム生成装置と、
    該硫酸カルシウム生成装置で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させるための鉛硫化物疎水化装置と、
    該鉛硫化物疎水化装置で得られたスラリーを浮遊選鉱するための浮遊選鉱装置と、
    を含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理システム。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5132137B2 (ja) * 2006-11-27 2013-01-30 太平洋セメント株式会社 カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法
JP5046306B2 (ja) * 2008-08-27 2012-10-10 太平洋セメント株式会社 カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法並びに処理システム
JP5063630B2 (ja) * 2009-03-10 2012-10-31 太平洋セメント株式会社 塩素バイパスダストの処理方法及び処理システム
JP5528130B2 (ja) * 2010-01-21 2014-06-25 太平洋セメント株式会社 カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法並びに処理システム
JP2012192389A (ja) * 2011-03-18 2012-10-11 Taiheiyo Cement Corp 塩素及び鉛を含有する微粉末の処理方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH07109533A (ja) * 1993-10-12 1995-04-25 Kubota Corp 溶融飛灰中の重金属回収方法
JPH083655A (ja) * 1994-04-22 1996-01-09 Mitsubishi Materials Corp 飛灰からの重金属類の回収方法
JPH0841555A (ja) * 1994-07-29 1996-02-13 Kobe Steel Ltd 焼却灰からの鉛及び亜鉛の分別回収方法
JPH08323321A (ja) * 1994-04-22 1996-12-10 Mitsubishi Materials Corp 飛灰の処理方法
JPH0924240A (ja) * 1995-07-13 1997-01-28 Kobe Steel Ltd 焼却灰や飛灰の溶融に際して生じる排ガスからの重金属類の回収方法
JPH1110131A (ja) * 1997-06-20 1999-01-19 Dowa Mining Co Ltd 土壌からの重金属類の回収方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH07109533A (ja) * 1993-10-12 1995-04-25 Kubota Corp 溶融飛灰中の重金属回収方法
JPH083655A (ja) * 1994-04-22 1996-01-09 Mitsubishi Materials Corp 飛灰からの重金属類の回収方法
JPH08323321A (ja) * 1994-04-22 1996-12-10 Mitsubishi Materials Corp 飛灰の処理方法
JPH0841555A (ja) * 1994-07-29 1996-02-13 Kobe Steel Ltd 焼却灰からの鉛及び亜鉛の分別回収方法
JPH0924240A (ja) * 1995-07-13 1997-01-28 Kobe Steel Ltd 焼却灰や飛灰の溶融に際して生じる排ガスからの重金属類の回収方法
JPH1110131A (ja) * 1997-06-20 1999-01-19 Dowa Mining Co Ltd 土壌からの重金属類の回収方法

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