JPH09165691A - 低α線鉛の製造方法 - Google Patents

低α線鉛の製造方法

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JPH09165691A
JPH09165691A JP34699995A JP34699995A JPH09165691A JP H09165691 A JPH09165691 A JP H09165691A JP 34699995 A JP34699995 A JP 34699995A JP 34699995 A JP34699995 A JP 34699995A JP H09165691 A JPH09165691 A JP H09165691A
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Abstract

(57)【要約】 【課題】 α線量が従来品より格段に低い低α線量
鉛の製造方法の提供。 【解決手段】 硫化鉛を、α線量が1CHP/cm2 以下のア
ルミニウムおよびフラックスと共に非酸化性雰囲気下で
加熱溶融することにより硫化鉛を脱硫還元して得た粗鉛
をアノードとし、実質的に放射性同位元素を含有しない
スルファミン酸を電解液として電解精製することによ
り、4ナイン以上の品位を有し、放射性α粒子のカウン
ト数が0.05CHP/cm2 以下の半導体材料用鉛を製造す
ることを特徴とする低α線鉛の製造方法。

Description

【発明の詳細な説明】
【0001】
【発明の属する技術分野】本発明は、従来品よりも放射
性α粒子のカウント数(α線量)が格段に低く、経時的
にの低いα線量を維持する半導体材料用鉛の製造方法に
関する。
【0002】
【従来技術】鉛は、ハンダの材料として電子機器の回路
の組立てに用いられるほかに、各種LSIのダイボンデ
ィングや装置部材接合用のろう材としてもその合金が多
用されている。またガラス成分としてパッケージの封止
材等にも用いられる。ところで、これらの電子機器で
は、半導体素子の高集積化に伴ない、ソフトエラーが問
題になっており、これは素子のパッケージ材などから放
出されるα線がその主な原因であることから、α線量が
極力少ない低α鉛が求められている。
【0003】このようなα線量の少ない鉛を得る方法と
しては、スルファミン酸液を電解液として電解する方法
(特公昭62-47955号)や、鉛鉱石を重量分離してα線の
発生源となる母岩および脈石を除去し、酸素雰囲気下で
アルカリ還元する方法(特開平1-132725号)などが従来
知られている。
【0004】
【発明の解決課題】ここで、前者の電解精製方法によれ
ばフッ化水素酸を電解浴とする通常の電解法よりは格段
にα線量が少ない金属鉛を得ることができるが、電解に
供する鉛地金のα線量に大きく影響される。電解に供す
る鉛地金のα線量が高ければ本電解方法による低α化に
も限界がある。また鉛地金は、従来、方鉛鉱を主体とす
る鉛鉱石を焙焼して酸化鉛に転化して溶融還元するか、
あるいは酸化と同時に空気還元して得られるが、これら
の製錬方法では粗鉛の収率が低く、α線量の少ない鉛を
低コストで得るのが難しい。
【0005】後者の上記アルカリ還元法は、α線の発生
源となる母岩や脈石を重量分離処理によって除去し、さ
らに鉛鉱石として出来るだけ粗く分散したものを用いて
いるが、原料鉱石の産出場所によってα線量が大幅に異
なり、産出場所の影響が大きいため、安定な品位の保つ
のが難しい。また、選鉱後の製錬方法は一般的な上記還
元法に従っており、このため粗鉛の収率が低く製造コス
トが嵩む問題がある。さらに低α化にも限界があり、得
られる粗鉛のα線量は電解直後は約0.01〜0.05
CPH/cm2 程度であるが、1〜2年経過後には上記値の約
10倍程度のα線量となる問題がある。
【0006】本発明は、従来の低α鉛における上記問題
を解決したものであって、従来品に比べて格段にα線量
が低く、しかも経時的に低α線量を維持する半導体材料
用鉛を収率よく製造する方法を提供することを目的とす
る。
【0007】
【課題の解決手段】本発明によれば、請求項1、2に記
載される以下の半導体材料用低α線量鉛の製造方法が提
供される。 (1) 硫化鉛を、α線量が1CHP/cm2 以下のアルミニ
ウムおよびフラックスと共に非酸化性雰囲気下で加熱溶
融することにより硫化鉛を脱硫還元して得た粗鉛をアノ
ードとし、実質的に放射性同位元素を含有しないスルフ
ァミン酸を電解液として電解精製することにより、4ナ
イン以上の品位を有し、放射性α粒子のカウント数が
0.05CHP/cm2 以下の半導体材料用鉛を製造すること
を特徴とする低α線鉛の製造方法。 (2) フラックスとしてα線量が1CHP/cm2 以下の塩
化ナトリウムを用い、電解液中の鉛濃度30〜150 g
/l、スルファミン酸濃度30〜150 g/l、カソード電
流密度0.5〜2.0Amp/dm2 で電解精製する請求項1
に記載の製造方法。
【0008】
【発明の実施形態】以下に本発明を実施例と共に詳細に
説明する。(I)製錬工程 本発明の製造方法では、原料鉱石(硫化鉱)から鉛地金
を得る製錬工程において、従来の硫化鉛を焙焼して酸化
鉛に転じた後に還元する焙焼還元法、あるいは還元剤と
して炭酸ナトリウムを単独に用いる上記アルカリ還元剤
と異なり、硫化鉛をアルミニウムおよびフラックスと共
に加熱溶融し、酸化焙焼を行わず直接に還元脱硫して鉛
地金を得る。原料の硫化鉛(硫化鉛)は少量の銅や亜鉛
を含むものでも良い。
【0009】アルミニウムを用いて金属酸化物を高温還
元する方法は一般にテルミット法として知られている
が、本発明はこれを硫化鉛の脱硫に用いる。この方法を
利用することにより原料の硫化鉛をアルミニウムによっ
て直接還元し、収率よく金属鉛を回収することができ
る。低α線鉛を得るには、このアルミニウムもα線源が
少ないものを用いる必要があり、具体的にはα線量が1
CPH/cm2 以下のものが用いられる。なお、金、銀の分析
において、鉄粉によって酸化鉛を直接還元する方法(鉄
釘法)が知られているが、アルミニウムに代え、鉄粉を
用いて硫化鉛を還元脱硫する方法では1300℃程度の
高温を必要とし、また粗鉛の回収歩留りが大幅に低い欠
点がある。
【0010】アルミニウムと共に用いるフラックスは、
脱硫によって生じる硫化アルミや鉱石中の不純物を吸収
してスラグを形成すると共にアルミニウムの添加による
テルミット反応において発生する過剰な反応熱を緩和す
るものであり、このフラックスとしてはホウ酸ナトリウ
ム(Na2 B4 O7 )や塩化カルシウム(CaCl2 )などを
用いることができる。なお、低融点であって、しかもα
線量の少ないものとしては市販品では塩化ナトリウムが
最適である。
【0011】原料鉱石の硫化鉛にアルミニウムと共に塩
化ナトリウムを加え、非酸化性雰囲気下で加熱溶融する
と、次式に従い硫化鉛がアルミニウムにより脱硫還元さ
れて粗鉛が得られる。脱硫によって生成した硫化アルミ
は塩化ナトリウムに吸収されてスラグとなる。 PbS + NaCl + 2/3Al→ Pb + 1/3(Al2 S 3 ・2NaCl)
【0012】各原料の量は概ね上記反応式の当量比より
やや過剰に用いるのが好ましい。具体的には、硫化鉛1
00重量部に対し、アルミニウム10〜30重量部およ
び塩化ナトリウム20〜50重量部を用いるのが適当で
ある。これらの原料を溶融炉ないしルツボに装入し、非
酸化性雰囲気下、700〜1200℃の温度範囲で加熱
溶融する。この反応により、溶融炉ないしルツボの底部
に鉛地金が溜り、その上に硫化ナトリウムのスラグが堆
積する。この硫化ナトリウムのスラグには原料硫化鉛中
の他の不純物元素や鉱石中のシリカ分も併せて吸収さ
れ、鉛地金から除去される。
【0013】上記製錬方法における金属鉛の回収率は、
後述の実施例に示すように90%以上であり、従来の製
錬法の回収率に比較して格段に高い回収率が達成され
る。また、上記製錬方法においては、低α線量のアルミ
ニウムおよび塩化ナトリウムを用いることにより、α線
量が0.02CPH/cm2 以下の極めてα線量が低い鉛が得
られる。
【0014】(II)電解精製工程 上記製錬工程で得た低α線量の鉛地金を電解精製するこ
とにより、高品位の極低α線量の精製金属鉛を得る。電
解精製は、上記製錬工程で得た鉛地金をアノードとし、
実質的に放射性同位元素を含有しないスルファミン酸を
電解液として行う。液組成および電解条件は以下の範囲
が適当である。 電解液組成:鉛濃度30〜150 g/l、スルファミン酸
濃度30〜150 g/l、 液温:15〜50℃ カソード電流密度:0.5〜2.0Amp/dm2
【0015】電解液として、実質的に放射性同位元素を
含有しないスルファミン酸を用いるが、これは市販のス
ルファミン酸で良い。スルファミン酸に代えて一般の鉛
電解精製で常用される珪フッ酸を電解液に用いるのは好
ましくない。市販の珪フッ酸にはトリウムの含有量が高
いので精製鉛のα線量が粗鉛よりも高くなる。
【0016】電解液中の鉛濃度は30〜150g/l が適
当である。鉛濃度がこの範囲よりも低いと鉛以外の元素
も析出するのでこれが不純物となり品位が下がる。一
方、鉛濃度が上記範囲を越えると電解効率が低下する。
電解液中のスルファミン酸濃度は同様に30〜150g/
l が適当である。これよりスルファミン酸濃度が低いと
鉛の溶解が円滑に進まず、また、この濃度が上記範囲を
上回るとスルファミンの析出を生じるので好ましくな
い。
【0017】電解液の液温は15〜50℃が適当であ
る。15未満では電解液の電気抵抗が大きくなるため電
解効率が低下し、50℃を越えると電解液の蒸発による
損失が大きななる。カソードの電流密度は0.5〜2.
0Amp/dm2 が適当である。電流密度がこれよりも低いと
電解時間が長引き、また電流密度が上記範囲よりも高い
と鉛以外の元素が析出して不純物混入の原因となる。
【0018】(III) 精製鉛のα線量、品位 上記製造方法によって得られる精製鉛は、4ナイン以上
の品位を有し、放射性α粒子のカウント数が0.05CH
P/cm2 以下である。従来の製造方法によって得られる精
製鉛のα線量は0.1CHP/cm2 程度が限界であり、従っ
て上記製造方法によれば、α線量が従来品の1/2以下
であり、長期間この低いα線量を維持する極低α線量の
精製鉛が得られる。
【0019】
【実施例および比較例】以下に本発明の実施例を比較例
と共に示す。実施例1 表1に示す品位を有する原料鉛鉱石(方鉛鉱)500g
に塩化ナトリウム(純度97%、α線量 0.3CPH/cm2 )1
50gおよびアルミニウム粉(純度99%、α線量 0.1CP
H/cm2 )75gをグラファイトルツボにて混合し、ルツ
ボごと窒素雰囲気下の加熱炉内に装入し、200℃に加
熱して水分および酸素を除いた後、さらに1000℃で
2時間加熱して原料を溶融した。徐冷後、スラグとメタ
ル分を分離し、鉛地金を得た。アルカリ金属塩の種類お
よび添加量と共に粗鉛のα線量、品位および回収率を表
2に示した。この鉛地金を陽極とし、表2に示す電解液
組成および電解条件に従って鉛精製を行い精製金属鉛を
得た。この精製鉛の品位とα線量および収率を表2に併
せて示した。
【0020】実施例2 塩化ナトリウムに代えて炭酸ナトリウム(Na2 Co3 :純
度98%)200gを用いた他は実施例1と同様にして鉛
地金を得た。この鉛地金を陽極とし、表2に示す電解液
組成および電解条件に従って鉛精製を行い精製金属鉛を
得た。この結果を表2に間まとめて示した。
【0021】比較例1(酸化脱硫) 実施例1のアルミニウムと塩化ナトリウムに代えて炭酸
ナトリウム200gと塩化ナトリウム100gを用い、
空気を吹き込みながら800〜1000℃の温度に6時
間加熱して鉛地金を得た。この鉛地金を陽極とし、表2
に示す電解液組成および電解条件に従って鉛精製を行い
精製金属鉛を得た。この結果を表2にまとめて示した。
【0022】比較例2(鉄釘法) 還元剤として鉄粉加え、炭酸ナトリウムおよびホウ酸ナ
トリウムと共に原料の硫化鉛を用いた他は実施例1と同
一条件で原料を加熱溶融し粗鉛を得た。この鉛地金を陽
極とし、表2に示す電解液組成および電解条件に従って
鉛精製を行い精製金属鉛を得た。この結果を表2にまと
めて示した。
【0023】
【表1】
【0024】
【表2】
【0025】表2の結果に示すように、本実施例の精製
鉛のα線量は電解直後0.005〜0.01CHP/cm2
あり、これは2年経過後にはやや高くなるが0.03〜
0.05程度である。一方、比較例の精製鉛のα線量
は、電解直後は0.03〜0.05CHP/cm2 であるが、
2年経過後には0.1〜0.15CHP/cm2 となり、本発
明の約2倍以上である。
【0026】
【発明の効果】本発明によれば、従来は製造困難であっ
たα線量が0.05CHP/cm2 以下の精製鉛を高収率で得
ることができる。本発明によって得られる精製鉛は高品
位であり、かつα線量が極めて低く、長期間この低いα
線量を維持するので半導体材料用として最適であり、半
導体機器におけるメモリーのソフトエラーの防止に有利
である。

Claims (2)

    【特許請求の範囲】
  1. 【請求項1】 硫化鉛を、α線量が1CHP/cm2 以下のア
    ルミニウムおよびフラックスと共に非酸化性雰囲気下で
    加熱溶融することにより硫化鉛を脱硫還元して得た粗鉛
    をアノードとし、実質的に放射性同位元素を含有しない
    スルファミン酸を電解液として電解精製することによ
    り、4ナイン以上の品位を有し、放射性α粒子のカウン
    ト数が0.05CHP/cm2 以下の半導体材料用鉛を製造す
    ることを特徴とする低α線鉛の製造方法。
  2. 【請求項2】 フラックスとしてα線量が1CHP/cm2
    下の塩化ナトリウムを用い、電解液中の鉛濃度30〜1
    50 g/l、スルファミン酸濃度30〜150g/l、カソ
    ード電流密度0.5〜2.0Amp/dm2 で電解精製する請
    求項1に記載の製造方法。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
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JP2010222627A (ja) * 2009-03-23 2010-10-07 Nippon Mining & Metals Co Ltd 鉛の電解方法
JP2010248608A (ja) * 2009-03-23 2010-11-04 Jx Nippon Mining & Metals Corp 鉛の電解方法(1)

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