JP6377460B2 - Method for treating sulfate starch - Google Patents

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Description

本発明は、硫酸澱物の処理方法に関し、詳しくは、非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物であってHgおよびSeを含む硫酸澱物の処理方法に関する。   The present invention relates to a method for treating a sulfated starch, and more particularly to a method for treating a sulfated starch produced during the production of sulfuric acid during a non-ferrous smelting process and containing Hg and Se.

特許文献1に記載のように、非鉄製錬の工程中に硫酸を製造することが従来より行われている。硫酸を製造する際に、同じく非鉄製錬の工程中で発生する亜硫酸ガス(二硫化酸素:SO)を使用する。硫酸を製造する際には、この亜硫酸ガスを精製し、亜硫酸ガスから不純物を除去したものを使用する。なお、当該不純物が集まったものを硫酸澱物と称する。この硫酸澱物は泥状物であり、硫酸スラッジや硫酸シックナー残渣とも呼ばれる。 As described in Patent Document 1, sulfuric acid is conventionally produced during the nonferrous smelting process. When producing sulfuric acid, sulfurous acid gas (oxygen disulfide: SO 2 ) that is also generated during the nonferrous smelting process is used. When producing sulfuric acid, the sulfurous acid gas is purified and impurities are removed from the sulfurous acid gas. In addition, what collected the said impurity is called a sulfated starch. This sulfated starch is a muddy substance and is also called sulfuric acid sludge or sulfuric acid thickener residue.

当該硫酸澱物には、非鉄製錬を行う関係上、Hg(水銀)およびSe(セレン)が含まれることが多い。HgにしてもSeにしても有害な重金属である。そのため、硫酸澱物を処分するにしても、これらの有害な重金属を除去しておく必要がある。それに対応すべく、特許文献1に記載の発明では、硫酸澱物(硫酸スラッジ)をアトリション処理し、次いでアトリション処理された硫酸澱物を浮遊選鉱処理し、その後で硫化処理を行ってHgの濃度を低下させた上で、再び浮遊選鉱処理を行い、硫酸澱物からHgおよびSeを除去している。   The sulfated starch often contains Hg (mercury) and Se (selenium) for non-ferrous smelting. It is a heavy metal harmful to both Hg and Se. Therefore, even when the sulfated starch is disposed of, it is necessary to remove these harmful heavy metals. In order to cope with this, in the invention described in Patent Document 1, sulfuric acid starch (sulfuric acid sludge) is subjected to an attrition treatment, and then the sulfated starch subjected to the attrition treatment is subjected to a flotation treatment, and then subjected to a sulfidation treatment to produce Hg. Then, the flotation process is performed again to remove Hg and Se from the sulfated starch.

なお、硫酸澱物から一連の工程でHgおよびSeを除去する技術とは異なるものの、特定の有害な重金属を除去する手法については種々知られている。   Although different from the technique of removing Hg and Se from sulfated starch in a series of steps, various techniques for removing specific harmful heavy metals are known.

例えば、特許文献2においては、都市ゴミ等を溶融固化する際に発生する溶融飛灰を処理する手法が記載されている。特許文献2においては、溶融飛灰に含まれるHgを除去すべく、NaClO(次亜塩素酸ソーダ)を用いて溶融飛灰からHgを浸出させることが記載されている。   For example, Patent Document 2 describes a technique for processing molten fly ash generated when melting and solidifying municipal waste or the like. Patent Document 2 describes that Hg is leached from molten fly ash using NaClO (sodium hypochlorite) in order to remove Hg contained in molten fly ash.

また、非特許文献1においては、廃液中のHgを還元捕集すべくZn(亜鉛)粉末を廃液に添加する手法が記載されている。   Non-Patent Document 1 describes a method of adding Zn (zinc) powder to the waste liquid so as to reduce and collect Hg in the waste liquid.

また、特許文献3においては、Se含有液からSeを除去すべく、セレン含有液に亜硫酸ガスを吹き込んで還元反応に付し、セレン含有液の塩酸濃度を特定値に調整することが記載されている。   Patent Document 3 describes that in order to remove Se from the Se-containing liquid, sulfur dioxide gas is blown into the selenium-containing liquid and subjected to a reduction reaction, and the hydrochloric acid concentration of the selenium-containing liquid is adjusted to a specific value. Yes.

特公昭60−47335号公報Japanese Patent Publication No. 60-47335 特開平8−41558号公報JP-A-8-41558 特開2009−292660号公報JP 2009-292660 A

日本化学会誌、1989、(11)、p.1942〜1948The Chemical Society of Japan, 1989, (11), p. 1942-1948

特許文献1の記載の発明においては、アトリション処理を行うための装置が別途必要となる。そのため、HgやSeの処理が大がかりなものになってしまい、工程の複雑化が避けられなくなり、費用面で不利になってしまう。   In the invention described in Patent Document 1, an apparatus for performing attrition processing is separately required. For this reason, the processing of Hg and Se becomes large, and the complexity of the process is unavoidable, which is disadvantageous in terms of cost.

それに加え、本発明者の鋭意研究を進めていくうち、上記に列挙した各先行技術を単に適用するだけでは、HgやSeを迅速かつ確実に除去することが困難となる事態に直面した。
詳しく言うと、本発明者は、特許文献1に記載のように、硫酸澱物からHgおよびSeを除去する技術について鋭意検討を重ねていた。ところがその際に、本発明者は、特許文献2に記載のようにNaClOを用い、実際の硫酸澱物からHgおよびSeを浸出させたところ、特許文献2に記載の内容に従ったままでは、最終的なHgおよびSeの除去を適切に行えないという知見を得た。具体的に言うと、例えばHgやSeが他の金属と混ざってしまったり、HgやSeの回収率が低かった。つまり、特許文献2に記載の内容は、少なくとも非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物に対してだと、種々の課題を生じさせるという知見を、本発明者は得た。
In addition, as the inventor conducted diligent research, he faced a situation where it was difficult to remove Hg and Se quickly and reliably by simply applying each of the prior arts listed above.
More specifically, as described in Patent Document 1, the present inventor has intensively studied a technique for removing Hg and Se from sulfated starch. However, in this case, the present inventor used NaClO as described in Patent Document 2 to leach Hg and Se from the actual sulfated starch, and according to the contents described in Patent Document 2, It was found that the final removal of Hg and Se cannot be performed properly. Specifically, for example, Hg and Se are mixed with other metals, or the recovery rate of Hg and Se is low. That is, the present inventor has obtained the knowledge that the contents described in Patent Document 2 cause various problems at least with respect to sulfated starch generated during sulfuric acid production in the nonferrous smelting process.

本発明は、比較的簡素な手法によって硫酸澱物からHgおよびSeをそれぞれ、迅速かつ確実に除去する技術を提案することを課題とするものである。   An object of the present invention is to propose a technique for quickly and reliably removing Hg and Se from sulfated starch by a relatively simple method.

上記の知見に接した本発明者は、鋭意研究を行った。その結果、以下の知見を得るに至った。   The present inventor who came into contact with the above findings conducted intensive research. As a result, the following knowledge was obtained.

特許文献2の[0017]においては、溶融飛灰に対してNaClOを添加した際の、塩化第1水銀(HgCl)から塩化第2水銀(HgCl)へと変化する酸化反応が平衡に達する際のORP(酸化還元)電位を+900mV(以降、酸化還元電位のことを単に「電位」と称し、電位において+は省略する。)と判断している。しかしながら本発明者が独自で試験を行ったところ、実際の硫酸澱物に対してNaClOを添加をした場合、後述の比較例に示すように、平衡電位と思われていた900mVのすぐ手前の800mVを電位とした場合だとHgの浸出が殆ど生じなかった。これは、実際の硫酸澱物に含まれる水銀化合物が塩化第1水銀(HgCl)すなわち1価のHg(すなわちHg)のままであるためと考えられる。この知見は、本発明者の鋭意検討により初めて得られたものである。 In [0017] of Patent Document 2, the oxidation reaction changing from mercuric chloride (Hg 2 Cl 2 ) to mercuric chloride (HgCl 2 ) when NaClO is added to the molten fly ash is balanced. The ORP (oxidation-reduction) potential when reaching the value of +900 mV (hereinafter, the oxidation-reduction potential is simply referred to as “potential”, and + is omitted in the potential). However, when the inventor independently conducted a test, when NaClO was added to an actual sulfated starch, as shown in a comparative example described later, 800 mV immediately before 900 mV, which was considered to be an equilibrium potential. In the case of using a potential, almost no leaching of Hg occurred. This is presumably because the mercury compound contained in the actual sulfate starch remains mercuric chloride (Hg 2 Cl 2 ), that is, monovalent Hg (ie, Hg + ). This finding has been obtained for the first time by the inventors' diligent study.

そのため、非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物に対しては、NaClOを用いてHgおよびSeを浸出させるにしても、相当高い電位で浸出を行わなければ、Hgが1価のままとなって溶解度が著しく小さくなり、浸出直後において残渣中の他の金属と混ざってしまう。   Therefore, even if Hg and Se are leached using NaClO for sulfuric acid starch generated during sulfuric acid production in the non-ferrous smelting process, Hg is monovalent unless leaching is performed at a considerably high potential. As a result, the solubility becomes remarkably small and is mixed with other metals in the residue immediately after leaching.

なお、NaClOを用いた浸出の際の電位は、その後の工程において分離されるSeにとっても無関係ではないという知見も、本発明者は得た。   The present inventor has also found that the potential at the time of leaching using NaClO is not irrelevant to Se separated in the subsequent steps.

本発明者が、実際の硫酸澱物からHgおよびSeを除去する試験を行ったところ、Seに関して言うと、相当高い電位で浸出を行わなければ、酸化が足りずに4価(Se4+)のままとなるという知見を本発明者は得た。そうなると、非特許文献1に記載のようにHgを捕集するためにZn粉末を添加した際にSeが意図せず沈殿したり、特許文献1に記載のようにHgを硫化して沈殿させる際にSeが意図せず沈殿してしまう。 When the present inventor conducted a test to remove Hg and Se from an actual sulfate starch, as far as Se is concerned, if leaching is not performed at a considerably high potential, oxidation is insufficient and tetravalent (Se 4+ ) The inventor has gained the knowledge that it will remain. Then, when Zn powder is added to collect Hg as described in Non-Patent Document 1, Se precipitates unintentionally, or when Hg is sulfided and precipitated as described in Patent Document 1. Se precipitates unintentionally.

上記の諸々の内容は、別の言い方をすると、硫酸澱物から一連の工程でHgおよびSeを除去する上で、非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物に対しては、NaClOを用いて相当高い電位で浸出を行うことにより、Hgに関しては、溶解度が高いHg2+とすることが可能となり、Seに関しては、意図しない沈殿を避けられるSe6+へと予め変化させておくことが可能であるという知見を、本発明者は得た。 In other words, the contents of the above are different from the sulfated starch generated during the production of sulfuric acid during the non-ferrous smelting process in removing Hg and Se from the sulfated starch in a series of steps. By leaching with NaClO at a considerably high potential, Hg can be made highly soluble Hg 2+, and Se is previously changed to Se 6+ that can avoid unintended precipitation. The present inventor has obtained the knowledge that this is possible.

以上の知見に基づいて成された本発明の態様は、以下の通りである。
本発明の第1の態様は、
非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物であってHgおよびSeを含む硫酸澱物の処理方法において、
次亜塩素酸塩を用いて前記硫酸澱物からHgおよびSeを電位900mV以上(銀/塩化銀電極の場合)にて酸化浸出させる酸化浸出工程と、
前記酸化浸出工程後に固液分離による濾液に対して金属置換粉末を添加し、濾液中のHgを金属置換粉末により置換することにより沈殿させ、沈殿中のHgと濾液中のSeとを分離するHg第一分離工程と、
前記Hg第一分離工程後に固液分離による濾液に対してSを含む化合物であるS源を添加し、濾液中に残存していたHgを硫化させて沈殿させるHg第二分離工程と、
を有する、硫酸澱物の処理方法である。
Aspects of the present invention based on the above findings are as follows.
The first aspect of the present invention is:
In a method for treating a sulfated starch produced during the production of sulfuric acid in a non-ferrous smelting process and containing Hg and Se,
An oxidation leaching step in which Hg and Se are oxidized and leached from the sulfated starch using hypochlorite at a potential of 900 mV or more (in the case of a silver / silver chloride electrode);
After the oxidative leaching step, a metal-substituted powder is added to the filtrate obtained by solid-liquid separation, and Hg in the filtrate is precipitated by substituting the metal-substituted powder, thereby separating Hg in the precipitate from Se in the filtrate. A first separation step;
A second Hg separation step of adding an S source, which is a compound containing S, to the filtrate obtained by solid-liquid separation after the first Hg separation step, and sulfidizing and precipitating Hg remaining in the filtrate;
This is a method for treating sulfate starch.

本発明の第2の態様は、第1の態様に記載の発明において、
前記次亜塩素酸塩は次亜塩素酸ナトリウムまたは次亜塩素酸カリウムである。
According to a second aspect of the present invention, in the invention according to the first aspect,
The hypochlorite is sodium hypochlorite or potassium hypochlorite.

本発明の第3の態様は、第1または第2の態様に記載の発明において、
前記Hg第二分離工程後に固液分離による濾液中のSeを還元し、金属Seを沈殿させるSe分離工程と、を有する。
According to a third aspect of the present invention, in the invention according to the first or second aspect,
A Se separation step of reducing Se in the filtrate by solid-liquid separation after the second Hg separation step and precipitating metal Se.

本発明の第4の態様は、第3の態様に記載の発明において、
前記Se分離工程において生じる還元は、亜硫酸ガスを用いる還元である。
According to a fourth aspect of the present invention, in the invention according to the third aspect,
The reduction occurring in the Se separation step is reduction using sulfurous acid gas.

本発明の第5の態様は、第1〜第4の態様のいずれかに記載の発明において、
前記金属置換粉末はZn含有粉末である。
According to a fifth aspect of the present invention, in the invention according to any one of the first to fourth aspects,
The metal substitution powder is a Zn-containing powder.

本発明の第6の態様は、第1〜第5の態様のいずれかに記載の発明において、
前記Hg第二分離工程において用いられるS源は水硫化ソーダである。
According to a sixth aspect of the present invention, in the invention according to any one of the first to fifth aspects,
The S source used in the second Hg separation step is sodium hydrosulfide.

本発明によれば、比較的簡素な手法によって硫酸澱物からHgおよびSeをそれぞれ、迅速かつ確実に除去する技術を提供できる。   According to the present invention, it is possible to provide a technique for quickly and reliably removing Hg and Se from sulfated starch by a relatively simple method.

本実施形態における硫酸澱物の処理方法を示すフローチャートである。It is a flowchart which shows the processing method of the sulfated starch in this embodiment.

以下、本発明の実施の形態について、次の順序で説明を行う。なお、説明においては適宜、硫酸澱物の処理方法を示すフローチャートである図1を参照する。
1.硫酸澱物の処理方法
1−A)酸化浸出工程
1−B)Hg第一分離工程
1−C)Hg第二分離工程
1−D)Se分離工程
1−E)その他
2.実施の形態による効果
3.変形例等
本明細書において「〜」は所定の値以上かつ所定の値以下のことを指す。
Hereinafter, embodiments of the present invention will be described in the following order. In the description, FIG. 1, which is a flowchart showing a method for treating sulfate starch, will be referred to as appropriate.
1. Method for treating sulfate starch 1-A) Oxidative leaching step 1-B) Hg first separation step 1-C) Hg second separation step 1-D) Se separation step 1-E) Others 2. Effects of the embodiment Modifications etc. In this specification, “to” refers to a value that is greater than or equal to a predetermined value and less than or equal to a predetermined value.

硫酸澱物は、非鉄製錬操業において、硫化精鉱をばい焼する際に発生するガスから硫酸を製造する硫酸工程にて発生する副生成物である。その物質としては、硫酸塩の他、元の硫化精鉱石に含まれる元素の種類の殆どが、量のばらつきこそあるが含まれる。例えば、亜鉛製錬からの硫酸澱物であれば、亜鉛と硫黄はもとより、水銀、セレン、鉛、鉄、カドミウム、砒素、アルミニウム、コバルト、ニッケル、銅、貴金属、レアメタルと多種含まれる。これらの元素の化合状態は、化合物種、組成比共に複雑であり、多種雑多な状態である。組成を元素毎に見れば、Hg(水銀)は、5〜20質量%(dry)、Seは1〜6質量%(dry)、水銀とセレンを除いたその他金属は亜鉛、鉛が多く、20〜50質量%(dry)程度である。その他として、酸化物、ハロゲン等も数%含まれる。   Sulfuric acid starch is a by-product generated in a sulfuric acid process for producing sulfuric acid from gas generated when roasting concentrate is roasted in non-ferrous smelting operations. In addition to sulfates, most of the types of elements contained in the original sulfide concentrate ore include variations in quantity. For example, sulfated starch from zinc smelting includes not only zinc and sulfur but also mercury, selenium, lead, iron, cadmium, arsenic, aluminum, cobalt, nickel, copper, noble metals, and rare metals. The compounded state of these elements is a complex state with both compound species and composition ratios being complex. Looking at the composition by element, Hg (mercury) is 5 to 20% by mass (dry), Se is 1 to 6% by mass (dry), and other metals except mercury and selenium are mostly zinc and lead. It is about ˜50 mass% (dry). In addition, oxides, halogens and the like are also included in a few percent.

<1.硫酸澱物の処理方法>
1−A)酸化浸出工程
本工程においては、次亜塩素酸塩(本実施形態における具体例としては次亜塩素酸ソーダ(NaClO))を用いて硫酸澱物から少なくともHgおよびSeを酸化浸出させる。本実施形態の大きな特徴の一つは、電位900mV以上にて本工程を行うことにある。なお、ここで言う電位900mVとは銀/塩化銀電極を用いた場合の電位であり、以降、単に「電位900mV」と言う。電位900mV以上とすることに関する詳細な知見は上述の通りである。
<1. Method for treating sulfate starch>
1-A) Oxidative leaching step In this step, at least Hg and Se are oxidized and leached from sulfated starch using hypochlorite (as a specific example in this embodiment, sodium hypochlorite (NaClO)). . One of the major features of this embodiment is that this step is performed at a potential of 900 mV or higher. Note that the potential 900 mV referred to here is a potential when a silver / silver chloride electrode is used, and is simply referred to as “potential 900 mV” hereinafter. Detailed knowledge about the potential of 900 mV or more is as described above.

本工程のおかげで、まずHgに関しては、実際の硫酸澱物を使用したとしても、溶解度が低い塩化第1水銀(HgClすなわちHg)から塩化第2水銀(HgClすなわちHg2+)へと確実に酸化させることができる。その結果、実際の硫酸澱物から大部分のHgを浸出させることが可能となる。 Thanks to this process, first, regarding Hg, even if an actual starch sulfate is used, mercuric chloride (Hg 2 Cl 2 or Hg + ) having low solubility is changed to mercuric chloride (HgCl 2 or Hg 2+ ). It can be reliably oxidized. As a result, most of the Hg can be leached from the actual sulfated starch.

Hgに加え、Seに関しては、電位900mV以上にて本工程を行うことにより、Se4+を通り越してSe6+へとSeを酸化させられる。先にも述べたように、Se4+のままだと、Hgを捕集するためにZn粉末を添加した際にSeが意図せず沈殿したり、Hgを硫化して沈殿させる際にSeが意図せず沈殿してしまう。その一方、本工程においてSe6+へとSeを酸化させておくと、意図しないSeの沈殿の発生を抑制することが可能となる。
なお、上記のSeの酸化をもたらす化学反応式は、以下のようになる。
Hg−Se+3NaClO+2HSO→HgCl+HSeO+NaSO+HO+NaCl+O
In addition to Hg, with respect to Se, by performing this step at a potential of 900 mV or higher, Se can be oxidized to Se 6+ through Se 4+ . As described above, if Se 4+ is left as it is, Se is unintentionally precipitated when Zn powder is added to collect Hg, or Se is intended to precipitate when Hg is sulfided. It will settle without. On the other hand, if Se is oxidized to Se 6+ in this step, it is possible to suppress unintended Se precipitation.
The chemical reaction formula that brings about the oxidation of Se is as follows.
Hg-Se + 3NaClO + 2H 2 SO 4 → HgCl 2 + H 2 SeO 4 + Na 2 SO 4 + H 2 O + NaCl + O 2

つまり本工程は、HgやSeを浸出させるという本来の位置づけに加え、後々のSe分離工程においてSeを確実に分離するための準備工程という位置づけも兼ねている。   That is, in addition to the original position of leaching Hg and Se, this process also serves as a preparation process for reliably separating Se in the subsequent Se separation process.

なお、本工程で用いられる次亜塩素酸塩(本実施形態においてはNaClO)の溶液の濃度は10質量%以上(好ましくは10〜20質量%)であるのが好ましい。この範囲の濃度ならば、NaClO溶液の液量を適量とすることができる。NaClO溶液の液量は、後々の濾液の総量の多寡に影響を与える。そのため、作業効率を考えると、NaClO溶液を少なくするべく濃度を上記の範囲に設定することが好ましい。なお、NaClOは市販のものを使用しても構わないし、NaClOを含有する廃液を使用しても構わない。次亜塩素酸塩であれば使用可能である。その中でも、次亜塩素酸ナトリウム(NaClO)、次亜塩素酸カリウム(KClO)が好ましい。   In addition, it is preferable that the density | concentration of the solution of the hypochlorite (in this embodiment NaClO) used at this process is 10 mass% or more (preferably 10-20 mass%). If the concentration is within this range, the amount of NaClO solution can be adjusted to an appropriate amount. The amount of NaClO solution affects the total amount of subsequent filtrate. Therefore, in consideration of work efficiency, it is preferable to set the concentration within the above range so as to reduce the NaClO solution. Note that a commercially available NaClO may be used, or a waste liquid containing NaClO may be used. Hypochlorite can be used. Among these, sodium hypochlorite (NaClO) and potassium hypochlorite (KClO) are preferable.

ちなみに、本工程における沈殿物(以降、残渣とも言う。)には、硫酸澱物に含まれる場合が多いAuやAgが含まれており、これらの元素を別途回収しても構わない。仮に、電位900mV以上にて本工程を行わなければ、残渣において、1価のままのHg(HgCl)がAuやAgと混ざり合ってしまう。本工程には、その現象が起こるのを抑制するという役割もある。 Incidentally, the precipitate in this step (hereinafter also referred to as residue) contains Au and Ag that are often contained in sulfated starch, and these elements may be separately collected. If this step is not performed at a potential of 900 mV or higher, monovalent Hg (Hg 2 Cl 2 ) is mixed with Au or Ag in the residue. This process also has a role of suppressing the occurrence of the phenomenon.

なお、本工程においては電位を900mV以上(銀/塩化銀電極)としたが、上記の各効果を奏するためにも、900mVを超えた電位、更には950mV以上の電位、980mV以上の電位とするのがより好ましい。ちなみに電位の上限については特に設定する必要はないが、少なくとも1000mVまでは良好な結果を残すことができている。   In this step, the potential is set to 900 mV or more (silver / silver chloride electrode). However, in order to achieve the effects described above, the potential exceeds 900 mV, further, the potential is 950 mV or more, and the potential is 980 mV or more. Is more preferable. Incidentally, although it is not necessary to set the upper limit of the potential in particular, good results can be obtained up to at least 1000 mV.

1−B)Hg第一分離工程
本工程においては、酸化浸出工程後の濾液に対してZn粉末を添加し、濾液中のHgをZnにより置換することにより沈殿させ、沈殿中のHgと濾液中のSeとを分離する。
1-B) Hg first separation step In this step, Zn powder is added to the filtrate after the oxidation leaching step, and Hg in the filtrate is precipitated by substituting with Zn, and Hg in the precipitate and in the filtrate Of Se.

本工程においてZn粉末を使用する理由としては以下の通りである。すなわち、金属のZn粉末を濾液に添加すると、濾液内でのZn粉末の還元作用により、Zn粉末の表面でZnとHgとでの間で置換反応が発生し、Zn粉末に同伴され、Hgが固定化される。このため安定な固定化状態となるため、ろ過性に優れかつHgの回収が容易となる。   The reason for using Zn powder in this step is as follows. That is, when metallic Zn powder is added to the filtrate, a substitution reaction occurs between Zn and Hg on the surface of the Zn powder due to the reducing action of the Zn powder in the filtrate. Fixed. For this reason, since it becomes a stable immobilization state, it is excellent in filterability and collection | recovery of Hg becomes easy.

別の理由としては、Hgを沈殿させるためには、特許文献1に記載のように、Hgを硫化させるという手法もある。ところが、本発明者が試験を行ったところ、Hgを硫化させた場合、沈殿したHgの硫化物の濾過性が極めて悪い。これは、酸化浸出工程においてHgの浸出率を高くした場合、沈殿物の量が多くなることによりさらに際立つ課題である。そうなると、Hgの硫化物ひいては基となるHgを迅速に分離することができなくなってしまう。   As another reason, in order to precipitate Hg, there is also a technique in which Hg is sulfided as described in Patent Document 1. However, when the present inventor conducted a test, when Hg was sulfided, the filterability of the precipitated Hg sulfide was extremely poor. This is a more prominent issue due to the increased amount of precipitate when the Hg leaching rate is increased in the oxidation leaching step. As a result, it becomes impossible to quickly separate Hg sulfide and thus Hg as a base.

そこで本発明者が鋭意検討した結果、酸化浸出工程後の濾液に対してZn粉末を添加した場合、濾過性が極めて良好なHgの沈殿を得ることができるという知見が得られた。つまり本工程においてZn粉末を使用することにより、沈殿したHgの濾過性を向上させられ、ひいてはHgを迅速に分離することができる。   Thus, as a result of intensive studies by the present inventors, it has been found that when Zn powder is added to the filtrate after the oxidative leaching process, precipitation of Hg with very good filterability can be obtained. That is, by using Zn powder in this step, the filterability of precipitated Hg can be improved, and as a result, Hg can be separated quickly.

また、Zn粉末を使用するその他の理由としては、比較的安価であり、取り扱いが比較的容易であり、入手が容易であることも挙げられる。なお、それらの理由に関し、以下、本工程の好ましい例を挙げる。   Another reason for using Zn powder is that it is relatively inexpensive, easy to handle, and easily available. In addition, about those reasons, the preferable example of this process is given below.

Zn粉末でなくともHgと置換可能である金属からなる置換金属粉末を用いても良い。例えば、銀、銅、鉄などがある。置換金属粉末の組成は、亜鉛、銅等の合金でも良く、置換反応が適宜発生するものであり、粒径も5mm以下のものであれば良い。組成については、非鉄製錬工程にて用いる場合は、非鉄製錬の回収金属にあわせ用いるのが良い。特に亜鉛は、亜鉛製錬工程内では回収金属でもあり、置換反応性にも優れた金属であるので、本発明には最も適している。そのため、Zn含有粉末を使用するのがより好ましい。   Instead of the Zn powder, a substituted metal powder made of a metal that can replace Hg may be used. For example, there are silver, copper, iron and the like. The composition of the substitution metal powder may be an alloy such as zinc or copper, and a substitution reaction may occur as appropriate, and the particle diameter may be 5 mm or less. About a composition, when using in a nonferrous smelting process, it is good to use according to the recovery metal of nonferrous smelting. In particular, zinc is the most suitable for the present invention because it is also a recovered metal in the zinc smelting process and is a metal excellent in substitution reactivity. Therefore, it is more preferable to use Zn-containing powder.

Hg第一分離工程において用いられるZn粉末は、硫酸澱物の処理方法において発生する沈殿が含有するZnから製造されたものであるのが好ましい。先ほど述べたように、Hgと置換しなかったZn粉末は、Hgとともに沈殿することになる。つまり、この沈殿物からZnを回収し、Zn粉末を再生することにより、別サイクルの硫酸澱物の処理方法におけるHg第一分離工程に、再生したZn粉末をリサイクルすることが可能となり、先に述べたようにNaClOを含有する廃液を使用すること、そして後述のSe分離工程において硫酸製造時に発生する亜硫酸ガスを使用することを加え、一種の循環処理工程を確立することが可能となる。   The Zn powder used in the first Hg separation step is preferably produced from Zn contained in a precipitate generated in the method for treating sulfate starch. As described above, the Zn powder not substituted for Hg precipitates with Hg. In other words, by recovering Zn from this precipitate and regenerating Zn powder, it becomes possible to recycle the regenerated Zn powder in the Hg first separation step in the processing method of sulfate sulfate in another cycle. As described above, it is possible to establish a kind of circulation processing step by using a waste liquid containing NaClO and using sulfurous acid gas generated during sulfuric acid production in the Se separation step described later.

Zn粉末の量としては、Hgの濃度に対して2〜3当量であるのが好ましい。もちろんこの範囲を超えてZn粉末を投入しても構わないが、結局、Hgと置換されずに余ったZn粉末がHg残渣に含有されることになる。また、Zn粉末の投入は、数度に分けて行うのが、Hgに対する置換効率を向上させるという意味で好ましい。   The amount of Zn powder is preferably 2 to 3 equivalents relative to the concentration of Hg. Of course, Zn powder may be added beyond this range, but eventually, the Zn powder remaining without being replaced with Hg is contained in the Hg residue. In addition, it is preferable that the Zn powder is charged in several degrees in terms of improving the substitution efficiency for Hg.

1−C)Hg第二分離工程
本工程は、先のHg第一分離工程と後述のSe分離工程との間に、S(硫黄)を含む化合物であるS源を濾液に対して添加することにより、濾液中に残存していたHgを硫化させて沈殿させるというものである。
1-C) Hg second separation step In this step, an S source that is a compound containing S (sulfur) is added to the filtrate between the previous Hg first separation step and the Se separation step described later. Thus, Hg remaining in the filtrate is sulfided and precipitated.

本工程の位置づけとしては、まず、先のHg第一分離工程で分離しきれずに濾液中に残存しているHgを分離するという役割がある。   As the positioning of this step, first, there is a role of separating Hg remaining in the filtrate without being completely separated in the previous Hg first separation step.

しかしながら、本実施形態における本工程の役割はそれだけにとどまらない。詳しく言うと、後述のSe分離工程において迅速かつ確実にSeを分離するための下準備という意味もある。詳しくは後で述べるが、後述のSe分離工程において、Seを還元し沈殿させることになる。実施例の項目でも述べるが、例えば本工程無しの場合であってSe分離工程を亜硫酸ガスおよび塩酸3Nで行う場合、還元反応に要する時間としては180分が必要となるところ、本工程を行うことにより還元反応に要する時間を60分へと短縮することが可能となる。しかも本発明者の調べにより、塩酸の濃度を低くした場合だと、時間の短縮効果がさらに増大することが明らかとなっている。   However, the role of this process in this embodiment does not stop there. More specifically, it also means a preparation for separating Se quickly and reliably in the Se separation step described later. As will be described in detail later, Se is reduced and precipitated in the Se separation step described later. As described in the item of the example, for example, when this step is not performed and the Se separation step is performed with sulfurous acid gas and hydrochloric acid 3N, the time required for the reduction reaction is 180 minutes. Thus, the time required for the reduction reaction can be shortened to 60 minutes. Moreover, according to the study by the present inventor, it is clear that the effect of shortening the time is further increased when the concentration of hydrochloric acid is lowered.

本実施形態においては、Seを迅速かつ確実に分離するために、二度の下準備を行っている。すなわち、「酸化浸出工程を電位900mV以上にて行ってSeをSe6+へと予め変化させておく」そして「S源を用いてHg第二分離工程を行い、濾液中にSを存在させておく」という下準備である。 In the present embodiment, preparations are made twice in order to separate Se quickly and reliably. That is, “the oxidation leaching step is performed at a potential of 900 mV or more and Se is pre-changed to Se 6+ ” and “the Hg second separation step is performed using the S source, and S is present in the filtrate. Is a preliminary preparation.

本工程において用いられるS源は公知のもので構わないが、入手しやすさや取り扱いやすさにおいて好ましいのは水硫化ソーダ(NaSH)である。他に、硫化水素でもよい。
また、S源の量としては、濾液中に残存するHgの濃度に対して10当量程度であるのが好ましい。もちろんこの範囲を逸脱してS源を投入しても構わないが、あまりにも過剰にS源を投入し過ぎると、意図しない硫化物の沈殿が生じたり、硫化物の錯イオンが生じたり、種々の影響が出るおそれがある。その点を留意してS源の量を決定するのが好ましい。
The S source used in this step may be a known one, but sodium hydrosulfide (NaSH) is preferable in terms of availability and handling. In addition, hydrogen sulfide may be used.
Further, the amount of S source is preferably about 10 equivalents relative to the concentration of Hg remaining in the filtrate. Of course, the S source may be input outside this range. However, if the S source is excessively input excessively, unintended sulfide precipitation or sulfide complex ions may occur. May be affected. It is preferable to determine the amount of the S source in consideration of this point.

1−D)Se分離工程
本工程においては、Hg第二分離工程後に固液分離による濾液中のSeを還元し、金属Seを沈殿させる。詳しく言うと、濾液に対して還元性を有する物質(以降、単に「還元性物質」とも言う。)を添加することによりSeを還元し沈殿させる。酸化浸出工程において電位を900mV以上としているため、SeはSe4+ではなくSe6+へと変化しており、本工程においてはじめて、硫酸澱物に含まれるSeの大部分を分離することが可能となる。また、本工程を行うことにより品位が90%以上のSe(メタルセレン)を回収得ることが可能である。
1-D) Se separation step In this step, after the second Hg separation step, Se in the filtrate by solid-liquid separation is reduced to precipitate metal Se. More specifically, Se is reduced and precipitated by adding a substance having reducibility to the filtrate (hereinafter, also simply referred to as “reducing substance”). Since the potential is set to 900 mV or more in the oxidation leaching step, Se changes to Se 6+ instead of Se 4+ , and it becomes possible to separate most of Se contained in the sulfate starch for the first time in this step. . Further, by performing this step, Se (metal selenium) having a quality of 90% or more can be recovered.

なお、本工程における還元性物質も公知のものを用いても構わないが、好ましいのは亜硫酸ガス(SO)や重亜硫酸ソーダ(NaHSO)である。特に、亜硫酸ガスに関しては、硫酸製造時に発生する亜硫酸ガスを使用するのが好ましい。先にも述べたように、こうすることにより一種の循環処理工程を確立することが可能となる。 Incidentally, the reducing agent in this step is also may be used known ones, preferred is sulfur dioxide (SO 2) and sodium bisulfite (NaHSO 3). In particular, for sulfurous acid gas, it is preferable to use sulfurous acid gas generated during the production of sulfuric acid. As described above, this makes it possible to establish a kind of circulation process.

1−E)その他
以上の工程により、硫酸澱物からHgおよびSeが除去される。なお、上記の工程以外の工程を適宜設けても構わない。例えば、上記の工程を経たあとの濾液を適宜処理して自然へと放流する工程を設けても構わない。
1-E) Others Through the above steps, Hg and Se are removed from sulfated starch. In addition, you may provide processes other than said process suitably. For example, you may provide the process of processing the filtrate after passing through said process suitably and discharging | emitting to nature.

<2.実施の形態による効果>
本実施形態によれば、主に以下の効果を奏する。
<2. Advantages of the embodiment>
According to this embodiment, there are mainly the following effects.

硫酸澱物から一連の工程でHgおよびSeをそれぞれ除去する上で、非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物に対しては、NaClOを用いて900mV以上で浸出を行うことにより、Hgに関しては、溶解度が高いHg2+とすることが可能となり、Seに関しては、意図しない沈殿を避けられるSe6+へと予め変化させておくことが可能となる。 By removing Hg and Se from the sulfate starch in a series of steps, the sulfate starch generated during the production of sulfuric acid during the non-ferrous smelting process is leached with NaClO at 900 mV or higher. , Hg can be Hg 2+ having high solubility, and Se can be changed in advance to Se 6+ that can avoid unintended precipitation.

その結果、本実施形態によれば、比較的簡素な手法によって硫酸澱物からHgおよびSeをそれぞれ、迅速かつ確実に除去する技術を提供できる。   As a result, according to this embodiment, it is possible to provide a technique for quickly and reliably removing Hg and Se from sulfated starch by a relatively simple method.

<3.変形例等>
本発明の技術的範囲は上述した実施の形態に限定されるものではなく、発明の構成要件やその組み合わせによって得られる特定の効果を導き出せる範囲において、種々の変更や改良を加えた形態も含む。
<3. Modified example>
The technical scope of the present invention is not limited to the above-described embodiments, and includes various modifications and improvements as long as the specific effects obtained by the constituent elements of the invention and combinations thereof can be derived.

本実施形態においてSe分離工程を設けるのが非常に好ましいが、例えばSe分離工程を別途行う場合であっても、Hg第二分離工程までで金属Seを得るための準備は十分整っているし、Hgは既に十分に分離されている。そのため、一連の工程の中にSe分離工程を含めなくとも、本発明の効果を十分に奏する。   In the present embodiment, it is very preferable to provide a Se separation step, but even when the Se separation step is performed separately, for example, preparations for obtaining metal Se up to the Hg second separation step are sufficiently prepared, Hg is already well separated. Therefore, the effect of the present invention is sufficiently achieved even if the Se separation step is not included in the series of steps.

次に実施例を示し、本発明について具体的に説明する。もちろん本発明は、以下の実施例に限定されるものではない。   Next, an Example is shown and this invention is demonstrated concretely. Of course, the present invention is not limited to the following examples.

なお、実施例1〜2および比較例1においては、硫酸澱物からHgおよびSeの除去まですなわち本実施形態に対応する一連の工程を行った。実施例1においては比較的小規模な状況下(いわゆるラボレベル)で試験を行い、実施例2−1、実施例2−2および比較例1においてはそれよりも規模が大きな状況下で試験を行った。   In Examples 1 and 2 and Comparative Example 1, a series of steps corresponding to this embodiment were performed from the sulfated starch to the removal of Hg and Se. In Example 1, the test was performed in a relatively small scale (so-called laboratory level), and in Example 2-1, Example 2-2, and Comparative Example 1, the test was performed under a larger scale. went.

一方、実施例3〜4においては、本実施形態で挙げた例が好適であることを証明するための試験を行った。
例えば実施例3では、酸化浸出工程においてNaClOを用いることが好適であることを証明すべく、比較例2(Hを使用)および比較例3(KMnO粉末を使用)を比較対象として試験を行った。
また実施例4では、Hg第一分離工程においてZn粉末を用いたことによる濾過性の向上度合いを証明するために、比較例4(Hgを硫化により沈殿)を比較対象として試験を行った。
On the other hand, in Examples 3-4, the test for proving that the example given by this embodiment was suitable was done.
For example, in Example 3, Comparative Example 2 (using H 2 O 2 ) and Comparative Example 3 (using KMnO 4 powder) were compared in order to prove that it is preferable to use NaClO in the oxidative leaching process. A test was conducted.
Moreover, in Example 4, in order to prove the improvement degree of the filterability by using Zn powder in the Hg first separation process, a test was conducted with Comparative Example 4 (Hg precipitated by sulfurization) as a comparison target.

<実施例1>
本実施例においては、試験槽としては1Lのものを用いた。攪拌機の羽形状は3枚傾斜パドルとし、回転数は250〜300rpmとした。なお、処理対象とする硫酸澱物は、自社から生じたものを使用した。硫酸澱物に含有されるHgの品位は20.0質量%であり、Seの品位は2.5質量%であった。その他金属成分(Zn,Pb、Ag,Cu,As、Ti,Al)の品位は38.2質量%、残りは他含有物(硫黄、酸素、ハロゲン等)である。
<Example 1>
In this example, a 1 L test tank was used. The blade shape of the stirrer was a three-paddle paddle, and the rotation speed was 250 to 300 rpm. In addition, the sulfated starch used as a process target used the thing produced from the company. The quality of Hg contained in the sulfated starch was 20.0% by mass, and the quality of Se was 2.5% by mass. The quality of other metal components (Zn, Pb, Ag, Cu, As, Ti, Al) is 38.2% by mass, and the rest is other contents (sulfur, oxygen, halogen, etc.).

1−A)酸化浸出工程
本工程においては、NaClO溶液を1L用いた。そして、試験槽において上記の硫酸澱物をNaClO溶液へと浸し、HgおよびSeを浸出させた。その際、硫酸澱物の量は、NaClO溶液において100g/Lとなるように設定した。なお、反応時間は30分とし、終点温度は40℃とした。そして電位は900mVを超えるように設定した。なお、電位の測定条件としては、反応時間の終了時に銀/塩化銀電極を用い、終点温度を40℃とした。以降、同様とする。
その結果、HgおよびSeの浸出率は共に98〜99%となり、極めて良好な結果となっていた。なお、HgおよびSeの浸出率は、上記の硫酸澱物の組成、ならびに、反応終了後の溶液に含有されるHgおよびSeの量から求めた。また、当該HgおよびSeの量はthermo社製のICP発光分光装置を用いて求めた。以降、HgおよびSeの量についての測定方法は同様とする。
1-A) Oxidation Leaching Step In this step, 1 L of NaClO solution was used. Then, the above-mentioned sulfated starch was immersed in a NaClO solution in a test tank, and Hg and Se were leached. At that time, the amount of sulfated starch was set to 100 g / L in the NaClO solution. The reaction time was 30 minutes and the end point temperature was 40 ° C. The potential was set to exceed 900 mV. As potential measurement conditions, a silver / silver chloride electrode was used at the end of the reaction time, and the end point temperature was 40 ° C. The same applies hereinafter.
As a result, the leaching rates of Hg and Se were both 98 to 99%, which was a very good result. The leaching rate of Hg and Se was determined from the composition of the sulfated starch and the amounts of Hg and Se contained in the solution after completion of the reaction. The amounts of Hg and Se were determined using an ICP emission spectrometer manufactured by thermo. Hereinafter, the measurement method for the amounts of Hg and Se is the same.

1−B)Hg第一分離工程
本工程においては、林金属製のZn粉末をHgに対してモル比で2.0〜2.5mol当量用いた。そして、試験槽に対して上記のZn粉末を投入し、NaClO溶液中のHgをZnにて置換させ、Hgを沈殿させた。なお、反応時間は30〜40分とし、終点温度は10〜15℃とした。そして電位は0mV近傍とした。反応終了後、固液分離として吸引濾過装置を用いて濾過を行った。その際の条件は、濾過面直径を8cm、濾過面積を0.00503m、吸引圧力を0.5kg/cmとした。
その結果、まず濾過に要した時間は9.7分であり極めて短時間で濾過を行うことができた。さらに、濾液を調べたところ、Hgの除去率は99%を超えた数値となっており、Hgの濃度は検量下限(1ppm)以下となり、極めて良好な結果となっていた。ちなみに、残渣となった沈殿におけるHgの品位は、thermo製のICP発光分析装置で調べたところ、45〜50%であり、重量に換算するとHgは残渣中において60重量%存在した。なお、残渣におけるHg/Znのモル比は1.8〜2.0であった。
1-B) Hg First Separation Step In this step, 2.0 to 2.5 mol equivalent of Hayashi Metal Zn powder was used in a molar ratio with respect to Hg. And said Zn powder was injected | thrown-in with respect to the test tank, Hg in NaClO solution was substituted with Zn, and Hg was precipitated. The reaction time was 30 to 40 minutes and the end point temperature was 10 to 15 ° C. The potential was set to around 0 mV. After completion of the reaction, filtration was performed using a suction filtration device as solid-liquid separation. The conditions at that time were a filtration surface diameter of 8 cm, a filtration area of 0.00503 m 2 , and a suction pressure of 0.5 kg / cm 2 .
As a result, the time required for the filtration was 9.7 minutes, and the filtration could be performed in a very short time. Further, when the filtrate was examined, the removal rate of Hg was a value exceeding 99%, and the concentration of Hg was below the lower limit of calibration (1 ppm), which was a very good result. Incidentally, the quality of Hg in the precipitate which became a residue was 45 to 50% when examined by an ICP emission analyzer manufactured by thermo, and Hg was present in the residue in an amount of 60% by weight. The molar ratio of Hg / Zn in the residue was 1.8 to 2.0.

1−C)Hg第二分離工程
本工程においては、Hg第一分離工程後の濾液をCT(コーンタンク)に移し替えた。そして当該タンクに0.3%のNaSHを10mL添加し、濾液中に残存しているHgを硫化により沈殿させつつ、Se分離工程に向けての下準備として濾液中にSを含有させる処理を行った。なお、反応時間は10分とし、終点温度は20℃とした。最終的な電位は−60mVとし、pHは5.8〜6.0とした。反応終了後、Hg第一分離工程と同様に、固液分離として加圧濾過機を用いて濾過を行った。
その結果、濾液を調べたところ、Hgの濃度は検量下限(1ppm)以下となり、極めて良好な結果となっていた。
1-C) Hg second separation step In this step, the filtrate after the Hg first separation step was transferred to CT (cone tank). Then, 10 mL of 0.3% NaSH is added to the tank, and Hg remaining in the filtrate is precipitated by sulfidation, and S is contained in the filtrate as a preparation for the Se separation step. It was. The reaction time was 10 minutes and the end point temperature was 20 ° C. The final potential was −60 mV, and the pH was 5.8 to 6.0. After completion of the reaction, filtration was performed using a pressure filter as solid-liquid separation in the same manner as in the Hg first separation step.
As a result, when the filtrate was examined, the concentration of Hg was below the lower limit of calibration (1 ppm), which was a very good result.

1−D)Se分離工程
本工程においては、Hg第二分離工程後の濾液を元の試験槽に移し替えた後、12NのHClを濾液に加えたときにHClが3Nになるように、12NのHClを濾液に加えた。そして、自社において硫酸製造時に発生した亜硫酸ガスを流速500mL/minで180分吹き込みながら、ヒータにより80℃へと加熱し、Se6+からSeへの還元反応を行った。反応終了後、Hg第一分離工程と同様に、吸引濾過装置を用いて濾過を行った。
その結果、濾液を調べたところ、Seの除去率は99%を超えた数値となっており、極めて良好な結果となっていた。残渣となった沈殿におけるSeの品位は、thermo製のICP発光分析装置で調べたところ、90〜99%であり、極めて品位の高いメタルセレンが得られた。なお、Hgの濃度は10ppm以下であり、HgとSeとを確実に分離することができていた。
1-D) Se separation step In this step, after transferring the filtrate after the second Hg separation step to the original test tank, 12N HCl was added to the filtrate so that the HCl would be 3N. Of HCl was added to the filtrate. Then, while the sulfurous acid gas generated at the time of sulfuric acid production in-house was blown in at a flow rate of 500 mL / min for 180 minutes, it was heated to 80 ° C. by a heater to perform a reduction reaction from Se 6+ to Se. After completion of the reaction, filtration was performed using a suction filtration device in the same manner as in the Hg first separation step.
As a result, when the filtrate was examined, the removal rate of Se was a value exceeding 99%, which was a very good result. The quality of Se in the precipitate that became a residue was 90 to 99% when examined by an ICP emission spectrometer manufactured by thermo, and extremely high quality metal selenium was obtained. The concentration of Hg was 10 ppm or less, and Hg and Se could be reliably separated.

<実施例2−1>
実施例1がラボレベルの規模であったのに対し、本実施例においては、試験槽としては100Lのものを用いた。その他、実施例1と異なる諸々の条件については、以下の表1および表2にまとめた。表1は工程全体に係る条件を示し、表2は硫酸澱物におけるHgやSeの含有率、酸化浸出工程の条件および濾過性を含む結果、ならびに最終的なHgおよびSeの回収率を示す。なお、NaClO溶液としては廃液を用いた。

Figure 0006377460
Figure 0006377460
<Example 2-1>
Whereas Example 1 was of a laboratory level scale, in this example, a 100 L test tank was used. In addition, various conditions different from Example 1 are summarized in Tables 1 and 2 below. Table 1 shows the conditions relating to the entire process, and Table 2 shows the results including the contents of Hg and Se in sulfated starch, the conditions of the oxidative leaching process and filterability, and the final Hg and Se recoveries. Note that the waste solution was used as the NaClO solution.
Figure 0006377460
Figure 0006377460

なお、各工程における液量、残渣量、Hgに関するデータ、Seに関するデータについて、以下に述べる。   In addition, the liquid amount in each process, the amount of residue, the data regarding Hg, and the data regarding Se are described below.

1−A)酸化浸出工程
まず、硫酸澱物の重量は10.27kgとした。硫酸澱物に含有されるHgの品位は20.7%であり、重量は2126gであった。Seの品位は2.3%であり、重量は239gであった。他金属(亜鉛、銅、鉛、鉄、カドミウム、コバルト、ニッケル、貴金属、ガリウム、インジウム)24.7質量%、他含有物は、水銀、セレン、他金属以外の酸素、硫黄、ハロゲン等であり、殆どが酸素、硫黄である残余分である。
そして、本工程を行った後の后液106Lにおいて、Hgの濃度は19g/Lであり、重量は2016gであり、硫酸澱物の分配率を100%としたときに、分配率は94.8%であった。Seの濃度は2.29g/Lであり、重量は242.9gであり、硫酸澱物の分配率を100%としたときに、分配率は101.5%であった。なお、分配率の規定の仕方については以降同様とする。なお、分配率は、数値における2%以下の分析誤差はある。
また、本工程を行った後の残渣7.54kgにおいて、Hgの品位は0.4%であり、重量は27.4gであり、分配率は1.3%であった。Seの品位は0.1%であり、重量は4.3gであり、分配率は1.8%であった。
つまり、本工程を行った後の残渣には、HgもSeも殆ど含有されておらず、硫酸澱物における大半のHgおよびSeを浸出させることができた。
1-A) Oxidation Leaching Step First, the weight of sulfated starch was 10.27 kg. The quality of Hg contained in the sulfated starch was 20.7%, and the weight was 2126 g. The quality of Se was 2.3% and the weight was 239 g. Other metals (zinc, copper, lead, iron, cadmium, cobalt, nickel, noble metals, gallium, indium) 24.7% by mass, other contents are mercury, selenium, oxygen other than other metals, sulfur, halogen, etc. The remainder is mostly oxygen and sulfur.
And in 106 L of back solutions after performing this process, the density | concentration of Hg is 19 g / L, the weight is 2016 g, and a distribution rate is 94.8 when the distribution rate of a sulfated starch is 100%. %Met. The concentration of Se was 2.29 g / L, the weight was 242.9 g, and the distribution rate was 101.5% when the distribution rate of the sulfated starch was 100%. The method of defining the distribution rate will be the same hereinafter. The distribution rate has an analysis error of 2% or less in the numerical value.
Moreover, in 7.54 kg of residues after performing this process, the quality of Hg was 0.4%, the weight was 27.4 g, and the distribution rate was 1.3%. The grade of Se was 0.1%, the weight was 4.3 g, and the distribution rate was 1.8%.
That is, the residue after this step contained almost no Hg or Se, and most Hg and Se in the sulfated starch could be leached.

1−B)Hg第一分離工程
本工程を行った後の濾液106Lにおいて、Hgの濃度は0.006g/Lであり、重量は0.6gであり、分配率は0.03%であった。Seの濃度は2.2g/Lであり、重量は228.1gであり、分配率は95.3%であった。
また、本工程を行った後の残渣3.38kgにおいて、Hgの品位は58.6%であり、重量は1984.3gであり、分配率は93.3%であった。Seの品位は0%であり、重量は0gであり、分配率は0%であった。
つまり、本工程を行った後の残渣は、その大部分がHgにより構成されており、しかもSeは全くと言っていいほど含まれていなかった。その一方、濾液においてはHgが殆ど含まれておらず、HgとSeを確実に分離することができていた。
1-B) Hg first separation step In the filtrate 106L after this step was performed, the concentration of Hg was 0.006 g / L, the weight was 0.6 g, and the distribution rate was 0.03%. . The concentration of Se was 2.2 g / L, the weight was 228.1 g, and the distribution rate was 95.3%.
Moreover, in the residue 3.38kg after performing this process, the quality of Hg was 58.6%, the weight was 1984.3g, and the distribution rate was 93.3%. The grade of Se was 0%, the weight was 0 g, and the distribution rate was 0%.
In other words, most of the residue after this step was composed of Hg, and Se was not contained at all. On the other hand, the filtrate contained almost no Hg, and Hg and Se could be reliably separated.

1−C)Hg第二分離工程
本工程を行った後の濾液106Lにおいて、Hgの濃度は0.002g/Lであり、重量は0.2gであり、分配率は0.010%であった。Seの濃度は2.05g/Lであり、重量は217.5gであり、分配率は90.85%であった。
また、本工程を行った後の残渣0.005kgにおいて、Hgの品位は14.9%であり、重量は0.84gであり、分配率は0.04%であった。Seの品位は0.4%であり、重量は0.023gであり、分配率は0.009%であった。
つまり、本工程を行った後に濾液に残存していたHgを除去することができた。
1-C) Hg Second Separation Step In the filtrate 106L after this step was performed, the concentration of Hg was 0.002 g / L, the weight was 0.2 g, and the distribution rate was 0.010%. . The concentration of Se was 2.05 g / L, the weight was 217.5 g, and the distribution rate was 90.85%.
Moreover, in 0.005 kg of the residue after performing this step, the quality of Hg was 14.9%, the weight was 0.84 g, and the distribution rate was 0.04%. The grade of Se was 0.4%, the weight was 0.023 g, and the distribution rate was 0.009%.
That is, Hg remaining in the filtrate after performing this step could be removed.

1−D)Se分離工程
本工程を行った後の濾液140L(HCl溶液の分だけ増加)において、Seの濃度は0.00005g/Lであり、重量は0gであり、分配率は0.0029%であった。
また、本工程を行った後の残渣0.3kgにおいて、Hgの品位は0.0002%であり、重量は0gであり、分配率は0.00002%であった。その一方、Seの品位は99.2%であり、重量は0.22kgであり、分配率は90.77%であった。
つまり、本工程を行った後の残渣は、その大部分がSeにより構成されている一方、Hgは殆ど含まれておらず、Hgと金属Seを確実に分離することができていた。そして最終的に、硫酸澱物からHgおよびSeをそれぞれ、迅速かつ確実にしかも比較的簡素な手法で取り除くことに成功した。
1-D) Se separation step In the filtrate 140L (increased by the amount of HCl solution) after performing this step, the concentration of Se is 0.00005 g / L, the weight is 0 g, and the distribution rate is 0.0029. %Met.
Moreover, in 0.3 kg of residue after performing this process, the quality of Hg was 0.0002%, the weight was 0 g, and the distribution rate was 0.00002%. On the other hand, the grade of Se was 99.2%, the weight was 0.22 kg, and the distribution rate was 90.77%.
That is, most of the residue after this step is composed of Se, but hardly contains Hg, and Hg and metal Se could be reliably separated. Finally, Hg and Se were successfully removed from sulfated starch quickly, reliably and in a relatively simple manner.

<実施例2−2>
本実施例においても、試験槽としては100Lのものを用いた。その他の条件に関しては、Hg、Se、他金属、他含有物の組成を変えた硫酸澱物を使用した以外は、実施例2−1と同様とした。なお、上記の組成の条件については上記の表2に記載している。
<Example 2-2>
Also in this example, a 100 L test tank was used. Other conditions were the same as in Example 2-1, except that sulfated starch having a different composition of Hg, Se, other metals, and other inclusions was used. The conditions for the composition are described in Table 2 above.

<比較例1>
本比較例においては、酸化浸出工程における電位を818mVとして、900mV未満としたことを除けば、実施例2−1と同様の条件とした。その結果を同じく上記の表2に記載している。
<Comparative Example 1>
In this comparative example, the same conditions as in Example 2-1 were adopted except that the potential in the oxidation leaching step was 818 mV and less than 900 mV. The results are also listed in Table 2 above.

表2を見ると、実施例2−1および実施例2−2においては、HgおよびSeの浸出率、濾過性、最終的なHgおよびSeの除去率において極めて良好な結果を示しており、迅速かつ確実にHgおよびSeをそれぞれ除去することができていた。
その一方、比較例1においては、そもそもHgおよびSeの浸出率に劣り、硫酸澱物とHg、Seとの分離性が良くないので試験そのものを中止した。さらに、各工程を経るにつれ除去率が低下していき、試験を途中で中断するほとであった。
As can be seen from Table 2, Examples 2-1 and 2-2 show very good results in terms of Hg and Se leaching rate, filterability, and final Hg and Se removal rate. And Hg and Se were able to be removed reliably.
On the other hand, in Comparative Example 1, since the leaching rate of Hg and Se was inferior in the first place and the separation property between sulfated starch and Hg and Se was not good, the test itself was stopped. Furthermore, the removal rate decreased with each step, and the test was interrupted.

<実施例3>
試験の条件としては、硫酸澱物10gを水100mlにリパルプし、硫酸澱物の濃度を100g/Lとした。攪拌速度は200〜300rpmとした。そして質量濃度14%のNaClOを硫酸澱物に添加し、電位を900mVよりも大きくしつつ、HgおよびSeの浸出率を測定した。本実施例においては、酸化浸出工程においてNaClOを用いることが好適であることを証明するために、比較例2(Hを使用)および比較例3(KMnO粉末を使用)を比較対象として試験を行った。その結果を以下の表3に示す。

Figure 0006377460
<Example 3>
As test conditions, 10 g of sulfated starch was repulped into 100 ml of water, and the concentration of sulfated starch was 100 g / L. The stirring speed was 200 to 300 rpm. Then, NaClO having a mass concentration of 14% was added to the sulfated starch, and the leaching rates of Hg and Se were measured while increasing the potential to more than 900 mV. In this example, Comparative Example 2 (using H 2 O 2 ) and Comparative Example 3 (using KMnO 4 powder) were compared in order to prove that it is preferable to use NaClO in the oxidative leaching process. As a test. The results are shown in Table 3 below.
Figure 0006377460

<比較例2>
本比較例においては、酸化浸出工程において濃度30%のHを300mL使用したことを除けば、実施例3と同じ条件で試験を行った。本比較例の結果も表3に記載している。
<Comparative example 2>
In this comparative example, the test was performed under the same conditions as in Example 3 except that 300 mL of 30% concentration H 2 O 2 was used in the oxidation leaching step. The results of this comparative example are also listed in Table 3.

<比較例3>
本比較例においては、酸化浸出工程においてキシダ化学製のKMnO粉末を2g使用したことを除けば、実施例3と同じ条件で試験を行った。本比較例の結果も表3に記載している。
<Comparative Example 3>
In this comparative example, the test was performed under the same conditions as in Example 3 except that 2 g of KMnO 4 powder manufactured by Kishida Chemical was used in the oxidation leaching step. The results of this comparative example are also listed in Table 3.

実施例3、比較例2および比較例3を対比すると、実施例3においては、NaClOを用いることにより良好な浸出率が得られた。その一方、比較例2および比較例3においては、900mVを超えるような電位を設定したとしても、良好な浸出率を得ることができなかった。   When Example 3, Comparative Example 2 and Comparative Example 3 were compared, in Example 3, a good leaching rate was obtained by using NaClO. On the other hand, in Comparative Examples 2 and 3, even if a potential exceeding 900 mV was set, a good leaching rate could not be obtained.

<実施例4>
本実施例においては、Hg第一分離工程においてZn粉末を用いたことによる濾過性の向上度合いを証明するために、比較例4(Hgを硫化により沈殿)を比較対象として試験を行った。その結果を以下の表4に示す。なお、本実施例は実施例1に該当する。

Figure 0006377460
<Example 4>
In the present Example, in order to prove the improvement degree of the filterability by using Zn powder in the Hg first separation process, a test was conducted with Comparative Example 4 (Hg precipitated by sulfurization) as a comparison target. The results are shown in Table 4 below. This embodiment corresponds to the first embodiment.
Figure 0006377460

<比較例4>
本比較例においては、Hg第一分離工程においてHgを硫化により沈殿させたことを除けば、実施例4と同じ条件で試験を行った。本比較例の結果を以下の表5に記載する。なお、Hg第一分離工程においてHgを硫化により沈殿させる際の試験の条件としては、実施例1におけるHg第二分離工程と同様とした。また、硫化により沈殿させる反応終了後、アドバンテック社製の加圧濾過機を用いて濾過を行った。その際の条件は、濾過面直径を12cm、濾過面積を0.01131m、圧力を4.2kg/cmとした。つまり、実施例4(すなわち実施例1)に比べて、濾過面直径を1.5倍、濾過面積を約2倍、圧力を約8倍とした。別の言い方をすると、実施例4だと、比較例4に比べて濾過面直径が2/3であり、濾過面積は約半分であり、圧力は1/8という、濾過において一見不利な条件に置かれている。

Figure 0006377460
<Comparative Example 4>
In this comparative example, the test was performed under the same conditions as in Example 4 except that Hg was precipitated by sulfurization in the Hg first separation step. The results of this comparative example are listed in Table 5 below. The test conditions for precipitating Hg by sulfidation in the first Hg separation step were the same as those in the second Hg separation step in Example 1. Moreover, after completion | finish of reaction made to precipitate by sulfidation, it filtered using the pressure filter machine made from an Advantech company. The conditions at that time were a filtration surface diameter of 12 cm, a filtration area of 0.01131 m 2 , and a pressure of 4.2 kg / cm 2 . That is, compared with Example 4 (namely, Example 1), the filtration surface diameter was 1.5 times, the filtration area was about 2 times, and the pressure was about 8 times. In other words, in Example 4, the filtration surface diameter is 2/3 compared to Comparative Example 4, the filtration area is about half, and the pressure is 1/8. It has been placed.
Figure 0006377460

実施例4および比較例4を対比すると、実施例4においては、比較例4よりも不利な条件に置かれているにもかかわらず、濾液量1Lを濾過するのに、比較例4に比べて濾過速度が5倍以上に向上した。実施例4においては、Hgの沈殿に対する濾過性が著しく向上した。   Comparing Example 4 and Comparative Example 4, compared to Comparative Example 4, in Example 4, the filtrate amount of 1 L was filtered in spite of being placed in a more disadvantageous condition than Comparative Example 4. The filtration speed was improved 5 times or more. In Example 4, the filterability with respect to the precipitation of Hg was remarkably improved.

以上の結果、上記の実施例によれば、比較的簡素な手法によって硫酸澱物からHgおよびSeをそれぞれ、迅速かつ確実に除去する技術を提供できることが明らかとなった。   As a result, according to the above-described examples, it has been clarified that it is possible to provide a technique for quickly and reliably removing Hg and Se from sulfated starch by a relatively simple method.

Claims (5)

非鉄製錬の工程中における硫酸製造時に発生する硫酸澱物であってHgおよびSeを含む硫酸澱物の処理方法において、
次亜塩素酸塩を用いて前記硫酸澱物からHgおよびSeを電位900mV以上(銀/塩化銀電極の場合)にて酸化浸出させる酸化浸出工程と、
前記酸化浸出工程後に固液分離による濾液に対して金属置換粉末を添加し、濾液中のHgを金属置換粉末により置換することにより沈殿させ、沈殿中のHgと濾液中のSeとを分離するHg第一分離工程と、
前記Hg第一分離工程後に固液分離による濾液に対してSを含む化合物であるS源を添加し、濾液中に残存していたHgを硫化させて沈殿させるHg第二分離工程と、
前記Hg第二分離工程後に固液分離による濾液中のSeを還元し、金属Seを沈殿させるSe分離工程と、
を有する、硫酸澱物の処理方法。
In a method for treating a sulfated starch produced during the production of sulfuric acid in a non-ferrous smelting process and containing Hg and Se,
An oxidation leaching step in which Hg and Se are oxidized and leached from the sulfated starch using hypochlorite at a potential of 900 mV or more (in the case of a silver / silver chloride electrode);
After the oxidative leaching step, a metal-substituted powder is added to the filtrate obtained by solid-liquid separation, and Hg in the filtrate is precipitated by substituting the metal-substituted powder, thereby separating Hg in the precipitate from Se in the filtrate. A first separation step;
A second Hg separation step of adding an S source, which is a compound containing S, to the filtrate obtained by solid-liquid separation after the first Hg separation step, and sulfidizing and precipitating Hg remaining in the filtrate;
Se separation step of reducing Se in the filtrate by solid-liquid separation after the Hg second separation step and precipitating metal Se;
A method for treating sulfate starch.
前記次亜塩素酸塩は次亜塩素酸ナトリウムまたは次亜塩素酸カリウムである、請求項1に記載の硫酸澱物の処理方法。   The method for treating a sulfated starch according to claim 1, wherein the hypochlorite is sodium hypochlorite or potassium hypochlorite. 前記Se分離工程において生じる還元は、亜硫酸ガスを用いる還元である、請求項1または2に記載の硫酸澱物の処理方法。 The method for treating a sulfated starch according to claim 1 or 2 , wherein the reduction occurring in the Se separation step is reduction using sulfurous acid gas. 前記金属置換粉末はZn含有粉末である、請求項1〜のいずれかに記載の硫酸澱物の処理方法。 The method for treating a sulfated starch according to any one of claims 1 to 3 , wherein the metal-substituted powder is a Zn-containing powder. 前記Hg第二分離工程において用いられるS源は水硫化ソーダである、請求項1〜のいずれかに記載の硫酸澱物の処理方法。

The method for treating a sulfated starch according to any one of claims 1 to 4 , wherein the S source used in the second Hg separation step is sodium hydrosulfide.

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CN109371238A (en) * 2018-10-30 2019-02-22 金川集团股份有限公司 A method of removing selenium from noble metal concentrate
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Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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JPS6047335B2 (en) * 1978-12-27 1985-10-21 三菱マテリアル株式会社 Method for removing mercury and selenium from sulfuric acid sludge
JP2894477B2 (en) * 1994-07-28 1999-05-24 日鉱金属株式会社 Method of treating substances containing zinc, lead, mercury and chlorine

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