JPH0514776B2 - - Google Patents
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- JPH0514776B2 JPH0514776B2 JP60108485A JP10848585A JPH0514776B2 JP H0514776 B2 JPH0514776 B2 JP H0514776B2 JP 60108485 A JP60108485 A JP 60108485A JP 10848585 A JP10848585 A JP 10848585A JP H0514776 B2 JPH0514776 B2 JP H0514776B2
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Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B25/00—Obtaining tin
- C22B25/04—Obtaining tin by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/14—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of tin
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- Chemical & Material Sciences (AREA)
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- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
【発明の詳細な説明】
産業上の利用分野
本発明は錫の少ない原物質から錫を製造する方
法に関する。
法に関する。
従来の技術
濃厚な錫精鉱の供給が世界的に減少している、
それというのも濃厚な精鉱に経済的に後処理でき
る鉱物の産出が減少しているからである。古典的
な高熱冶金的二段階製造法の経済性は、原精鉱の
錫濃度に著しく依存している。有利な価格関係の
場合でさえ、精鉱中のSn40〜50％ならびにFe約
６％にもかかわらず経済的加工の限界が必ず認め
られる。
それというのも濃厚な精鉱に経済的に後処理でき
る鉱物の産出が減少しているからである。古典的
な高熱冶金的二段階製造法の経済性は、原精鉱の
錫濃度に著しく依存している。有利な価格関係の
場合でさえ、精鉱中のSn40〜50％ならびにFe約
６％にもかかわらず経済的加工の限界が必ず認め
られる。
錫の少ない原物質から濃縮して精鉱を得、次に
古典的高熱冶金法により錫金属に再加工するため
には、成程SnS（Ｓ−原物質中の担体又は装入添
加）又はSnO又はSnOSの揮発を含むフユーミン
グ（Fuming）法が開発されて、工業的に使用さ
れているが、この方法は高い温度水準（1000〜
1400℃）で高いエネルギーコストを用いて作業さ
れかつ単なる濃縮法にすぎない。塩素化法は装置
的及び腐食技術的理由から実施することができな
い。
古典的高熱冶金法により錫金属に再加工するため
には、成程SnS（Ｓ−原物質中の担体又は装入添
加）又はSnO又はSnOSの揮発を含むフユーミン
グ（Fuming）法が開発されて、工業的に使用さ
れているが、この方法は高い温度水準（1000〜
1400℃）で高いエネルギーコストを用いて作業さ
れかつ単なる濃縮法にすぎない。塩素化法は装置
的及び腐食技術的理由から実施することができな
い。
後処理技術の進歩により、酸化物及び酸化物−
硫化物原物質／鉱物から精鉱を特に10〜25％の
Sn濃度まで経済的に濃縮することができる。こ
のような原物質は、古典的二段階錫製造用の極め
て濃厚なSn精鉱（≫60％）に限定的にしか混入
することができない、またこの場合には鉄分≦６
％が考慮されなければならない。約10〜30％の
Snを含有する原料から錫を製造するための直接
的方法はまだ存在せずかつ工業的にも使用されて
いない。
硫化物原物質／鉱物から精鉱を特に10〜25％の
Sn濃度まで経済的に濃縮することができる。こ
のような原物質は、古典的二段階錫製造用の極め
て濃厚なSn精鉱（≫60％）に限定的にしか混入
することができない、またこの場合には鉄分≦６
％が考慮されなければならない。約10〜30％の
Snを含有する原料から錫を製造するための直接
的方法はまだ存在せずかつ工業的にも使用されて
いない。
現在用いられている高熱冶金的二段階製造法
は、 １ 錫製造のための金属部分の還元の際に８〜25
％のSnを含むカラミが形成され、 ２ カラミの還元の際にSn40〜80％、Fe20〜50
％及びSn＜１％の最終カラミを含むハードヘ
ツドが生成され、 ３ ハードヘツドが第一加工段階に復帰されるこ
とから成るが、このような低濃度のSn原物質
は、経済的に錫金属に加工することはできな
い。
は、 １ 錫製造のための金属部分の還元の際に８〜25
％のSnを含むカラミが形成され、 ２ カラミの還元の際にSn40〜80％、Fe20〜50
％及びSn＜１％の最終カラミを含むハードヘ
ツドが生成され、 ３ ハードヘツドが第一加工段階に復帰されるこ
とから成るが、このような低濃度のSn原物質
は、経済的に錫金属に加工することはできな
い。
発明の解決しようとする問題点
本発明の課題は、貧精鉱のSnO2/SnS原物質を
溶融によつて水溶性化合物に変え、この化合物か
ら次に電解により錫金属を得ることのできる簡素
な方法を提案することである。
溶融によつて水溶性化合物に変え、この化合物か
ら次に電解により錫金属を得ることのできる簡素
な方法を提案することである。
問題点を解決するための手段
前記課題は溶融が苛性カリ溶液と一緒に不活性
ガス下で又は空気接触により行われることによつ
て解決される。
ガス下で又は空気接触により行われることによつ
て解決される。
溶融物は、283K以上の温度で水又は水性アル
カリ溶液で１段階又は多段階的に浸出され、溶融
及び浸出後に濾過された浸出液が、高められた温
度及び陰極電流密度50〜500A/m2で電解されて金
属錫が製造される。
カリ溶液で１段階又は多段階的に浸出され、溶融
及び浸出後に濾過された浸出液が、高められた温
度及び陰極電流密度50〜500A/m2で電解されて金
属錫が製造される。
本発明の思想によれば、錫製造電解の最終電解
液が、蒸発、異物質の脱塩及び排水によつて溶剤
として回収されかつ原物質の溶融のために再び使
用されうる点に進歩性がある。
液が、蒸発、異物質の脱塩及び排水によつて溶剤
として回収されかつ原物質の溶融のために再び使
用されうる点に進歩性がある。
本発明による原物質としては、貧鉱のみなら
ず、錫を含有する副産物又は金属回収の残渣が挙
げられる。
ず、錫を含有する副産物又は金属回収の残渣が挙
げられる。
本発明による貧錫精鉱は、例えばSn10〜40％、
Fe5〜40％、S0〜10％、SiO25〜20％、Al2O35〜
20％及びTiO20〜10％を含有する。このような混
合物は、溶融時にSn分を可溶性の形に変化させ
るのに十分な量のKOHと混合されて、錫酸カリ
ウムが形成される。不活性ガス下で又は空気接解
により、水性溶液中で可溶の形で錫を含有する溶
融物が生じる。
Fe5〜40％、S0〜10％、SiO25〜20％、Al2O35〜
20％及びTiO20〜10％を含有する。このような混
合物は、溶融時にSn分を可溶性の形に変化させ
るのに十分な量のKOHと混合されて、錫酸カリ
ウムが形成される。不活性ガス下で又は空気接解
により、水性溶液中で可溶の形で錫を含有する溶
融物が生じる。
第二方法段階で前記溶融物は、≧283Kで１段で
又は連続的な数個の浸出段階で特に水との向流
で、好ましくは高められた温度で浸出される。こ
の浸出工程で錫はほとんど定量的に溶解される。
次に濾過され、濾滓が洗浄され、洗浄水は浸出工
程に復帰される。これは、浸出もまた水を用いて
行われるために可能なのである。
又は連続的な数個の浸出段階で特に水との向流
で、好ましくは高められた温度で浸出される。こ
の浸出工程で錫はほとんど定量的に溶解される。
次に濾過され、濾滓が洗浄され、洗浄水は浸出工
程に復帰される。これは、浸出もまた水を用いて
行われるために可能なのである。
第三方法段階では、濾過された浸出液から１段
的又は多段的電解により錫メツキした銅−、特殊
鋼−又はニツケル電極の陰極で直接錫が製造さ
れ、この際苛性カリ溶液が回収される。
的又は多段的電解により錫メツキした銅−、特殊
鋼−又はニツケル電極の陰極で直接錫が製造さ
れ、この際苛性カリ溶液が回収される。
第四方法段階で、脱錫又は減錫された電解液が
蒸発され、この際望ましくない不純物が沈殿する
ことによつて脱塩が行われ、最後に排水される。
回収された苛性カリ溶液は第一方法段階に復帰さ
れ、溶融のために使用される。
蒸発され、この際望ましくない不純物が沈殿する
ことによつて脱塩が行われ、最後に排水される。
回収された苛性カリ溶液は第一方法段階に復帰さ
れ、溶融のために使用される。
本発明による方法は図面に略示してある。次に
実施例により本発明を説明する。
実施例により本発明を説明する。
実施例
例 １
前記の錫精鉱100部を、Snを水溶性の形に変え
るのに十分な量の苛性カリ溶液（例えばSnO2：
KOH＝１：13）と混合し、次いで713〜753Kの
温度範囲で溶融した。次の343Kでの熱水浸出に
よつてSn先駆物質のほぼ100％が溶解した。
るのに十分な量の苛性カリ溶液（例えばSnO2：
KOH＝１：13）と混合し、次いで713〜753Kの
温度範囲で溶融した。次の343Kでの熱水浸出に
よつてSn先駆物質のほぼ100％が溶解した。
Snの初期電解液濃度30g/、温度343〜348K
及び電流密度100A/m2で、最終電解液中のSn分〜
0.5g/を除いて陰極錫（Sn＞99.5％：Fe0.3％；
Al＜100g/t及び微量のAs、Pb、Sb、Zn）が製造
された。
及び電流密度100A/m2で、最終電解液中のSn分〜
0.5g/を除いて陰極錫（Sn＞99.5％：Fe0.3％；
Al＜100g/t及び微量のAs、Pb、Sb、Zn）が製造
された。
蒸発、異物質の脱塩及び排水を経て90％を越え
る苛性カリ溶液が溶融段階に復帰された。Snの
収率は原精鉱の90％を越えている。
る苛性カリ溶液が溶融段階に復帰された。Snの
収率は原精鉱の90％を越えている。
例 ２
前記の錫精鉱100部を、Snを水溶性の形に変え
るために十分な量の苛性カリ溶液（SnO2：KOH
＝１：15）と混合し、次に703〜733Kの温度範囲
で溶融した。次の熱水浸出によつてほぼ100％の
Sn先駆物質が溶解された。
るために十分な量の苛性カリ溶液（SnO2：KOH
＝１：15）と混合し、次に703〜733Kの温度範囲
で溶融した。次の熱水浸出によつてほぼ100％の
Sn先駆物質が溶解された。
Snの初期電解液濃度70g/、高められた温度
及び電流密度400A/m2で、99.5％を越えるSn純度
の陰極錫が製造された。
及び電流密度400A/m2で、99.5％を越えるSn純度
の陰極錫が製造された。
最終電解液は、蒸発、異物質の脱塩及び排水後
に＞90％の苛性カリ溶液の溶融段階への復帰を許
した。Snの全収率は原精鉱の90％を越えている。
に＞90％の苛性カリ溶液の溶融段階への復帰を許
した。Snの全収率は原精鉱の90％を越えている。
図面は本発明による方法の工程図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 錫の少ない酸化物及び酸化物−硫化物原物
質／精鉱から錫を製造する際、錫が浸出後に電解
により析出されることから成る錫の製造方法にお
いて、原物質が水酸化カリウムと一緒に不活性ガ
ス下に又は空気接触により溶融され、次いで水を
用いて浸出されることを特徴とする前記方法。 ２ 溶融物質が283K以上の温度で水中又は水性
アルカリ溶液で浸出される特許請求の範囲第１項
記載の方法。 ３ 溶融及び浸出後に濾過された浸出液が高めら
れた温度及び陰極電流密度50〜500A/m2で電解さ
れる特許請求の範囲第１項又は第２項記載の方
法。 ４ 錫製造電解の電解液が蒸発され、異物質が脱
塩され、排水されて溶剤が回収されかつ溶融段階
に復帰される特許請求の範囲第１項から第３項ま
でのいづれか１項記載の方法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE3419119.4 | 1984-05-23 | ||
| DE3419119A DE3419119C1 (de) | 1984-05-23 | 1984-05-23 | Verfahren zur Zinngewinnung aus zinnarmen oxidischen oder oxidisch-sulfidischen Vorstoffen oder Konzentraten |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS60255940A JPS60255940A (ja) | 1985-12-17 |
| JPH0514776B2 true JPH0514776B2 (ja) | 1993-02-25 |
Family
ID=6236588
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP60108485A Granted JPS60255940A (ja) | 1984-05-23 | 1985-05-22 | 錫の少ない酸化物及び酸化物‐硫化物原物質／精鉱からの錫の製造方法 |
Country Status (13)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4737351A (ja) |
| JP (1) | JPS60255940A (ja) |
| CN (1) | CN85101168A (ja) |
| AU (1) | AU571690B2 (ja) |
| BR (1) | BR8502041A (ja) |
| CA (1) | CA1239613A (ja) |
| DE (1) | DE3419119C1 (ja) |
| ES (1) | ES540915A0 (ja) |
| GB (1) | GB2159139B (ja) |
| MY (1) | MY100002A (ja) |
| PH (1) | PH21094A (ja) |
| PT (1) | PT80046B (ja) |
| ZA (1) | ZA852077B (ja) |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB8916673D0 (en) * | 1989-07-21 | 1989-09-06 | Alcan Int Ltd | Method of making alkali metal stannates |
| TW387948B (en) * | 1998-03-25 | 2000-04-21 | Kawasaki Steel Co | Method for processing electroplating sludge |
| JP5160163B2 (ja) * | 2007-08-02 | 2013-03-13 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 錫の回収方法 |
Family Cites Families (18)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE203519C (ja) * | ||||
| GB285462A (en) * | 1927-02-17 | 1929-04-18 | Max Meyer | Improved process for working down metal residues |
| GB285463A (en) * | 1927-02-17 | 1929-04-18 | Max Meyer | Improved process for working down metal residues |
| GB290628A (en) * | 1927-05-18 | 1929-03-28 | Huettenwerke Trotha A G | Process for the separation of tin from oxidic stanniferous and plumbiferous materials |
| DE555385C (de) * | 1928-02-07 | 1932-07-26 | Juko Koizumi | Verfahren zur Vorbehandlung von zinnhaltigen Materialien |
| US2329816A (en) * | 1939-12-16 | 1943-09-21 | American Smelting Refining | Process of recovering tin |
| GB580987A (en) * | 1943-05-21 | 1946-09-26 | Hanson Van Winkle Munning Co | Improvement in and relating to the recovery and utilization of tin |
| US2434283A (en) * | 1943-07-12 | 1948-01-13 | Vulcan Detinning Company | Method of treating tin-containing materials |
| US2436974A (en) * | 1944-05-02 | 1948-03-02 | Metal & Thermit Corp | Process for preparing potassium stannate |
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