JP5455392B2 - 塩素バイパスダストの処理方法 - Google Patents

塩素バイパスダストの処理方法 Download PDF

Info

Publication number
JP5455392B2
JP5455392B2 JP2009034639A JP2009034639A JP5455392B2 JP 5455392 B2 JP5455392 B2 JP 5455392B2 JP 2009034639 A JP2009034639 A JP 2009034639A JP 2009034639 A JP2009034639 A JP 2009034639A JP 5455392 B2 JP5455392 B2 JP 5455392B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
flotation
slurry
lead
flotation process
content
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.)
Active
Application number
JP2009034639A
Other languages
English (en)
Other versions
JP2010188273A (ja
Inventor
崇幸 鈴木
幸輝 一坪
弘樹 山下
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Taiheiyo Cement Corp
Original Assignee
Taiheiyo Cement Corp
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Taiheiyo Cement Corp filed Critical Taiheiyo Cement Corp
Priority to JP2009034639A priority Critical patent/JP5455392B2/ja
Publication of JP2010188273A publication Critical patent/JP2010188273A/ja
Application granted granted Critical
Publication of JP5455392B2 publication Critical patent/JP5455392B2/ja
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

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である塩素バイパスダストの処理方法関し、より詳しくは、塩素バイパスダスト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、鉛成分及びその他の重金属成分、塩素成分等を含む。なお、この微粉末(以下、塩素バイパスダストともいう。)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、及び鉛成分を含むダストに対して、水洗により塩素成分を除去した後、浮遊選鉱を行い、カルシウム成分と鉛成分を分別して回収する技術が知られている。
例えば、(A)カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫酸を混合して、液性をpH1〜4に調整し、固体分である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、(B)工程(A)で得られた前記スラリーに硫化剤を加えて、固体分である硫酸カルシウム及び硫化鉛を含むスラリーを得る硫化鉛生成工程と、(C)工程(B)で得られたスラリーに捕収剤及び起泡剤を加えて、浮遊選鉱を行ない、硫化鉛を主成分とする浮鉱と、硫酸カルシウムを主成分とする沈鉱を得る鉛・カルシウム分離工程、を含む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が提案されている(特許文献1)。
特開2006−346512号公報
上述の特許文献1に記載された方法では、浮鉱中の鉛と沈鉱中の鉛との合計量中の浮鉱中の鉛の質量割合(分配率)が60質量%以上であり、鉛の分離性が良好である。
しかし、鉛が有害物質であることから、硫酸カルシウムを主成分とする沈鉱を、セメント原料等として利用するに際し、当該沈鉱中の鉛の含有率を従来よりも小さくすることが望まれている。
そこで、本発明は、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である塩素バイパスダストから、カルシウム成分及び鉛成分を浮遊選鉱処理によって分別して回収するに際し、大きな含有率で鉛を含む浮鉱と、大きな含有率でカルシウムを含み、かつ従来よりも小さな含有率で鉛を含む沈鉱を得ることのできる処理方法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、塩素バイパスダストを処理対象物として第一の浮遊選鉱処理を行ない、浮鉱及び沈鉱を得た後、この沈鉱を処理対象物としてさらに2回、追加の第二及び第三の浮遊選鉱処理を行ない、これら追加の各回の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱を、前記第一の浮遊選鉱処理の処理対象物として、前記の微粉末に加えて繰り返し循環させて用いることによって、前記第一の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱については、大きな含有率で鉛を含む鉛含有物質として回収し、非鉄精錬原料等として用いることができ、かつ、前記第三の浮遊選鉱処理で最終的に得られた沈鉱については、従来よりも小さな含有率で鉛を含むカルシウム含有物質として回収し、セメント原料等として用いうることを見出し、本発明を完成した。
すなわち、本発明は、下記の[1]〜[]を提供するものである。
] (A)カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストと、水と、硫化剤と、硫酸を混合して、固体分である硫酸カルシウム及び鉛硫化物を含むスラリーを得るスラリー調製工程と、(B)該スラリーに疎水化剤を加えて、前記鉛硫化物を疎水化させ、浮遊選鉱処理用スラリーを得る疎水化工程と、(C)前記浮遊選鉱処理用スラリーに対して第一の浮遊選鉱処理を行ない、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第一の浮遊選鉱処理工程と、(D)前記沈鉱を処理対象物としてさらに2回、追加の第二及び第三の浮遊選鉱処理を行ない、これら各回について、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追加の浮遊選鉱処理工程と、(E)前記追加の浮遊選鉱処理で得られた各回の浮鉱を工程(A)に返送し、前記微粉末と共に前記スラリーの材料として用いる浮鉱返送工程と、(F)前記第一の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱を、さらなる追加の浮遊選鉱処理を行なわずに回収する工程と、(G)前記第三の浮遊選鉱処理で得られた沈鉱を、さらなる追加の浮遊選鉱処理を行なわずに回収する工程と、を含むことを特徴とする塩素バイパスダストの処理方法。
] 前記第一の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱に含まれる鉛の含有率が、酸化物換算で50質量%以上であり、かつ、前記第三の浮遊選鉱処理で得られた沈鉱に含まれる鉛の含有率が、酸化物換算で0.4質量%以下である前記[1]記載の塩素バイパスダストの処理方法。
本発明の微粉末の処理方法を実施するための処理システムは、次のとおりである。
カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストと、水と、硫化剤と、硫酸を混合して、固体分である硫酸カルシウム及び鉛硫化物を含むスラリーを得るためのスラリー調製手段と、前記スラリーに疎水化剤を加えて、前記鉛硫化物を疎水化させ、浮遊選鉱処理用スラリーを得るための疎水化手段と、前記浮遊選鉱処理用スラリーに対して第一の浮遊選鉱処理を行ない、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ための第一の浮遊選鉱機と、前記第一の浮遊選鉱機で得られた沈鉱を処理対象物として、さらに2回、追加の浮遊選鉱処理を行ない、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ための追加の第二及び第三の浮遊選鉱機と、前記追加の第二及び第三の浮遊選鉱機で得られた浮鉱を、前記スラリー調製手段に返送して、前記微粉末と共に前記スラリーの材料として用いるための浮鉱返送手段と、を含むことを特徴とする塩素バイパスダストの処理システム。
本発明によれば、浮遊選鉱処理を多段階で行なうとともに、二段目以降の追加の浮遊選鉱処理(第二及び第三の浮遊選鉱処理)で得られた浮鉱を、本発明の処理対象物である微粉末と共に第一の浮遊選鉱処理のスラリーの材料として用いているため、第一の浮遊選鉱処理において、大きな含有率で鉛を含む浮鉱を得ることができ、この浮鉱を非鉄精錬原料等として用い得るとともに、第三の浮遊選鉱処理において最終的に得られる沈鉱として、大きな含有率でカルシウムを含み、かつ、浮遊選鉱処理を1段で行なった場合に比べて鉛の含有率が小さい沈鉱を得ることができ、この沈鉱をセメント原料等として用いることができる。
図1は、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。 図2は、図1に示す処理方法の例における第一の浮遊選鉱処理までの手順を示すフロー図である。 図3は、本発明の微粉末の処理方法を実施するための処理システムの一例を概念的に示す図である。
以下、本発明の微粉末の処理方法及び、該処理方法を実施するための処理システムの例を、図面を参照して説明する。
図1中、まず、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストを処理対象物として、水、硫化剤、硫酸、及び疎水化剤を加えた後、第一の浮遊選鉱処理(1段目の浮遊選鉱処理)を行ない、浮鉱A及び沈鉱Aを得る。浮鉱Aは、鉛硫化物を主成分として含む。沈鉱Aは、硫酸カルシウムを主成分として含む。なお、第一の浮遊選鉱処理までの手順の詳細は、後述する。
次に、沈鉱Aを処理対象物として追加の浮遊選鉱処理(2段目の浮遊選鉱処理)を行ない、浮鉱B及び沈鉱Bを得る。浮鉱Bは、鉛硫化物を主成分として含むものであるが、浮鉱Aに比べて鉛の含有率が小さいものである。沈鉱Bは、硫酸カルシウムを主成分として含むものであり、沈鉱Bに比べて鉛の含有率が小さいものである。
次に、沈鉱Bを処理対象物として追加の浮遊選鉱処理(3段目の浮遊選鉱処理)を行ない、浮鉱C及び沈鉱Cを得る。浮鉱Cは、鉛硫化物を主成分として含むものであるが、浮鉱Aに比べて鉛の含有率が小さいものである。沈鉱Cは、硫酸カルシウムを主成分として含むものであり、沈鉱Bに比べて鉛の含有率がさらに小さいものである。
追加の浮遊選鉱処理の回数は、図1に示すように、2回である。該回数は、最終的に得られる沈鉱中の鉛の含有率を小さくするとともに設備の複雑化及び処理コストの増大等を回避する観点から、定められる
なお、本明細書において、浮遊選鉱処理とは、浮遊選鉱機を用いたスラリーの処理を意味するものであり、後述の疎水化剤の添加等の前処理を含まないものとする。
追加の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱B及び浮鉱Cは、新たに供給される本発明の処理対象物である微粉末と共に、第一の浮遊選鉱処理の処理対象物として用いられる。浮鉱B及び浮鉱Cは、繰り返し循環させて第一の浮遊選鉱処理の処理対象物として用いられるものであり、浮鉱Aと異なり回収されることがない。仮に、浮鉱B及び浮鉱Cを第一の浮遊選鉱処理に返送せずに浮鉱Aと共に回収する場合、回収された浮鉱Aと浮鉱Bと浮鉱Cとからなる鉛含有物質は、浮鉱Aのみからなる鉛含有物質に比べて鉛の含有率が小さいので、非鉄精錬原料等としての価値が低下する。そのため、本発明では、浮鉱Aのみを回収し、浮鉱B及び浮鉱Cを回収せずに循環使用するのである。
追加の浮遊選鉱処理で最終的に得られた沈鉱Cは、硫酸カルシウムを主成分とし、かつ、沈鉱A及び沈鉱Bに比べて鉛の含有率が小さいので、セメント原料等として好適に用いられる。
本発明において最終的に得られる沈鉱(上述の例では沈鉱C)に含まれる鉛の含有率は、酸化物換算で、好ましくは0.4質量%以下、より好ましくは0.3質量%以下である。
第一の浮遊選鉱処理後に回収される浮鉱(上述の例では浮鉱A)に含まれる鉛の含有率は、酸化物換算で、好ましくは50質量%以上、より好ましくは55質量%以上、特に好ましくは60質量%以上である。
次に、第一の浮遊選鉱処理までの手順等について詳しく説明する。
図2中、第一の浮遊選鉱処理までの手順は、(A)カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストと、水と、硫化剤と、硫酸を混合して、固体分である硫酸カルシウム及び鉛硫化物を含むスラリーを得るスラリー調製工程と、(B)前記スラリーに疎水化剤を加えて、前記鉛硫化物を疎水化させ、浮遊選鉱処理用スラリーを得る疎水化工程と、(C)前記浮遊選鉱処理用スラリーに対して浮遊選鉱処理を行い、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第一の浮遊選鉱処理工程と、を含む。
これら工程(A)〜工程(C)について詳しく説明する。
[工程(A):スラリー調製工程]
工程(A)は、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストと、水と、硫化剤と、硫酸を混合して、固体分である硫酸カルシウム及び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としては、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストが用いられる
本発明の処理対象物である微粉末中のカルシウムの酸化物換算の含有率(CaOの質量割合)は、セメント原料等に用いうる、カルシウムを主成分とする沈鉱を多く得る観点から10質量%以上である。
本発明の処理対象物である微粉末中のカルシウムの酸化物換算の含有率(CaOの質量割合)の上限値は、特に限定されないが、好ましくは70質量%、より好ましくは60質量%、特に好ましくは50質量%である。該上限値が70質量%を超えると、工程(C)(第一の浮遊選鉱処理)における浮鉱への鉛の分配率が低下して、その結果、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の酸化物換算の含有率(PbOの質量割合)は、特に限定されないが、好ましくは0.1〜18質量%、より好ましくは0.5〜15質量%、特に好ましくは1〜12質量%である。該含有率が0.1質量%未満では、鉛の含有率が小さすぎて、本発明の処理方法を適用する必要性が低くなる。該含有率が18質量%を超えると、多段階の浮遊選鉱処理によって最終的に得られる沈鉱中の鉛の含有率を十分に小さくするための、浮遊選鉱処理の回数が多くなり、処理設備の複雑化及び処理コストの増大等を招くことがある。
スラリーを調製する手順の一例としては、図2に示すように、微粉末(塩素バイパスダスト)と、水を混合して、スラリーを得た後、このスラリーに硫化剤を加えて、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得て、次いで、このスラリーに硫酸を加えて、固体分である硫酸カルシウム及び鉛硫化物を含むスラリーを得るものが挙げられる。
この場合、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、その後の硫酸の添加によって、pHを適正な数値範囲内(具体的には、1.5〜7.5、好ましくは2〜7)に調整することができるという利点がある。
なお、本発明の処理の開始時においては、処理対象物は、微粉末(塩素バイパスダスト)のみである。浮鉱B及び浮鉱Cを得た後は、工程(A)における処理対象物は、微粉末(塩素バイパスダスト)に加えて、浮鉱B及び浮鉱Cを含む。
スラリーを調製する手順の他の例としては、微粉末(塩素バイパスダスト)と、水を混合して、スラリーを得た後、このスラリーに硫酸を加えて、固体分である硫酸カルシウムを含むスラリーを得て、次いで、このスラリーに硫化剤を加えて、固体分である硫酸カルシウム及び鉛硫化物を含むスラリーを得るものが挙げられる。
この場合、微粉末と水を混合してなるスラリーに対して、pHが1.5〜7.5、好ましくは2〜7となるように硫酸を加え、その後、硫化剤を加える。該pHが1.5未満では、設備の耐久性の低下などの問題が生じうる。該pHが7.5を超えると、工程(C)(第一の浮遊選鉱処理工程)における浮鉱の量が多くなり、浮鉱中の鉛の含有率が低下する。
スラリーを調製するための混合手段としては、例えば、撹拌翼付きの混合槽が挙げられる。
スラリーを調製するための混合手段における滞留時間は、各混合手段毎に、通常、5〜60分間である。滞留時間が5分間未満では、液中の均一化または反応が不十分となることがある。滞留時間が60分間を超えると、処理の効率が低下するなどの不都合がある。
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。
スラリー中に生成する鉛硫化物の例としては、硫化鉛(PbS)等が挙げられる。
スラリーにおける水1リットル当りの微粉末(塩素バイパスダスト)の質量は、好ましくは5〜300g/リットル、より好ましくは20〜250g/リットル、特に好ましくは50〜200g/リットルである。該値が5g/リットル未満では、微粉末(塩素バイパスダスト)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。該値が300g/リットルを超えると、工程(C)(第一の浮遊選鉱処理)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。
[工程(B):疎水化工程]
疎水化工程は、工程(A)で得られたスラリーに対して、浮遊選鉱処理の前処理として、疎水化剤を加えて、鉛硫化物の粒子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ガスを供給して、このガスからなる泡の表面に、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。
なお、通常、粒子の表面の疎水性及び親水性を人為的に調節して、分離性能を高めるために、捕収剤と呼ばれる種々の化学薬剤が用いられる。従来知られている個々の捕収剤は、粒子の種類によってその効果(適否)が異なることが知られている。
本工程では、鉛硫化物と硫酸カルシウムを分離させるために、鉛硫化物の粒子の表面の疎水性を高めるための捕収剤である疎水化剤を用いる。
疎水化剤の好ましい例として、ザンセートが挙げられる。鉛硫化物は、ザンセート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。
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。
ザンセートの使用量は、例えば、本発明の処理対象物である微粉末中の鉛成分の通常の含有率から推測して定めることができる。具体的には、ザンセート/Pbのモル比が、好ましくは0.01以上、より好ましくは0.03以上、さらに好ましくは0.04以上となる量のザンセートを添加することが望ましい。該値が0.01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。
ザンセートの使用量の上限値は、特に限定されないが、薬剤コストの削減等の観点から、ザンセート/Pbのモル比が、好ましくは1.0以下、より好ましくは0.5以下、さらに好ましくは0.2以下となる量であることが望ましい。
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。
[工程(C):第一の浮遊選鉱処理工程]
工程(C)は、工程(B)で得られた浮遊選鉱処理用スラリーに対して浮遊選鉱処理を行い、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。
浮遊選鉱を行う手段としては、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、微粉末(塩素バイパスダスト)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。
沈鉱は、追加の浮遊選鉱処理における処理対象物として、さらに処理される。
以上が、図2に示す第一の浮遊選鉱処理までの手順である。
[追加の浮遊選鉱処理]
次に、二段目以降の追加の浮遊選鉱処理について詳しく説明する。
追加の浮遊選鉱処理は、第一の浮遊選鉱処理で得られた沈鉱に対して行なわれる。
図1に示すような追加の浮遊選鉱処理を2回行う場合について説明すると、まず、第一の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱A及び沈鉱Aを含むスラリーから、沈鉱Aを含むスラリー部分を回収する。この回収したスラリー部分に対して、疎水化剤を添加した後、二段目の浮遊選鉱処理を行い、浮鉱B及び沈鉱Bを含むスラリーを得る。
ここでの疎水化剤の使用量は、疎水化剤としてザンセートを用いる場合、特に限定されるものではないが、ザンセート/沈鉱A中の鉛(Pb)のモル比が上述の第一の浮遊選鉱処理における値と同じになる量であることが好ましい。疎水化剤の添加場所は、沈鉱Aを浮遊選鉱機に導く前に配設した混合槽でもよいし、浮遊選鉱機に疎水化剤の添加手段を付属させたものでもよい。
次いで、このスラリーから沈鉱Bを含むスラリー部分を回収する。この回収したスラリー部分に対して、疎水化剤を添加した後、三段目の浮遊選鉱処理を行い、浮鉱C及び沈鉱Cを含むスラリーを得る。
ここでの疎水化剤の使用量及び添加場所は、二段目の浮遊選鉱処理におけるものと同じである。
浮鉱B及び浮鉱Cは、上述の工程(A)(スラリー調製工程)に返送されて、本発明の処理対象物である微粉末と共に、第一の浮遊選鉱処理の対象となる。以後、浮鉱B及び浮鉱Cは、繰り返し循環して浮遊選鉱処理される。浮鉱Aのみが鉛含有物質として回収され、非鉄精錬原料等として用いられる。
三段目の浮遊選鉱処理によって最終的に得られる沈鉱C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Cは、大きな含有率で硫酸カルシウムを含み、かつ非常に小さな含有率で鉛硫化物を含むものであり、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。
次に、本発明の微粉末の処理方法を実施するための処理システム(以下、本発明の微粉末の処理システムともいう。)の一例を説明する。
図3中、本発明の微粉末の処理システムは、図1及び図2に示す処理方法に対応する処理システムであって、処理対象物である微粉末と、水を混合して、スラリーを得るための混合槽1と、混合槽1で得られたスラリーに硫化剤を添加して、鉛硫化物を生成させるための鉛硫化物生成槽4と、鉛硫化物を含むスラリーに硫酸を添加して、硫酸カルシウムを生成させるための硫酸カルシウム生成槽6と、鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーに、疎水化剤を添加するための疎水化反応槽8と、疎水化反応槽8で得られたスラリーを導入して第一の浮遊選鉱処理を行なうための第一の浮遊選鉱機10と、第一の浮遊選鉱機10で得られた沈鉱をさらに浮遊選鉱処理するための第二の浮遊選鉱機11と、第二の浮遊選鉱機11で得られた沈鉱をさらに浮遊選鉱処理するための第三の浮遊選鉱機12と、第二の浮遊選鉱機11及び第三の浮遊選鉱機12で得られた浮鉱を混合槽1に返送するための返送路19を備えている。
ここで、混合槽1、鉛硫化物生成槽4、硫酸カルシウム生成槽6、及び疎水化反応槽8は、各々、スラリーを撹拌するための撹拌翼を備えている。
混合槽1には、処理対象物である微粉末を供給するための微粉末供給手段2(例えば、微粉末の貯留槽及び流通路を有するもの)、及び、水を供給するための水供給手段3(例えば、水道管等の水の流通路)が接続されている。
鉛硫化物生成槽4には、硫化剤を供給するための硫化剤供給手段5(例えば、硫化剤の貯留槽及び流通路を有するもの)が接続されている。
硫酸カルシウム生成槽6には、硫酸を供給するための硫酸供給手段7(例えば、硫酸の貯留槽及び流通路を有するもの)が接続されている。
疎水化反応槽8には、疎水化剤供給手段9(例えば、疎水化剤の貯留槽及び流通路を有するもの)が接続されている。
なお、硫酸カルシウム生成槽6と疎水化反応槽8の各々には、pH測定手段20,21が設けられている。pH測定手段20とpH測定手段21のいずれか一方のみを設けてもよい。処理対象物である微粉末中のカルシウムの含有量を予め測定して、硫酸供給手段7からの硫酸の添加量を定めている場合には、pH測定手段20,21は省略することができる。
第二の浮遊選鉱機11及び第三の浮遊選鉱機12の各々には、追加の疎水化剤を供給するための疎水化剤供給手段22,23(例えば、疎水化剤の貯留槽及び流通路を有するもの)が接続されている。なお、本発明において、複数の浮遊選鉱機は直列に配設される。
混合槽1、鉛硫化物生成槽4、硫酸カルシウム生成槽6、疎水化反応槽8、第一の浮遊選鉱機10、第二の浮遊選鉱機11、及び第三の浮遊選鉱機12の相互間には、各々、スラリーが混合槽1から浮遊選鉱機10まで一方向に流通するように、スラリーの流通路13〜18(例えば、ポンプ及び管路)が設けられている。
なお、本発明の処理システムは、疎水化反応槽8から浮遊選鉱機10までの流通路の途中に、起泡剤を供給するための起泡剤供給手段(図示略;例えば、起泡剤の貯留槽及び流通路を有するもの)を備えていてもよい。
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。
以下、実施例及び比較例により本発明を説明する。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、塩素バイパスダストを用意した。この塩素バイパスダストは、カルシウムの酸化物換算の含有率(CaOの含有率)が13.3質量%であり、かつ、鉛の酸化物換算の含有率(PbOの含有率)が6.6質量%のものである。
[実施例1]
塩素バイパスダスト20kg及び蒸留水200リットルを混合槽に投入し、撹拌して、均一なスラリーを得た。このスラリーに硫化剤として、水硫化ソーダ(NaSH)/Pbのモル比が1.0である量の水硫化ソーダ水溶液(濃度:10質量%)を加えて、15分間撹拌し、鉛硫化物を含むスラリーを得た。
次いで、このスラリーに硫酸(濃度:98%)を加えて撹拌し、液性をpH3に調整した。その後、このスラリーに疎水化剤としてザンセート水溶液(濃度:5質量%)を加えて、15分間撹拌した。ザンセートの添加量は、ザンセート/Pbのモル比が0.04となる量であった。次に、このスラリーを第一の浮遊選鉱機に導き、20分間、第一の浮遊選鉱処理を行なった。処理後、第一の浮遊選鉱機から浮鉱Aを回収した。
一方、第一の浮遊選鉱機から沈鉱Aを含むスラリー部分を回収し、このスラリー部分にザンセート水溶液(濃度:5質量%)を加えて、10分間撹拌した。ザンセートの添加量は、ザンセート/Pbのモル比が0.04となる量であった。次に、このスラリー部分を第二の浮遊選鉱機に導き、10分間、第二の浮遊選鉱処理を行なった。処理後、第二の浮遊選鉱機から、浮鉱Bを含むスラリー部分、及び沈鉱Bを含むスラリー部分を回収した。
次に、沈鉱Bを含むスラリー部分にザンセート水溶液(濃度:5質量%)を加えて、10分間撹拌した。ザンセートの添加量は、ザンセート/Pbのモル比が0.04となる量であった。次に、このスラリー部分を第三の浮遊選鉱機に導き、10分間、第三の浮遊選鉱処理を行なった。処理後、第三の浮遊選鉱機から、浮鉱Cを含むスラリー部分、及び沈鉱Cを含むスラリー部分を回収した。沈鉱Cを含むスラリー部分に対して、フィルタープレスを用いた固液分離を行ない、沈鉱Cを得た。
一方、浮鉱Bを含むスラリー部分、及び浮鉱Cを含むスラリー部分を、塩素バイパスダスト20kg及び蒸留水200リットルと共に混合槽に投入し、撹拌して、均一なスラリーを得た。
その後、上述の沈鉱Cを得るまでの手順と同様にして、硫化剤、硫酸、ザンセートの各薬剤の添加、及び、第一の浮遊選鉱処理、第二の浮遊選鉱処理、第三の浮遊選鉱処理の各浮遊選鉱処理を行なった。この過程で、第一の浮遊選鉱処理後の浮鉱A’、及び、第三の浮遊選鉱処理後の沈鉱C’を回収した。
浮鉱A、沈鉱C、浮鉱A’、及び沈鉱C’の各々について、鉛の含有率を測定した。結果を表1に示す
表1の結果から、第二及び第三の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱である浮鉱B及び浮鉱Cを、第一の浮遊選鉱処理の処理対象物として用いるために返送した場合、返送前の浮鉱Aよりも返送後の浮鉱A’のほうが鉛の含有率がやや大きく、かつ、返送前の浮鉱Cよりも返送後の浮鉱C’のほうが鉛の含有率が小さいことがわかる。
Figure 0005455392
1 混合槽
2 微粉末供給手段
3 水供給手段
4 鉛硫化物生成槽
5 硫化剤供給手段
6 硫酸カルシウム生成槽
7 硫酸供給手段
8 疎水化反応槽
9 疎水化剤供給手段
10 第一の浮遊選鉱機
11 第二の浮遊選鉱機
12 第三の浮遊選鉱機
13,14,15,16,17,18 流通路
19 返送手段(返送路)
20,21 pH計
22,23 疎水化剤供給手段

Claims (2)

  1. (A)カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末である、カルシウムの酸化物換算の含有率が10質量%以上の塩素バイパスダストと、水と、硫化剤と、硫酸を混合して、固体分である硫酸カルシウム及び鉛硫化物を含むスラリーを得るスラリー調製工程と、
    (B)該スラリーに疎水化剤を加えて、前記鉛硫化物を疎水化させ、浮遊選鉱処理用スラリーを得る疎水化工程と、
    (C)前記浮遊選鉱処理用スラリーに対して第一の浮遊選鉱処理を行ない、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第一の浮遊選鉱処理工程と、
    (D)前記沈鉱を処理対象物としてさらに2回、追加の第二及び第三の浮遊選鉱処理を行ない、これら各回について、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追加の浮遊選鉱処理工程と、
    (E)前記追加の浮遊選鉱処理で得られた各回の浮鉱を工程(A)に返送し、前記微粉末と共に前記スラリーの材料として用いる浮鉱返送工程と、
    (F)前記第一の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱を、さらなる追加の浮遊選鉱処理を行なわずに回収する工程と、
    (G)前記第三の浮遊選鉱処理で得られた沈鉱を、さらなる追加の浮遊選鉱処理を行なわずに回収する工程と、
    を含むことを特徴とする塩素バイパスダストの処理方法。
  2. 前記第一の浮遊選鉱処理で得られた浮鉱に含まれる鉛の含有率が、酸化物換算で50質量%以上であり、かつ、前記第三の浮遊選鉱処理で得られた沈鉱に含まれる鉛の含有率が、酸化物換算で0.4質量%以下である請求項に記載の塩素バイパスダストの処理方法。
JP2009034639A 2009-02-17 2009-02-17 塩素バイパスダストの処理方法 Active JP5455392B2 (ja)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2009034639A JP5455392B2 (ja) 2009-02-17 2009-02-17 塩素バイパスダストの処理方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2009034639A JP5455392B2 (ja) 2009-02-17 2009-02-17 塩素バイパスダストの処理方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2010188273A JP2010188273A (ja) 2010-09-02
JP5455392B2 true JP5455392B2 (ja) 2014-03-26

Family

ID=42814915

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2009034639A Active JP5455392B2 (ja) 2009-02-17 2009-02-17 塩素バイパスダストの処理方法

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP5455392B2 (ja)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110711647A (zh) * 2019-11-08 2020-01-21 长春黄金研究院有限公司 一种高品位贫硫化物含金矿石浮选方法
KR102473273B1 (ko) * 2021-01-15 2022-12-02 주식회사 광산기공 고체 광물질의 추출을 위한 고효율 부유선광 제어시스템

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3108727C2 (de) * 1981-03-07 1983-01-27 Klöckner-Humboldt-Deutz AG, 5000 Köln Sammelflotationsverfahren zur Sortierung komplexer sulfidischer/oxidischer Erze
AU601698B2 (en) * 1985-11-27 1990-09-20 Standard Oil Company, The Apparatus and method for froth flotation
JP5088724B2 (ja) * 2005-06-13 2012-12-05 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
JP2008110288A (ja) * 2006-10-30 2008-05-15 Taiheiyo Cement Corp 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

Also Published As

Publication number Publication date
JP2010188273A (ja) 2010-09-02

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP4737395B2 (ja) 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
JP5088724B2 (ja) 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
JP4083791B1 (ja) 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
JP4579211B2 (ja) 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
JP5046306B2 (ja) 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
JP2012115781A (ja) 砒素を含む含銅物の選鉱方法
CN105307774B (zh) 用于分离碳酸钙和石膏的方法
CN110976074B (zh) 一种低品位硫化铜镍矿的选矿方法
JP5455392B2 (ja) 塩素バイパスダストの処理方法
CN107427841A (zh) 矿石浮选的抑制剂
JP5546289B2 (ja) 鉛成分及びカルシウム成分を含む微粉末の処理方法並びに処理システム
CN1875120A (zh) 浸提方法
JP5528130B2 (ja) 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
JP2008093510A (ja) 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
JP2009219965A (ja) 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
JP2008110288A (ja) 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
JP2008093567A (ja) 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
CN106269170A (zh) 一种通过重选‑煤油聚团浮选联合工艺回收废弃耐火材料中有价金属的方法
JP5025537B2 (ja) 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
JP5063630B2 (ja) 塩素バイパスダストの処理方法及び処理システム
CN106944246A (zh) 铜钼分离浮选剂及铜钼分离的方法
JP5541658B2 (ja) 浮遊選鉱処理方法
JP2008093491A (ja) 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
JP2008127681A (ja) 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
JP5393220B2 (ja) 石灰岩の不純物除去方法およびシステム

Legal Events

Date Code Title Description
A621 Written request for application examination

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621

Effective date: 20120104

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20131015

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20131211

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: 20140107

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20140107

R150 Certificate of patent or registration of utility model

Ref document number: 5455392

Country of ref document: JP

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150

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