JPS62146226A - 湿式製練による亜鉛の製造方法 - Google Patents

湿式製練による亜鉛の製造方法

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JPS62146226A
JPS62146226A JP61294600A JP29460086A JPS62146226A JP S62146226 A JPS62146226 A JP S62146226A JP 61294600 A JP61294600 A JP 61294600A JP 29460086 A JP29460086 A JP 29460086A JP S62146226 A JPS62146226 A JP S62146226A
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zinc
solution
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magnesium
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フロイスティン ディヴィック
トーマス コンラッド ミョーエン
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NORUSHINKU AS
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    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
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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。

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は1つまたはより多くの浸出段階、1つまたはよ
り多くの溶液精製段階、および生じた浸出溶液から亜鉛
を回収する1つまたはより多くの電解採取段階を含み、
閉溶液回路で運転する亜鉛含有出発原料から亜鉛を湿式
製錬により製造する方法に関する。
湿式製錬法を用いる亜鉛製造工程に通常適用される基本
的段階として、酸化物、炭酸塩、硫酸塩、ケイ酸塩、ま
たは硫化物の形態であることができる亜鉛含有出発原料
は、原料中に存在する亜鉛を浸出/抽出するために水性
浸出溶液で処理される。
その結果、亜鉛は出発原料中に存在する多くの他の元素
とともに水相中に溶解する。次いでこの水相を汚染元素
から精製し、最後に存在する亜鉛を水性電解液から電解
採取工程により金属形態で回収する。
前記方法は主に硫酸塩環境中で行なわれるけれども、該
方法の大部分はまた他の環境中、例えば塩化物または硝
酸塩環境中で適用できる。以下の論議は、これらの環境
が現在全く優越するので、硫酸塩環境中で得られた経験
に基く方法に関してなされる。
硫酸塩環境中で行なわれる電解採取工程は酸の発生を生
ずる。脱亜鉛/電解採取工程が完了すると、この酸は、
亜鉛を新バッチの出発原料から分離する新浸出/抽出段
階に返される。従って、原則的に工程は抽出、精製、電
解採取および行抽出の段階を循環的に通る閉溶液回路で
運転される。
この方法に満足な結果を与えるために、出発原料中に存
在する亜鉛とともに溶液中へ移行したすべての元素を溶
液回路から分離することが可能でなければならない。こ
れが、浸出が行なわれる速度と同じ速度で達成できない
と、系から除去されない割合の元素が連続回路またはサ
イクル中に蓄積するであろう。これは系を不均衡になら
しめることがあり、個々の元素が高水準に濃縮されて主
工程を損なうかまたは危険にさらすようになることがあ
る。
今日、この分野の技術には出発原料から亜鉛とともに浸
出される元素の大部分に関してバランスさせることがで
きる方法が含まれている。通常適用される精製工程は有
害な元素を溶液から沈殿させて除去する部分的に複雑な
沈殿工程のスペクトルに基く。普通の亜鉛製造技術は多
数の刊行物に記載されているので本明細書には記載しな
い。また公知精製法により満足な程度に除去できない多
数の元素が存在する。これはこれらの元素が亜鉛湿式製
錬に適用されるプロセス条件内で容易に溶解しない化合
物を十分に形成しない事実のためである。マグネシウム
およびマンガンはこれに関して殊に重要である。マグネ
シウムの蓄積は伝統的な問題であり、亜鉛製錬の分野に
重要である。出発原料中に存在するマグネシウムは通常
、亜鉛抽出工程の間に非常に容易に溶解する。マグネシ
ウムを亜鉛から水溶液中で沈殿または分離する実用的な
方法は知られていない。従って、マグネシウムは抽出工
程の間に高い(遂には臨界的な)水環に濃縮されるよう
になる。抽出回路中の一層の蓄積を回避する唯一つの方
法は各時点でやがては工程に入るマグネシウムの量に相
当する量でマグネシウム含有溶液を系から取出すこと(
液体ブリード)である。取出した溶液もまた通常かなり
の量の亜鉛および(または)酸を含有するので、溶液の
処理に必要な方法は通常非常に費用がかかり、複雑であ
る。マグネシウムの蓄積に関連するこの問題に関する多
くの刊行物は文献中に見出すことができる。
クラウス(G、J、 Krauss)による論文〔「亜
鉛−85」会議予稿集(Proc、conf、 rZi
nc −85J、東京、1985年10月14〜16日
、467〜479頁)は、ある場合にはマグネシウム含
量がまた出発原料が亜鉛の製造に使用できることを決定
する限界を実際に決定できることを教示している。出発
原料中のマグネシウム含量が高すぎると、液体ブリード
処理工程による系中のバランスの達成に含まれる問題お
よびコストのために原料の価値が低下しよう。ある場合
には出発原料のマグネシウム含量は非常に高く、原料を
亜鉛製造目的に役立たなく、従ってこれに関して金銭的
に無価値にすることができる。
シドルほか(Siddle & Meisel )の論
文(105AIME会議予稿集(Proc、  105
A I ME  Meeting ) 、ラスベガス1
976年2月22〜26日)は液体ブリード法によるマ
グネシウムバランスを達成する他の処理法を記載してい
る。
さらに、酸浸出溶液を亜鉛金属で処理して溶液を中和し
、存在すれば銅含量の一部をセメンチージョンすること
がUS−A−1,429,330号〔エルズワース(E
llsworth ) )に提案されてい−る。次に強
塩基、および好ましくはまた酸化剤を溶液に供給して溶
液を塩基性で鉄を含まないものとなし、その後溶液を蒸
発させて必要量のマグネシウムおよび(または)マンガ
ンを塩基性金属塩の形態で沈殿させる。しかし、かなり
の量の亜鉛もまた本質的に不純物とともに沈殿し、従っ
てマグネシウムから亜鉛を分離するためにか焼段階が与
えられる。
これらの刊行物から前記方法に要するコストがまた非常
に高いこと、および特定条件下でのみ方法を適用できる
ことが明らかである。
これらの刊行物に示された記載から、前記問題を解決す
るために最も普通に用いる方法、すなわち石灰を中和剤
とする沈殿/中和、を適用すると非常に多量の汚染セラ
コラ廃棄物が不可避的に形成されることが暗示される。
従って、単純に評価すると典型的組成(150g/lZ
n)の100 m’の硫酸亜鉛溶液の1日処理量を中和
/沈殿するために約17tのCa (DH) 2の正味
量に相当する絶対的な最小日量(absoluteda
ily minimum)の塩基物質を使用しなければ
ならず、それとともに日量綿40tのセラコラ沈殿([
:aS口<・2H20)が生ずることが示される。
廃棄するときにこの量のセラコラが常に’6Wkの液体
を伴ない、廃棄物の投棄に要するコストは全く重要であ
る。廃棄物の投棄は今日フィールド内に遭遇する最も重
大な問題の1つを構成し、この問題は廃棄物が重金属を
含む非常に多量のスラッジを含むときに殊に重大になる
中和をマグネシウム−酸化物含有物質で行ない、その後
亜鉛および炭酸水素アンモニウムで溶液から沈殿させる
他の液体ブリード処理法がツアクルゾウスキー(Zak
rzewski)ほかによる論文〔抽出製錬1985年
シンポジウムIMM予稿集(Proc。
Extraction Metallurgy ’85
  Symposium I MM)ロンドン、198
5年9月9〜12日〕に提案された。生じた沈殿はさら
に処理するために分離され、その後MgSO4,711
zOを溶液から沈殿させる。
この方法を適用するためには多量の特定品質の安価な出
発原料、従って、好ましくは酸化マグネシウムを含む出
発原料の入手手段を有する必要がある。この方法を実施
するときに不可避的に生ずる多量の硫酸マグネシウムに
対する市場を見出すことができることもまた推奨される
。これらの条件は非常にわずかの場合にのみ満たずこと
ができ、従ってその方法は一般的方法として使用できな
い。
本発明は前記の問題元素の蓄積に関連する問題を前記不
利の余地を排除または非常に低下する方法で解決する方
法を提供する。
本発明による方法は、1つまたは複数の前記電解採取段
階で得られる溶液の予定の一部体積(volume)を
取り出し、前記一部体積を濃縮して蒸発により前記一部
体積中に存在するマグネシウムおよびマンガンを金属塩
結晶の形態で沈殿させ、沈殿した結晶塊を残余液相から
分離し、適宜、マグネシウムおよびマンガンに関してこ
のように精製した液相を浸出段階に循環するかまたは前
記液相を他の目的に利用し、前記一部体積は溶液中のマ
グネシウムおよびマンガンの蓄積が回避されるように決
定されることを特徴とするものである。
従って本発明の本質的特徴は電解採取段階から流出する
溶液の一部体積を主工程からブリード(bleed)と
して取り出し、その後ブリードを蒸発させて!、Ig、
Mnおよび同様に残留ZOを残余液相、すなわちブリー
ド中に存在する酸、から分離することである。一部体積
の大きさは主工程の金属収支(バランス)により、閉溶
液回路中のMgおよび(または)!、Inの含量が少く
とも実質的に一定で、これらの元素の蓄積が回路溶液中
に生じないように決定される。従って、取り出される一
部体積は主に蒸発効率および工程に対する実際の不純物
の供給量に依存する。
従って、本発明による方法の主原理は第1図および第2
図を参照して後に詳細に記載する一連の工程段階の組合
せに基き、これらの図面は発明の2つの態様を例示する
ブロック略図である。
常法における亜鉛の電解採取の後、亜鉛を一部含まない
電解液(返り酸)の予定必要量をさらに処理するために
連続的または不連続的に流し出す。
この返り酸の照準的亜鉛濃度および酸含量は次のとおり
である: 40−60 g#!Zn”、150−180g/ff1
1゜304.8 15g/lMg2+および1−3g#
2Mn2+。
第1図から知見できるように、この溶液はさらに電解採
取工程にかけ、溶液の亜鉛含量をアルミニウム陰極上に
金属形態に化学的に還元し、その後常法を用いて金属を
製品形態で回収することができる。
そのように脱亜鉛した溶液を酸濃度が約60〜80%の
11□so、fi度に達するまで蒸発により濃縮する。
本発明の方法を実施するとき、亜鉛およびマグネシウム
の溶解度はこの大きさの酸濃度で根本的に低下すること
が認められた。従って、主に硫酸亜鉛、硫酸マグネシウ
ムおよび硫酸マンガンを含む結晶塊が沈殿する。従って
、次に液相(硫酸)が結晶塊から分離されると、前記元
素の非常にわずかの部分のみが酸相に随伴する。従って
、酸相をi環工程例えば浸出段階に、問題の元素(Mg
、 Mn)を酸に随伴することなく、また好ましくない
循環により工程を乱すことなく、循環することができる
。従ってこの方法は存在する亜鉛、マグネシウムおよび
マンガンから、酸を有効に分離する。同時に、溶液中に
存在する他の有害な元素例えばcgおよびFの実質的な
排除もまた得られる。
分離された結晶塊は、それがこの点については単に小体
積ををするので第1図に示すようにそれ自体安全に投棄
できるけれども、塊を少量の水に溶解することが好まし
い。この方法でMgSO4、ZnSO4、MnSO4、
並びに少量の加酸含量の弱酸性水溶液が生ずる。
この水溶液はその後、多くの方法の1つによりさらに処
理工程にかけることができる。非常に少量の酸が前記元
素の水溶液に随伴するにすぎないので、亜鉛は溶液を中
和することにより、少量の中和剤により高pHで沈殿さ
せることができる。これは中和剤の消費の著しい節約を
意味し、僅か少量のセラコラが形成され、それにより前
記の投棄問題を軽減する。
しかし第2図に示される本発明の好ましい態様によれば
、結晶塊を再溶解するときに得られる水溶液はさらに電
解採取段階に移される。
上記分離法に用いた電解液中に存在する酸は先に低水準
に低下されているので、溶液中に存在する事実上すべて
の亜鉛は従来の工程装置を用いる電解採取工程により回
収できることが認められたことは意外であった。従って
これは溶液中に抽出された実質上すべての亜鉛を金属形
態で回収できることを意味し、それは公知技術により従
来不可能であった。
上記方法が以前の公知方法より多くの重要な利点を与え
ることは当業者に自明であろう。これに関して次のもの
をあげることができる:(八)亜鉛製造の主工程の実施
に用いるものと同型の処理装置を用いて電解採取により
亜鉛含量が抽出液体から回収される。
この方法を工業的に行なうために、亜鉛抽出における標
準プロセス単位および装置で作業することは有利である
(B)金属が直接陰極として精製金属形態で回収され、
従って全製品価値を有する。公知方法を適用すると亜鉛
は化学的化合物を沈殿させることにより回収(精製)さ
れる。これは化合物を金属形態に回収、精製する複雑か
つ明細な工程の使用を必要とする。
(C)通常、多量の硫酸が回収され、それは酸を抽出工
程に循環することにより直接使用でき、従ってそれは重
要な金銭的価値を有する。例えば毎日[返り電解液J1
00rriの蒸発により、通常、100%酸として計算
して19〜20トン/日のt(zsO4が回収される。
酸は主亜鉛抽出工程に非常に好ましい形態および濃度を
有するので、その酸は、それが酸の購入する相当量の使
用を置換するので完全な市場価値を有する。本発明によ
る方法を実施したときに回収し精製された酸はまた他の
目的、例えば肥料の製造に使用できる。
(D)本発明により進めるときとは対照的に、未処理電
解液で中和/精製するときに必要な多量の中和剤および
生ずる多量のセラコラについては既に言及した。
従って、本発明による方法を実施するとアルカリ所要量
および生ずるセラコラの量は、容器に放出する前に溶液
を最終的に精製しようとするときに前記の割合に低下さ
れる。
本発明による方法は、浸出および電解採取工程を含み、
亜鉛イオンが存在する金属から結晶塊を形成できるアニ
オンに結合するすべての湿式製錬亜鉛回収法に使用でき
る。
本発明は次に多くの実施例について記載される。
実施例1 硫酸亜鉛を含有し、普通の亜鉛製造装置から得られ、表
1−1に示す組成を有する電解液を、普通の亜鉛電解槽
中で脱亜鉛電解採取工程にかけた。
圧延アルミニウムの陰極板および0.7%Agで合金化
した鉛の陽極を用いた。
電解採取工程は溶液の亜鉛含量を10.7g/j2に低
下した。11gZ−1Mn”およびlI23O4の含量
はそれぞれ8g/l、1.4g/lおよび210g/l
であった。
溶液111を約11の最終体積に蒸発させた。
この蒸発工程は結晶塊の沈殿を生じ、それを遠心分離に
より濃酸相から分離した。結晶塊は次いで少量の水に再
溶解した。
分析および定量値は表1−1に示され、収支は表1−2
に示される。
上表から硫酸の94.8%が回収、循環されたが、酸の
マグネシウム含量の単に6.1%が循環されたことが知
見されよう。水相の酸含量は2310gから119gに
低下した。従って、水相を中和工程で精製すべきである
とき、遊離酸の中和に必要なアルカリの量は約95%低
下される。
実施例2 実施例1からの水相をアルミニウム陰極および0.7%
銀で合金にした鉛陽極を組込む電解槽中で電解採取工程
にかけた。
電解採取工程中に電解液の亜鉛含量は1.4g/lの残
留水準に低下した。亜鉛を陰極的に沈殿させ、陰極亜鉛
金属に対し普通の外観のコーティングを形成した。
分析および収支は表2−1および表2−2に示される。
表2−2から知見できるように、亜鉛含量の97.4%
が原出発溶液(脱亜鉛電解液)から金属形態で回収され
た。
脱亜鉛電解工程に循環された返り酸の亜鉛含量に関し、
亜鉛の99.5%および硫酸の94.8%が、マグネシ
ウム含量の単に6.1%が循環されるように回収された
【図面の簡単な説明】
第1図および第2図はそれぞれ本発明の態様を例示する
ブロック略図である。 液体フ゛リードc′千アW液) Fig、1

Claims (6)

    【特許請求の範囲】
  1. (1)1つまたはより多くの浸出段階、1つまたはより
    多くの溶液精製段階および生じた浸出溶液から亜鉛を回
    収する1つまたはより多くの電解採取段階を含み、閉溶
    液回路で運転される亜鉛含有出発原料から亜鉛を湿式製
    錬により回収する方法であって、前記1つまたは複数の
    電解採取段階で得られた溶液の予定の一部体積を取り出
    し、前記一部体積を濃縮して蒸発により該一部体積中に
    存在するマグネシウムおよびマンガンを金属塩結晶の形
    態で沈殿させ、沈殿した結晶塊を残余液相から分離し、
    適宜マグネシウムおよびマンガンに関してこのように精
    製した液相を浸出段階に循環するかまたは前記液相を若
    干の他の目的に利用し、該一部体積は溶液中のマグネシ
    ウムおよびマンガンの蓄積が回避されるように決定され
    ることを特徴とする方法。
  2. (2)1つまたは複数の電解採取段階で得られた溶液を
    蒸発により少なくとも60重量%の硫酸濃度に濃縮する
    ことを特徴とする、硫酸塩環境中で行なわれる特許請求
    の範囲第(1)項記載の方法。
  3. (3)溶液を前記蒸発工程にかける前に、1つまたは複
    数の電解採取段階において亜鉛含量を2〜15g/lの
    残留水準に低下させることを特徴とする、特許請求の範
    囲第(1)項記載の方法。
  4. (4)分離した結晶塊を再溶解して水相を形成し、水相
    を水精製工程にかけて適宜pH調整、炭酸塩化合物、リ
    ン酸塩化合物、フッ化物化合物の添加/沈殿、塩基性硫
    酸塩の沈殿に基く公知の沈殿法に従って、または液/液
    抽出により亜鉛を選択的に沈殿、回収することを特徴と
    する、特許請求の範囲第(1)項記載の方法。
  5. (5)分離した結晶塊を最少可能量の水に再溶解するこ
    と、並びに亜鉛、マグネシウムおよびマンガンを含有す
    る溶液を、前記溶液の亜鉛含量の金属陰極析出を得るよ
    うな方法で電解採取することにより亜鉛を選択的に回収
    する工程にかけることを特徴とする、特許請求の範囲第
    (1)項記載の方法。
  6. (6)電解採取段階中の亜鉛含量を約1〜5g/lに低
    下させることを特徴とする、特許請求の範囲第(5)項
    記載の方法。
JP61294600A 1985-12-20 1986-12-10 湿式製練による亜鉛の製造方法 Pending JPS62146226A (ja)

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DE (1) DE3670311D1 (ja)
ES (1) ES2015270B3 (ja)
FI (1) FI82715C (ja)
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SE (1) SE451333B (ja)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0261084A (ja) * 1988-08-29 1990-03-01 Fujikura Ltd 高純度銅製造方法
JPH0261085A (ja) * 1988-08-29 1990-03-01 Fujikura Ltd 高純度銅製造法
JP2006274320A (ja) * 2005-03-28 2006-10-12 Dowa Mining Co Ltd 亜鉛原料の処理方法

Families Citing this family (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU698137B2 (en) * 1994-08-15 1998-10-22 R & O Mining Processing Ltd. Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to sulfate from zinc sulfide co ntaining ores and concentrates
US5855765A (en) * 1996-07-17 1999-01-05 Metal Recovery Industries, Inc. Process for dezincing galvanized steel using an electrically isolated conveyor
US5779878A (en) * 1996-07-17 1998-07-14 Metal Recovery Industries (Us) Inc. Process for dezincing galvanized steel
US6258248B1 (en) 1996-07-17 2001-07-10 Metals Investment Trust Limited Process for dezincing galvanized steel using an electrically isolated conveyor
NL1006340C2 (nl) * 1997-06-17 1998-12-21 Rafael Technologie En Manageme Werkwijze en inrichting voor het winnen van metalen.
EP2483458A1 (de) * 2009-09-30 2012-08-08 Drt Deutsche Rohstofftechnik GmbH Saure entzinkung
CN102517607A (zh) * 2011-12-21 2012-06-27 河南豫光锌业有限公司 锌冶炼新液贮槽浑浊底流的处理方法
CN104911630A (zh) * 2015-05-11 2015-09-16 北京工业大学 一种低槽压电解锌的方法
CN114921813B (zh) * 2022-05-27 2024-04-09 中宁县宁华再生资源循环利用科技有限公司 一种基于弱酸环境浸出的电积锌锭加工工艺

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1429330A (en) * 1921-07-12 1922-09-19 Ellsworth John Thayer Process of recovering zing from complex ores
US2454142A (en) * 1942-02-16 1948-11-16 John T Ellsworth Electrolytic recovery of zinc
CA1141172A (en) * 1978-12-20 1983-02-15 Gerald L. Bolton Removal of manganese ions from zinc and manganese containing solutions
CA1117897A (en) * 1979-03-29 1982-02-09 George M. Freeman Continuous process for the purification of zinc plant electrolyte
FR2544750B1 (fr) * 1983-04-25 1988-09-16 Minemet Rech Sa Procede de traitement d'une solution de purge notamment destinee a un procede d'extraction de zinc par voie electrolytique
NO842597L (no) * 1983-07-08 1985-01-09 Electrolyt Zinc Australasia Fremgangsmaate for aa fjerne forurensinger fra vandige sinksulfatopploesninger

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH0261084A (ja) * 1988-08-29 1990-03-01 Fujikura Ltd 高純度銅製造方法
JPH0261085A (ja) * 1988-08-29 1990-03-01 Fujikura Ltd 高純度銅製造法
JP2006274320A (ja) * 2005-03-28 2006-10-12 Dowa Mining Co Ltd 亜鉛原料の処理方法

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Publication number Publication date
ATE51900T1 (de) 1990-04-15
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US4710277A (en) 1987-12-01

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