JPS5959845A - 亜鉛の製錬方法 - Google Patents
亜鉛の製錬方法Info
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- JPS5959845A JPS5959845A JP57168253A JP16825382A JPS5959845A JP S5959845 A JPS5959845 A JP S5959845A JP 57168253 A JP57168253 A JP 57168253A JP 16825382 A JP16825382 A JP 16825382A JP S5959845 A JPS5959845 A JP S5959845A
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- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
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- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
本発明は亜鉛の製錬方法に関し、更に詳しくは亜鉛精鉱
を酸素と塩素の下で選択的に塩化してｉｑられた塩化亜
鉛を塩浴中でマグネシウム含有のアルミニウムスクラッ
プと反応させ、脱マグネシウムによるアルミニウムの製
造と同時に亜鉛を製錬する方法に関する。
を酸素と塩素の下で選択的に塩化してｉｑられた塩化亜
鉛を塩浴中でマグネシウム含有のアルミニウムスクラッ
プと反応させ、脱マグネシウムによるアルミニウムの製
造と同時に亜鉛を製錬する方法に関する。
従来、亜鉛の製錬法は大別して乾式法と湿式電解法があ
り、現在的８０％が湿式で行なわれ°ζＬする。
り、現在的８０％が湿式で行なわれ°ζＬする。
両者は夫々莫大なエネルギー消ｖｖ型であり、我国では
操業が困難となっている。
操業が困難となっている。
即ち、乾式法はＺｎＳ精鉱を焙焼してＺｎＯとし、これ
をコークス等で還元し亜鉛を気化し、これを冷却回収す
るものであるが、この反応は大きな吸熱反応であり所要
熱量をどのようにし°て補うかが大きな問題点となゲζ
いる。一方、湿式電解法ではＺ ｎ Ｓ精鉱からＺｎＯ
としたのち、硫酸浸出を行い、ＺｎＳＯ４を得てこれを
電解するもので、Ｚｎ１ｔ当りの消費電力は４０００
ＫＷＨと莫大であり、全消費エネルギーの８０％が電解
Ｇこ使用される。その結果、乾式法ではＺｎ１ｔ当り４
５ＧＪ、 湿式電解法では５７ Ｇ Ｊと称されている
。
をコークス等で還元し亜鉛を気化し、これを冷却回収す
るものであるが、この反応は大きな吸熱反応であり所要
熱量をどのようにし°て補うかが大きな問題点となゲζ
いる。一方、湿式電解法ではＺ ｎ Ｓ精鉱からＺｎＯ
としたのち、硫酸浸出を行い、ＺｎＳＯ４を得てこれを
電解するもので、Ｚｎ１ｔ当りの消費電力は４０００
ＫＷＨと莫大であり、全消費エネルギーの８０％が電解
Ｇこ使用される。その結果、乾式法ではＺｎ１ｔ当り４
５ＧＪ、 湿式電解法では５７ Ｇ Ｊと称されている
。
７ｊ、アルミニウムスクラップには多くの場合マグネシ
ウムが含まれ、再生二次アルミニウム地金とする場合除
去が必要であり、これは融体中への塩素ガスの吹込めに
より除き得るが環境汚染問題のため実用化が困難であっ
た。
ウムが含まれ、再生二次アルミニウム地金とする場合除
去が必要であり、これは融体中への塩素ガスの吹込めに
より除き得るが環境汚染問題のため実用化が困難であっ
た。
而して、マグネシウムを含有するアルミニウム・スクラ
ップに塩化亜鉛を作用させると、（１）式のよ・う に
、 Δ１２−Ｍｇ→−７．ｒｒＣＩ！２ →八Ａ−Ｚ ｎ→−Ｍ ｇ ＣＩＩ ２−＋１）置換反
応が定量的に進み、マグネシウムを除去、分離できるこ
とが知られている。しかし、この場合には、塩化亜鉛自
体の潮解性が強く、塩素と比べて高価であること、また
塩化亜鉛の添加によりアルミニウム中の亜鉛含量が増加
すること（例えばスクラップ１を当り塩化亜６０２ ｈ
ｇを添加すると亜鉛含量が、０．０５％増加し、亜＃１
）含量０．１％以下の規格の耐蝕合金等には使用できな
い）、更に、塩化亜鉛は上記のようにマグネシウムと定
量的に反応するが、実際にはスクラップ中の大部分がΔ
ｌであるため、次の（２）及び（３）式のように、Δ７
！−’ ３ ／ ２ Ｚ ｎ Ｃｌ ２−＝ Ａ ｊ！
ＣＩＩ ３ ＋３ ／ ２ Ｚ ｎ −１２１Ａβ−
Ｍ ｇ ＋２ ／ ３ Ａ ７ＩＣ（！ １−４Ｍ ｇ
Ｃｅｔ ＋ｘ Ａ ｌ・”（３）先ず、ΔＩｃｅ３が
生成し、これがＭｇと置換してＭ ｇ Ｃ（！ ２ と
なる二段階で反応が進行し、この際に生成するＡｊＩＣ
７！３と最初に添加する７、ｎｃ１２の蒸気圧が高低そ
のダスト及びヒユームの発生防止及び除去が困難である
こと等の問題があり、実施化できなかった。
ップに塩化亜鉛を作用させると、（１）式のよ・う に
、 Δ１２−Ｍｇ→−７．ｒｒＣＩ！２ →八Ａ−Ｚ ｎ→−Ｍ ｇ ＣＩＩ ２−＋１）置換反
応が定量的に進み、マグネシウムを除去、分離できるこ
とが知られている。しかし、この場合には、塩化亜鉛自
体の潮解性が強く、塩素と比べて高価であること、また
塩化亜鉛の添加によりアルミニウム中の亜鉛含量が増加
すること（例えばスクラップ１を当り塩化亜６０２ ｈ
ｇを添加すると亜鉛含量が、０．０５％増加し、亜＃１
）含量０．１％以下の規格の耐蝕合金等には使用できな
い）、更に、塩化亜鉛は上記のようにマグネシウムと定
量的に反応するが、実際にはスクラップ中の大部分がΔ
ｌであるため、次の（２）及び（３）式のように、Δ７
！−’ ３ ／ ２ Ｚ ｎ Ｃｌ ２−＝ Ａ ｊ！
ＣＩＩ ３ ＋３ ／ ２ Ｚ ｎ −１２１Ａβ−
Ｍ ｇ ＋２ ／ ３ Ａ ７ＩＣ（！ １−４Ｍ ｇ
Ｃｅｔ ＋ｘ Ａ ｌ・”（３）先ず、ΔＩｃｅ３が
生成し、これがＭｇと置換してＭ ｇ Ｃ（！ ２ と
なる二段階で反応が進行し、この際に生成するＡｊＩＣ
７！３と最初に添加する７、ｎｃ１２の蒸気圧が高低そ
のダスト及びヒユームの発生防止及び除去が困難である
こと等の問題があり、実施化できなかった。
本発明者等は」二記の問題に鑑み°ζ鋭意研究を重ねた
結果、Ｎ ａ Ｃｌ −Ｋ Ｃ（ｌを主成分とする塩浴
中でアルミニウムスクラップを塩化亜鉛と反応さ−ｌる
ごとにより、生成した八６Ｃβ３は塩浴に吸収されてΔ
７ＩＣＩ ３ Ｎ ａ Ｃ（！ −Ｋ Ｃｌ！となっ
てメ１篭敗するこ′ともなく、スクラ・ノブ中のＭｇと
反応し０Ｍ ｇ 、Ｃ７！２を４Ｌ成し、以ってスクラ
ップ中のＭ ｇを効率よく除去、回収できる一方、Ｍｇ
の除去に使用する塩化亜鉛を上記亜鉛精鉱ＺｎＳから酸
素と塩素の下で直接塩化して１：することにより、脱マ
グネジ・ンムによるアルミ二つノ・の製造と同時に亜鉛
の製錬を極めて低エネルギーで行い（７ることに着目し
、この発明に至っ〆こ。
結果、Ｎ ａ Ｃｌ −Ｋ Ｃ（ｌを主成分とする塩浴
中でアルミニウムスクラップを塩化亜鉛と反応さ−ｌる
ごとにより、生成した八６Ｃβ３は塩浴に吸収されてΔ
７ＩＣＩ ３ Ｎ ａ Ｃ（！ −Ｋ Ｃｌ！となっ
てメ１篭敗するこ′ともなく、スクラ・ノブ中のＭｇと
反応し０Ｍ ｇ 、Ｃ７！２を４Ｌ成し、以ってスクラ
ップ中のＭ ｇを効率よく除去、回収できる一方、Ｍｇ
の除去に使用する塩化亜鉛を上記亜鉛精鉱ＺｎＳから酸
素と塩素の下で直接塩化して１：することにより、脱マ
グネジ・ンムによるアルミ二つノ・の製造と同時に亜鉛
の製錬を極めて低エネルギーで行い（７ることに着目し
、この発明に至っ〆こ。
即ら、本発明は１１Ｅ鉛楕紐、を酸素と塩素の下で選択
的に塩化し、肖られた塩化亜鉛をＮａＣｌ１−Ｋ Ｃｌ
を主成分とする塩浴中でマグネシウムを含量１するスク
ラップと反応させ、生成したＡ ｊ！ Ｚ ｎ合金と
Ｎ ａ Ｃ（ｌ Ｋ ＣＩＩ Ｍ ｇ Ｃｌ ２浴
とを分離し、Ａ ＩＩ −Ｚ １１合金は真空蒸留によ
りアルミニウムと亜鉛とに分ＩＭｌｉする一力、Ｎ ａ
Ｃｊ？ −Ｋ Ｃｊ！ −Ｍ ｇ Ｃｐ ｅ浴は電解
によりマグネシウムと塩素ガスとに分ＦａＬ、分離され
た塩素ガスとＮａＣｌ−ＫＧ／−Ｍｇ（１！＊浴はｆｊ
ａ環再使用することを特徴とするものである。
的に塩化し、肖られた塩化亜鉛をＮａＣｌ１−Ｋ Ｃｌ
を主成分とする塩浴中でマグネシウムを含量１するスク
ラップと反応させ、生成したＡ ｊ！ Ｚ ｎ合金と
Ｎ ａ Ｃ（ｌ Ｋ ＣＩＩ Ｍ ｇ Ｃｌ ２浴
とを分離し、Ａ ＩＩ −Ｚ １１合金は真空蒸留によ
りアルミニウムと亜鉛とに分ＩＭｌｉする一力、Ｎ ａ
Ｃｊ？ −Ｋ Ｃｊ！ −Ｍ ｇ Ｃｐ ｅ浴は電解
によりマグネシウムと塩素ガスとに分ＦａＬ、分離され
た塩素ガスとＮａＣｌ−ＫＧ／−Ｍｇ（１！＊浴はｆｊ
ａ環再使用することを特徴とするものである。
本発明によれば、亜鉛の製錬において必要なＺ ｎイオ
ンの還元をスクラップとしてのＡＮ−Ｍｇ合金中のＭｇ
の持つ潜在的なエネルギーを利用して行わせることがで
きるので、従来のような多大のエネルギーを別途に６１
上する必要がなく、１）亜鉛精鉱から塩化亜鉛を製造す
るに要するコーネルギーと、２）Δｊ２−Ｚｎ合金の蒸
留に要するエネルギーの二点を考応；ずればよい。その
結果、■）については塩素ガスの再利用が重要となるが
、従来の亜鉛の湿式前処理に要する１２Ｇ、Ｊ、２）に
ついてはＩＳＰの蒸留でＳＨＧ亜鉛を製造する場合と同
様に６ＧＪとして計１８ＧＪに過ぎず、アルミニウムの
ｔｉｉ製も含めて従来の亜鉛製錬法に比べて１／２〜１
／３程度のエネルギーで済み、極めて経済的にアルミニ
ウムの製造と同時に亜鉛を製錬する方法を提供すること
ができる。
ンの還元をスクラップとしてのＡＮ−Ｍｇ合金中のＭｇ
の持つ潜在的なエネルギーを利用して行わせることがで
きるので、従来のような多大のエネルギーを別途に６１
上する必要がなく、１）亜鉛精鉱から塩化亜鉛を製造す
るに要するコーネルギーと、２）Δｊ２−Ｚｎ合金の蒸
留に要するエネルギーの二点を考応；ずればよい。その
結果、■）については塩素ガスの再利用が重要となるが
、従来の亜鉛の湿式前処理に要する１２Ｇ、Ｊ、２）に
ついてはＩＳＰの蒸留でＳＨＧ亜鉛を製造する場合と同
様に６ＧＪとして計１８ＧＪに過ぎず、アルミニウムの
ｔｉｉ製も含めて従来の亜鉛製錬法に比べて１／２〜１
／３程度のエネルギーで済み、極めて経済的にアルミニ
ウムの製造と同時に亜鉛を製錬する方法を提供すること
ができる。
次に本発明を図面と共に説明する。
第１図は本発明による亜鉛製錬方法を示す工程図である
。
。
先ず、粒径０．２〜０．０１ｍｍに破砕された亜鉛精鉱
（Ｚ ｎ、 Ｓ ）を酸素及び塩素の存在下で２０〜５
０気圧、１００〜１５０℃の条件で直接塩化し、７、
ｎ ＣＡ２を製造する。このＺ ｒ＋ （／ ＩＩ ２
を例えばＮａＣ（！−ＫＣ（１（、モル比Ｌ：１）浴に
融解し、Ｚ ｎ ＣＩＩ ２ Ｎ ａ Ｃ７！Ｉ＜
ＣＩＩの混合融体とする。
（Ｚ ｎ、 Ｓ ）を酸素及び塩素の存在下で２０〜５
０気圧、１００〜１５０℃の条件で直接塩化し、７、
ｎ ＣＡ２を製造する。このＺ ｒ＋ （／ ＩＩ ２
を例えばＮａＣ（！−ＫＣ（１（、モル比Ｌ：１）浴に
融解し、Ｚ ｎ ＣＩＩ ２ Ｎ ａ Ｃ７！Ｉ＜
ＣＩＩの混合融体とする。
Ｚ ｎ Ｃ７！２の添加量は次に加えるΔβスクラップ
中のＭｇ含量の当量より僅かに多くすればよく、置換反
応は６００℃、３０分でほぼ完結し、Δｅ−Ｚｎ合金と
ＮａＣ１２−川（Ｃｊ！ Ｍ ｇ ＣＩｔ ２ ｉ’
Ｊ１合西￥１１陣に分Ｆｉｔする。
中のＭｇ含量の当量より僅かに多くすればよく、置換反
応は６００℃、３０分でほぼ完結し、Δｅ−Ｚｎ合金と
ＮａＣ１２−川（Ｃｊ！ Ｍ ｇ ＣＩｔ ２ ｉ’
Ｊ１合西￥１１陣に分Ｆｉｔする。
次いで、Ａ７！−Ｚｎ合金は真空蒸留法によりＺ ｎと
八ｒとに分離するが、Ｚｎは上記■ｓＰ法の蒸留亜＃ｊ
）程度に純度を上げることができる。まノこ、Δｐはア
ルミニウムスクラップ中に含まれるＭｇ＋Ｚｎ以外のＦ
ｅ、３ ｉ Ｓの残留物により影響を受け、ボールエル
−法によるＮｉ度（９！：１．８％）には達しないが、
更に電解精製により純度を上げればよく、この場合には
上記Ｎ ａ Ｃ（！ −Ｋ Ｃｊ２−Ｍｇｃｚ２を利用
することができる。
八ｒとに分離するが、Ｚｎは上記■ｓＰ法の蒸留亜＃ｊ
）程度に純度を上げることができる。まノこ、Δｐはア
ルミニウムスクラップ中に含まれるＭｇ＋Ｚｎ以外のＦ
ｅ、３ ｉ Ｓの残留物により影響を受け、ボールエル
−法によるＮｉ度（９！：１．８％）には達しないが、
更に電解精製により純度を上げればよく、この場合には
上記Ｎ ａ Ｃ（！ −Ｋ Ｃｊ２−Ｍｇｃｚ２を利用
することができる。
−力、上記ＺｎＣ／２の脱Ｍｇ反応によって抽出される
へクスクラソブ中の不純物は殆どなく、Ｎ ａ ＣＩＩ
Ｋ Ｃ７！Ｍ ’ｇ ＣＲ２融体中（７） Ｍ ｇ
Ｃｊ！ ２は高純度であるから、一般の熔融塩電解の
ｉ業（２０％Ｎ ａ ＣＲ２２０！ｌ’ｏ Ｉ（（／
ｊ２．６０％ＭｇＣ＃浴）の場合と同様に高純度のＭｇ
（９９，９％）を田ることができる。
へクスクラソブ中の不純物は殆どなく、Ｎ ａ ＣＩＩ
Ｋ Ｃ７！Ｍ ’ｇ ＣＲ２融体中（７） Ｍ ｇ
Ｃｊ！ ２は高純度であるから、一般の熔融塩電解の
ｉ業（２０％Ｎ ａ ＣＲ２２０！ｌ’ｏ Ｉ（（／
ｊ２．６０％ＭｇＣ＃浴）の場合と同様に高純度のＭｇ
（９９，９％）を田ることができる。
電解により副化した塩素ガスは上記ＺｎＳの塩化工程に
循環使用すると共に、Ｍ ｇ Ｃｌ ２が除去回収され
たＮ ａ ＣＩｔ、−Ｋ ＣＩｔ浴は７． ｎ Ｃ７！
２の熔解工程に戻し循環使用する。
循環使用すると共に、Ｍ ｇ Ｃｌ ２が除去回収され
たＮ ａ ＣＩｔ、−Ｋ ＣＩｔ浴は７． ｎ Ｃ７！
２の熔解工程に戻し循環使用する。
次に上記工程中のＡＣスクラップと７． ｎ Ｃβ２の
置換反応につき更に具体的に説明する。
置換反応につき更に具体的に説明する。
第２図はＡＮ−Ｍｇ合金（Ｍｇ９．８３％、ｍ。
１６１７℃、チップ）と過ＦＩ Ｍのｚｎｃｌ１２粉末
の加熱による反応状況を示すＤＴ八へである。（１）式
により３７０℃イ」近から大きな発熱ピークが見られ、
引き続き生成するＺｎの融解による吸熱が４１９℃にの
られる。しかし、Ｚ ｎ Ｃ１２が合金に対して当量以
上の場合には、合金は全て塩化され、Ｚ ｒｉとＺ ｎ
Ｃｌ！ Ｑ Ｍ ｇ Ｃｊ！ ２−八〇 Ｃ（２３
融体を形成する。
の加熱による反応状況を示すＤＴ八へである。（１）式
により３７０℃イ」近から大きな発熱ピークが見られ、
引き続き生成するＺｎの融解による吸熱が４１９℃にの
られる。しかし、Ｚ ｎ Ｃ１２が合金に対して当量以
上の場合には、合金は全て塩化され、Ｚ ｒｉとＺ ｎ
Ｃｌ！ Ｑ Ｍ ｇ Ｃｊ！ ２−八〇 Ｃ（２３
融体を形成する。
そこで、合金中のＭｇ含量に相当するだりのＺ ｎ Ｃ
ｌ−２を添加すれば、優先的に脱Ｍｇが起る・ との
予想の下に、合金過剰で月竹中４００℃、１００分間加
熱し）こ。その結果、加熱後の合金チップの形状はその
ままであったが、次表ａ）欄に示されるように合金中の
ＭｇがＺｎに置換していることがわかる。しかし、反応
は合金チップ表面とＺ ｒｉ （／β２融件の間で起っ
ており、必ずしも選択的でない。
ｌ−２を添加すれば、優先的に脱Ｍｇが起る・ との
予想の下に、合金過剰で月竹中４００℃、１００分間加
熱し）こ。その結果、加熱後の合金チップの形状はその
ままであったが、次表ａ）欄に示されるように合金中の
ＭｇがＺｎに置換していることがわかる。しかし、反応
は合金チップ表面とＺ ｒｉ （／β２融件の間で起っ
ており、必ずしも選択的でない。
※残ｆｉｌｌはΔｌ
＋Ｊ ） イＯＱ℃ １００ｍ Ｉ ｎ 、
、 ｔｒ ｏ Ｎ ａ ＣＩｔ −１（
ＣＩｔ＋１） ０５０’ｃ １０Ｑｍ ｉ
ｎ 、 、 １５ｇＮａ Ｃ，ｅ−１（に
１！ （１＋ １）おりる脱Ｍｇに及はずＺ ｎ
Ｃｅ２添加量の効果を示すグラフである。このように塩
浴を用いない場合には、Ｚ ｎ Ｃｌ１２の添加量が１
当量で脱Ｍｇ率が７０％程度に過ぎず、添加量の増加と
共に脱Ｍｇ率も上昇するが、ＡＪの塩浴への損失率も増
加する。
、 ｔｒ ｏ Ｎ ａ ＣＩｔ −１（
ＣＩｔ＋１） ０５０’ｃ １０Ｑｍ ｉ
ｎ 、 、 １５ｇＮａ Ｃ，ｅ−１（に
１！ （１＋ １）おりる脱Ｍｇに及はずＺ ｎ
Ｃｅ２添加量の効果を示すグラフである。このように塩
浴を用いない場合には、Ｚ ｎ Ｃｌ１２の添加量が１
当量で脱Ｍｇ率が７０％程度に過ぎず、添加量の増加と
共に脱Ｍｇ率も上昇するが、ＡＪの塩浴への損失率も増
加する。
第４図及び上記表ｂ）欄はそれぞれ本発明の一実施例を
示す。即し、へＮ−Ｍｇ合金とＺ ｎ ＣＩｔ ２−Ｎ
ａＣ１−ＫＣｊ！との反応をＺ ｒｒ Ｃｌ ２の添加
量を変えて石英封管中、６５０ ”ｃ、１００分間加熱
し°ζ行った結果を示す。図から明らかなように、合金
中のＭｇ当晴のＺｎＣ６２を添加すると、Ｍｇがほぼ１
００％塩浴中に抽出されてＡｌ４−Ｚｎ合金が得られる
と共に生成する合金中のＭｇ含量は０、０１ ｗ ｔ％
程度であり、Δｌのｔｎ失も少ないことがわかる。
示す。即し、へＮ−Ｍｇ合金とＺ ｎ ＣＩｔ ２−Ｎ
ａＣ１−ＫＣｊ！との反応をＺ ｒｒ Ｃｌ ２の添加
量を変えて石英封管中、６５０ ”ｃ、１００分間加熱
し°ζ行った結果を示す。図から明らかなように、合金
中のＭｇ当晴のＺｎＣ６２を添加すると、Ｍｇがほぼ１
００％塩浴中に抽出されてＡｌ４−Ｚｎ合金が得られる
と共に生成する合金中のＭｇ含量は０、０１ ｗ ｔ％
程度であり、Δｌのｔｎ失も少ないことがわかる。
この（１１式に示されるＺ ｎ、 ＣＩｔ ２によるＭ
ｇの置換反応は一種のチルミント反応であり、発熱を伴
ない短時間で完結する。実施例として、Ａ Ｎ−Ｍ ｇ
合金（ＭｇｌＯ％）５ｇとＺｎＣｊ！２３ｇ（当量Ｍｇ
に列して）とをＮａｃ７＋−４（ｃｐ（″Ｆニル比Ｉ：
１）夏５ｇの混合物に添加し２．６５０ ’ｃに反応管
を保持すると、第５図に示゛４如く、３０分で脱Ｍｇ率
がｉｏｏ％に達する。
ｇの置換反応は一種のチルミント反応であり、発熱を伴
ない短時間で完結する。実施例として、Ａ Ｎ−Ｍ ｇ
合金（ＭｇｌＯ％）５ｇとＺｎＣｊ！２３ｇ（当量Ｍｇ
に列して）とをＮａｃ７＋−４（ｃｐ（″Ｆニル比Ｉ：
１）夏５ｇの混合物に添加し２．６５０ ’ｃに反応管
を保持すると、第５図に示゛４如く、３０分で脱Ｍｇ率
がｉｏｏ％に達する。
第６図は処理温度と脱Ｍｇ率との関係を示すグラフであ
る。４００ ’ｃがら塩浴が熔融し、Ｚ ｎ、 Ｃβ２
〜Ｋ Ｃｅ −Ｎ ａい１１１体とへＮ−Ｍｇ合金が反
応を開始し、反応率は６００℃で１００％に達する。
る。４００ ’ｃがら塩浴が熔融し、Ｚ ｎ、 Ｃβ２
〜Ｋ Ｃｅ −Ｎ ａい１１１体とへＮ−Ｍｇ合金が反
応を開始し、反応率は６００℃で１００％に達する。
この温度ではへ５−Ｍｇ合金、八（１−Ｚｎ合金は液体
となり、反応が液−液間で起るため迅速に進行する。
となり、反応が液−液間で起るため迅速に進行する。
次に、本発明による効果を列挙すれば次のとおりである
。
。
■ （に来の塩化亜鉛の単独使用では、その吸湿性が問
題であったが、塩化亜鉛を他の塩と混合熔融して、例え
ばＺｎＣ６＊ −Ｎａ（１！−ＫＣＩ！塩浴をつくり、
この中でアルミニウムスクラ。
題であったが、塩化亜鉛を他の塩と混合熔融して、例え
ばＺｎＣ６＊ −Ｎａ（１！−ＫＣＩ！塩浴をつくり、
この中でアルミニウムスクラ。
プと反応さ・Ｕることにより吸湿性を抑制でき、取扱い
が容易となる。
が容易となる。
■ 塩浴を用いるごとにより、反応生成物：Ｃある塩化
アルミニウムを塩浴中に捕集し、従来ダスト或いはヒユ
ーＪ・とじて操業上の１−ラブルとなっていた塩化アル
ミニウムをスクラップ中のマグネシウムと反応させ、脱
マグぶシウムを行うことができる（式（２）及び（３）
参照）。
アルミニウムを塩浴中に捕集し、従来ダスト或いはヒユ
ーＪ・とじて操業上の１−ラブルとなっていた塩化アル
ミニウムをスクラップ中のマグネシウムと反応させ、脱
マグぶシウムを行うことができる（式（２）及び（３）
参照）。
■ 塩浴を用いるごとにより、アルミニウムスクランプ
に直接塩化亜鉛を作用させる場合（第１図参照）と異な
り、スクラップ表面での局部的な激しい反応がなく、反
応をゆるやかに行わせ、かつ液−液反応であり、十分な
接触が行われるため、反応率が高く、短時間で終了する
（第５図参照）。
に直接塩化亜鉛を作用させる場合（第１図参照）と異な
り、スクラップ表面での局部的な激しい反応がなく、反
応をゆるやかに行わせ、かつ液−液反応であり、十分な
接触が行われるため、反応率が高く、短時間で終了する
（第５図参照）。
■ 反応終了後の塩浴はそのままＮａＣｌ−ＫＧ！−Ｍ
ｇ Ｃβ２塩浴としマグネシウム電解を実施すること
ができる。
ｇ Ｃβ２塩浴としマグネシウム電解を実施すること
ができる。
■ その結果、亜鉛精鉱を塩化亜鉛とし、これをマグネ
シウム含有スクラップからマグネシウムを除去すること
によって、アルミニウムの製造と同時に亜鉛の製錬を極
めて低エネルギーで行うことができる。
シウム含有スクラップからマグネシウムを除去すること
によって、アルミニウムの製造と同時に亜鉛の製錬を極
めて低エネルギーで行うことができる。
第１図は本発明の一実ｈ１ｆ！例を示す工程図、第２図
は本発明の説明に供するＡ ７！−Ｍ ｇ合金とＺｎＣ
ｌ！２との反応状況を示すＤ′Ｆ八図へ第３図は同じ＜
Ａｌ−ＭｇとＺ ｎ Ｃ１２２の置換反応におりる脱マ
グネシウムに及ばずＺ ｎ Ｃｌ！ ２の添加量の効果
を示すグラフ、第４図乃至第６図はそれぞれ本発明の実
施例を示すグラフである。 特許出願人 財団法人 日本鉱業振興会同
社団法人 日本鉱業会 第−３−図 ０ １ ２
３春か６Ｍ９佐ｔ・；封ηＺｎＣＣ請更に遍
−＞ｘ［、Ｉば・Ｉ退会１脱Ｍ９１り影ａ”４−７ｎＣ
Ｑ、２：Ａ−ガｃｒＬ＃−）Ｅ：（６５０’Ｃ，ｌ○Ｏ
介→春１てりす４ゐＺｎＣＱ２当更波
は本発明の説明に供するＡ ７！−Ｍ ｇ合金とＺｎＣ
ｌ！２との反応状況を示すＤ′Ｆ八図へ第３図は同じ＜
Ａｌ−ＭｇとＺ ｎ Ｃ１２２の置換反応におりる脱マ
グネシウムに及ばずＺ ｎ Ｃｌ！ ２の添加量の効果
を示すグラフ、第４図乃至第６図はそれぞれ本発明の実
施例を示すグラフである。 特許出願人 財団法人 日本鉱業振興会同
社団法人 日本鉱業会 第−３−図 ０ １ ２
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Claims (1)
- 亜鉛精鉱を酸素と塩素の下で選択的に塩化し、得られた
塩化亜鉛をＮａＣβ−Ｋ ＣＩ！を主成分とする塩浴中
でマグネシウムを含有するスクラップと反応させ、４Ｌ
成したＡｎ−Ｚｎ合金とＮａＣ１゜１＜ ＣＩ！ −Ｍ
ｇ Ｃｌ’ ２浴等を分１’Ｓｌｌ Ｌ、、Ａｆｆ−
Ｚｎ合金は真空蒸留によりアルミニウムと亜鉛とに分団
目る一方、Ｎ ａ Ｃｊ２ Ｋ Ｃｊ！ Ｍ ｇ
Ｃｅ ２浴は電解によりマグネシウムと塩素ガスとに分
ｐＨｌ Ｌ、分離された塩幸ガスとＮａＣｊ！−ＫＣ（
１−Ｍｇ（１！ｓ浴は循環再使用することを特徴とする
亜鉛の製錬方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP57168253A JPS5959845A (ja) | 1982-09-29 | 1982-09-29 | 亜鉛の製錬方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP57168253A JPS5959845A (ja) | 1982-09-29 | 1982-09-29 | 亜鉛の製錬方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5959845A true JPS5959845A (ja) | 1984-04-05 |
| JPS6110537B2 JPS6110537B2 (ja) | 1986-03-29 |
Family
ID=15864580
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP57168253A Granted JPS5959845A (ja) | 1982-09-29 | 1982-09-29 | 亜鉛の製錬方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS5959845A (ja) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2010074180A1 (ja) * | 2008-12-26 | 2010-07-01 | Ogasawara Tadashi | 多結晶シリコンの製造方法及びこれに用いる反応炉 |
| CN104878237A (zh) * | 2015-05-27 | 2015-09-02 | 宁波金田铜业(集团)股份有限公司 | 一种黄铜屑熔炼剂及其用于黄铜屑熔炼的方法 |
-
1982
- 1982-09-29 JP JP57168253A patent/JPS5959845A/ja active Granted
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2010074180A1 (ja) * | 2008-12-26 | 2010-07-01 | Ogasawara Tadashi | 多結晶シリコンの製造方法及びこれに用いる反応炉 |
| CN104878237A (zh) * | 2015-05-27 | 2015-09-02 | 宁波金田铜业(集团)股份有限公司 | 一种黄铜屑熔炼剂及其用于黄铜屑熔炼的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS6110537B2 (ja) | 1986-03-29 |
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