JP6959160B2

JP6959160B2 - Ｓｎの浸出方法およびＳｎの製造方法

Info

Publication number: JP6959160B2
Application number: JP2018017246A
Authority: JP
Inventors: 拓也横田; 瑛基小野; 琢真武井
Original assignee: JX Nippon Mining and Metals Corp
Current assignee: JX Nippon Mining and Metals Corp
Priority date: 2018-02-02
Filing date: 2018-02-02
Publication date: 2021-11-02
Anticipated expiration: 2038-02-02
Also published as: JP2019131877A

Description

本発明は、Ｓｎの浸出方法およびＳｎの製造方法に関する。

例えば、銅製錬などで発生する鉛（Ｐｂ）滓などの鉛原料から製品Ｐｂを製造する鉛製錬において、Ｐｂを含有する錫（Ｓｎ）スカムが発生する。Ｓｎスカムを浸出工程に供すると、浸出液にＳｎが溶出する。得られた浸出後液に対して電解採取を行うことで、製品Ｓｎを製造することができる（例えば、特許文献１参照）。

特開２０１３−２３４３５６号公報

しかしながら、Ｓｎの浸出工程において、一旦溶出したＳｎがＰｂとともに複合酸化物を形成し、沈殿するおそれがある。この場合、Ｓｎの浸出率が低下するおそれがある。

本発明は上記の課題に鑑み、Ｓｎの浸出率低下を抑制することができるＳｎの浸出方法およびＳｎの製造方法を提供することを目的とする。

本発明に係るＳｎの浸出方法は、Ｐｂを含むＳｎスカムに対し、浸出液を用いてＳｎを浸出するＳｎ浸出工程と、前記Ｓｎ浸出工程における前記浸出液中のＳｎ濃度が最大となった時点から１．５時間以内に前記浸出液に対して固液分離を行う固液分離工程と、を含むことを特徴とする。

前記Ｓｎ濃度が最大となった時点の前記浸出液中のＳｎイオン濃度が４５ｇ／Ｌ〜７５ｇ／Ｌで、Ｐｂイオン濃度が３ｇ／Ｌ〜１５ｇ／Ｌであってもよい。

前記Ｓｎ浸出工程において、前記浸出液を撹拌してもよい。前記Ｓｎ浸出工程で生じる浸出残渣を鉛電気炉または炭酸化工程に供給してもよい。前記Ｓｎスカムは、前記鉛電気炉で得られた粗鉛にソーダ処理を行うことで得られるものであってもよい。

本発明に係るＳｎの製造方法は、上記のＳｎの浸出方法によって得られた浸出後液に対して電解採取することで、Ｓｎを析出させることを特徴とする。

本発明によれば、Ｓｎの浸出率低下を抑制することができるＳｎの浸出方法およびＳｎの製造方法を提供することができる。

ＳｎおよびＰｂを製造する工程の一例について説明する図である。実施例の測定結果を示す図である。実施例の測定結果を示す図である。比較例の測定結果を示す図である。比較例の測定結果を示す図である。

以下、本発明を実施するための実施形態について説明する。

図１は、製品Ｓｎおよび製品Ｐｂを製造する製造工程の一例について説明する図である。図１で例示するように、銅製錬工程、銅電解工程などで発生する鉛滓、キレート中和滓、排バッテリー等の鉛原料に対して脱銅および炭酸化が行われる。脱銅および炭酸化によって得られた炭酸鉛は、Ｐｂ原料としてＰｂ電気炉に投入される。炭酸鉛は、Ｐｂ電気炉で８００℃〜９００℃で溶融することによって、粗Ｐｂメタルとスラグとに分離する。

粗Ｐｂメタルには、不純物としてＳｎが含まれている。そこで、冷却した粗Ｐｂメタルは、ハリス炉に投入される。ハリス炉では、粗Ｐｂメタルがソーダ処理される。ソーダ処理とは、５００℃程度に加熱して溶融した粗Ｐｂメタルに、例えば苛性ソーダを添加し、さらに場合により追加の苛性ソーダおよび硝酸ソーダを添加して、Ｓｎをソーダ塩（Ｎａ_２ＳｎＣＯ_３）化して、溶湯表面において固形化させる処理のことである。固形化したＳｎのソーダ塩は、一般にＳｎスカムと呼ばれる。Ｓｎスカムは、一例として、乾燥した状態で、Ｓｎを１０ｍａｓｓ％〜３０ｍａｓｓ％含み、Ｐｂを５．０ｍａｓｓ％〜２０ｍａｓｓ％含み、Ｓｂを２ｍａｓｓ％〜１５ｍａｓｓ％含み、Ｃｕを０．５ｍａｓｓ％〜５．０ｍａｓｓ％含み、Ａｓを１．０ｍａｓｓ％〜１０ｍａｓｓ％含み、Ｂｉを０．５ｍａｓｓ％〜７．０ｍａｓｓ％含む。

Ｓｎスカムは、Ｓｎ製造用のＳｎ原料として利用される。具体的には、Ｓｎスカムは、Ｓｎを浸出するＳｎ浸出工程に供される。得られた浸出後液は、電解採取工程に供され、製品Ｓｎが製造される。Ｓｎ浸出工程の浸出残渣は、鉛電気炉または炭酸化工程に繰り返される。一方、ハリス炉で粗Ｐｂメタルをソーダ処理することによって、Ｐｂメタルが得られる。このＰｂメタルは、電解精製工程に供され、製品Ｐｂが製造される。

Ｓｎ浸出工程においては、Ｓｎスカムが純水などの浸出液に投入され、当該浸出液に対して加温および攪拌が行われる。Ｓｎスカムは、ハリス炉でソーダ処理を行った際に発生するものであるため、純水で浸出した溶液は、アルカリ性を示す。Ｓｎは、アルカリ性を示す浸出液中にＳｎイオンとして溶出する。浸出液のＮａＯＨ濃度は、７０ｇ／Ｌ〜８０ｇ／であることが好ましい。浸出液のＮａＯＨ濃度が７０ｇ／Ｌ未満であれば、ＮａＯＨなどのアルカリを追加してもよい。また、浸出液のＮａＯＨ濃度が低くなることが予想される場合には、浸出液として、純水ではなくＮａＯＨ溶液などを用いてもよい。

また、Ｓｎスカムには、Ｐｂも含まれるため、浸出液中にＰｂイオンが溶出する。このまま加温および攪拌が継続されると、浸出液中において、ＳｎイオンとＰｂイオンとが共存することになる。ＳｎイオンとＰｂイオンとが共存する浸出液において、固形分が存在すると、当該固形分を核としてＳｎおよびＰｂの複合酸化物が形成されて沈殿する。すなわち、一旦溶出したＳｎが沈殿することになるため、浸出率が低下してしまう。Ｓｎ浸出工程の残渣は、鉛電気炉または炭酸化工程に繰り返されるため、鉛電気炉に対するＳｎの繰り返し量が増え、処理コストおよびＳｎのスラグロスが大きくなるおそれがある。

そこで、本実施形態においては、浸出工程開始後、ある程度の浸出が進行した後に、固液分離を行う。それにより、ＳｎおよびＰｂの複合酸化物形成のための核となる固形分が浸出液から除去されるため、ＳｎおよびＰｂの複合酸化物の形成が抑制される。なお、浸出工程開始後の短時間後に固液分離を行うと、Ｓｎの浸出が十分でない場合がある。

そこで、Ｓｎの浸出が終了してからの時間に上限を設ける。Ｓｎの浸出が終了する時点は、浸出液中のＳｎ濃度が最大となった時点とする。具体的には、事前に浸出対象のＳｎスカムのＳｎ浸出のビーカー試験を行い、Ｓｎを溶かしきった時点の濃度を確認しておく。実操業のＳｎ浸出工程において、Ｓｎ濃度を確認し、Ｓｎ濃度が当該確認された濃度の９５％以上になれば、その時点が最大濃度の時点と判断してもよい。本実施形態においては、Ｓｎの浸出が終了してから１．５時間以内に固液分離を行う。この場合、ＳｎおよびＰｂの複合酸化物の形成が抑制される。Ｓｎの浸出が終了してから１．０時間以内に固液分離を行うことが好ましく、Ｓｎの浸出が終了した直後に固液分離を行うことがより好ましい。

または、浸出工程開始後の時間に下限を設けて固液分離を行ってもよい。一方、浸出工程開始後の長時間後に固液分離を行うと、ＳｎおよびＰｂの複合酸化物の形成が進行してしまう場合がある。そこで、浸出工程開始後の時間に上限を設ける。本実施形態においては、浸出工程開始後の１時間以上、３時間以内に固液分離を行う。それにより、Ｓｎを十分に浸出したうえでＳｎおよびＰｂの複合酸化物の形成を抑制することができる。なお、浸出工程開始時点は、Ｓｎスカムを浸出液に投入した時点である。この手法では、Ｓｎ濃度を都度確認しなくてもよく、時間管理だけでよいため、労力がかからない。

なお、核となる固形分は、浸出工程においてＳｎスカムから溶出しない固形分であって、例えばＳｎおよびＰｂの複合酸化物（例えば、ＰｂＳｎＯ_３、Ｐｂ_２Ｓｎ_２Ｏ_６）などである。この固形分が存在することで、ＳｎおよびＰｂが結晶成長することで、ＳｎおよびＰｂの複合酸化物が大きくなり、沈殿することになる。核となる固形分の大きさは、特に限定されるものではないが、本実施形態においては、粉から砂程度である。

また、一例として、浸出液中のＳｎイオン濃度が４５ｇ／Ｌ〜７５ｇ／Ｌ、Ｐｂイオン濃度が３ｇ／Ｌ〜１５ｇ／Ｌ、ＮａＯＨ濃度が５０ｇ／Ｌ〜９０ｇ／Ｌ、液温が４０℃〜７０℃の場合に固液分離を行うことで、浸出液中にＳｎイオンを多く存在させたうえでＳｎおよびＰｂの複合酸化物の形成を抑制することができる。

（実施例）
実施形態に従って、Ｓｎスカムに対してＳｎ浸出工程を行った。用いたＳｎスカムの組成を表１に示す。なお、各成分濃度は、Ｓｎスカムを乾燥させた場合の濃度である。

このＳｎスカム６０ｇに対して純水を２００ｍｌ加え、６５℃で攪拌し、１．５時間後に固液分離を行った。固液分離後のろ液に対して、６５℃で攪拌を継続した。その後、金属イオン濃度をＩＣＰで分析した。その結果を図２Ａおよび図２Ｂに示す。

（比較例）
比較例においては、固液分離を行わなかった他は、実施例と同様の条件とした。ＩＣＰ分析の結果を図３Ａおよび図３Ｂに示す。

（分析）
図３Ａおよび図３Ｂに示すように、比較例では、浸出工程開始後３時間を超えたあたりから、Ｓｎイオン濃度が低下し、浸出工程開始後２４時間でのＳｎ浸出率は７９％となった。これに対して、図２Ａおよび図２Ｂに示すように、実施例では、攪拌を継続してもＳｎイオン濃度の低下は見られなかった。浸出工程開始後２４時間でのＳｎ浸出率は、９２％となり、比較例よりも大幅に大きくなった。これは、浸出工程開始後、１時間以上３時間以内に固液分離を行ったことで、固形分を核とするＳｎイオンおよびＰｂイオンの複合酸化物の形成が抑制されたからであると考えられる。

以上、本発明の実施例について詳述したが、本発明は係る特定の実施例に限定されるものではなく、特許請求の範囲に記載された本発明の要旨の範囲内において、種々の変形・変更が可能である。

Claims

Ｐｂを含むＳｎスカムに対し、浸出液を用いてＳｎを浸出するＳｎ浸出工程と、
前記Ｓｎ浸出工程における前記浸出液中のＳｎ濃度が最大となった時点から１．５時間以内に前記浸出液に対して固液分離を行う固液分離工程と、を含むことを特徴とするＳｎの浸出方法。
前記Ｓｎ濃度が最大となった時点の前記浸出液中のＳｎイオン濃度が４５ｇ／Ｌ〜７５ｇ／Ｌで、Ｐｂイオン濃度が３ｇ／Ｌ〜１５ｇ／Ｌであることを特徴とする請求項１に記載のＳｎの浸出方法。
前記Ｓｎ浸出工程において、前記浸出液を撹拌することを特徴とする請求項１または２に記載のＳｎの浸出方法。
前記Ｓｎ浸出工程で生じる浸出残渣を鉛電気炉または炭酸化工程に供給することを特徴とする請求項１〜３のいずれか一項に記載のＳｎの浸出方法。
前記Ｓｎスカムは、前記鉛電気炉で得られた粗鉛にソーダ処理を行うことで得られるものであることを特徴とする請求項４記載のＳｎの浸出方法。
請求項１〜５のいずれか一項に記載のＳｎ浸出方法によって得られた浸出後液に対して電解採取することで、Ｓｎを析出させることを特徴とするＳｎの製造方法。