JPS6321222A - オキシ塩化ジルコニウムの製造方法 - Google Patents

オキシ塩化ジルコニウムの製造方法

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JPS6321222A
JPS6321222A JP16094086A JP16094086A JPS6321222A JP S6321222 A JPS6321222 A JP S6321222A JP 16094086 A JP16094086 A JP 16094086A JP 16094086 A JP16094086 A JP 16094086A JP S6321222 A JPS6321222 A JP S6321222A
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JP
Japan
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concentrate
acid
leaching
zirconium
water
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JP16094086A
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Hideyuki Yoshikoshi
吉越 英之
Keisuke Nakahara
啓介 中原
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JFE Engineering Corp
Original Assignee
NKK Corp
Nippon Kokan Ltd
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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】 (産業上の利用分野) この発明は、ジルコンサンドを原料としたオキシ塩化ジ
ルコニウム(Zr 0CJ12・8)−120>の製造
方法の改良に関する。
(従来技術及びその問題点) 従来のオキシ塩化ジルコニウムの製法は次の通りである
。第3図に示すようにまず、ジルコンサンドにナトリウ
ムを含むアルカリ融解剤(Na OH,Na 2 CO
3など)を混合してアルカリ融解し、この工程で得た融
解物を水浸出、融解物中のNa 2810BとNa2O
を水ガラス液として分離して、ジルコニウム濃縮物 (Na 2 Zr 09 ・Zr O(OH)2 )を
得る。
次にこれを塩酸液で溶解し、濃縮物中に残存するシリカ
分を5i02・ nH2Oゲルとして析出させ、未分解
鉱石と共に、濾過分離する。こうして得た濾液は、Zr
0CJ12とNa Cfの混合溶液である。これを蒸発
濃縮して晶析母液とし、この液を冷却してZr 0CJ
12・8H20を晶析回収する。この1次ZroCJ1
2・8H20はNa CJIをかなり含有するので、も
う−度、溶解。
冷却、晶析を繰返し、高純度Zr0C,、I12・8H
20を得ている。
このようにして得られたオキシ塩化ジルコニウムは例え
ばZ「02セラミツクスの原料となる。
しかし従来法では、Na含有量(Na CJl含有量)
の少ないZr 0CJ12・8H20を高収率で製造す
ることは難しい。
即ち従来プロセスでは、アルカリ融解物を水浸出してZ
r濃縮物(Na 2 Zr 03−Zr 0(OH)2
)を得、これをHCJl溶解シテZr0CJ12・Na
C1溶液を得、しかる模この溶液を濃縮・冷却すること
により、Zr 0CJ12・8H20を晶析回収してい
る。ところが、水浸出物中には9〜12%のNa  (
Na /Zr比−0,20〜0.25>が存在しており
、これを1−ICJ/、溶解した際には、Zr 0Cf
2100に対し、Na CJI約30が生成する。この
ためHcf溶解液(ZrOC,,12・NaC1・H2
O)を晶析して得たzrOCJ12・8H20結晶(1
次結晶)には、NaCJlが結晶水中への取込み分およ
び付着液成分として含有されている。
また、晶析の際、Zr0CJ12・8H20の晶析率を
高くすると母液中のNa CJl!1度が更に高くなり
結晶中へのNaCfの移行率が高くなる。
いずれにしてもZr0CJ12・8H20の晶析はZr
0CJ!、2・NaCJlの共晶点が限度であり、共晶
点以上の晶析では、NaC,lが混入してしまう。
このため従来プロセスでは、HC1溶解液をほぼ共晶点
まで濃縮・冷却することにより、7rOCf2・8H2
0を晶析回収し、回収した1次Zr0CJ12・8H2
0をさらに溶解し、再結晶により、低NaのZr0C,
J12・8H20を得ている。しかしながら、この方法
では、収率は70〜80%程度でしかも、zrOC12
・8H20結晶中のNaCJl含有率は、およそ0.7
〜1.9%(N820 0.35〜1.0%)であった
(発明が解決しようとする技術的課題)本発明はジルコ
ニウム濃縮物中の高濃度ナトリウムを上記濃縮物から分
離することにより、ナトリウム含有量の少ないオキシ塩
化ジルコニウムを高収率で製造することができる方法を
得んとするものである。
(技術的課題を解決する手段) 本発明はジルコンサンドにアルカリ融解剤を混合して、
混合物をアルカリ融解する工程と、アルカリ融解工程で
得た融解物を水浸出してジルコニウム濃縮物を得る工程
と、ジルコニウム濃縮物をpH2〜8で酸浸出する工程
と、酸浸出後のジルコニウム濃縮物を酸で溶解して濾過
分離する工程と、濾過分離工程で得た濾液を晶析してオ
キシ塩化ジルコニウムを得る工程とを具備したオキシ塩
化ジルコニウムの製造方法である。
(発明の詳細な説明) 従来プロセスにおいてZr0CJ12・8H20結晶が
かなりのNa CJlを含有するのは、晶析母液となる
HCf溶解液中のNa Cl濃度が高いためであり、こ
れは水浸出物中のNa濃度が高いことに起因する。
発明者らは、水浸出物の組成が、 Zr O(OH)2 ・Na 2 Zr Os テあり
、これをDH2〜8において酸で浸出することにより、
水浸山部中のNaを選択的に抽出でき、しかも浸出pH
が2以上であればZr O(OH)2は溶解しないこと
を見出した(下式参照)。
Na2 Zr 03 +2HCJ −+Zr O(OH)2 +2Na C!浸出時のpH
について、さらに詳しく述べると、第1図に示すように
Na /Zr比が、0.11である水浸出物をpH2〜
pH12で酸浸出した後のZZS縮物中物中a /Zr
比は、浸出pHが低い程低下し、pH6以下ではNa 
/Zr比は0.002〜0.003となり水浸出物にお
けるNa /Zr比の約30〜50分の1に低減できた
本発明は上記知見にもとづいてなされたもので、第3図
に示す従来プロセスに、水浸出物の酸浸出工程を新たに
付加したものである。
本発明の一例を第2図に示す。
この方法ではまずジルコンサンド (Zr St 04 )にアルカリ融解剤(例えばNa
0H)を混合してアルカリ融解する。ついで得られた融
解物を水浸出して融解物中のNa s+ O:]とNa
2Oとを水ガラス液として分離してジルコニウム濃縮物
(Na 2 Zr 03 ・Zr O(01−1)2 
)を得る。
ここまでの工程は、従来と同様である。
次いで本発明では、得られた水浸出物を塩酸。
硫酸などの酸でpH2〜9、好ましくはpH6〜8で酸
浸出し、NaをNa CJIとして液相中へ分離し、固
形物としてZr濃縮物 (Zr O(OH)2 )を得る。酸浸出は水浸出後濾
過して得た水浸出物を再度酸浸出するか、あるいは濾過
して得た水浸出物を酸液で洗浄することにより成される
。こうして得たZr1II縮物はNaが約30〜50分
の1に低減されており、これを塩酸溶解して得た溶解液
は、Zr 0C12を主成分とし、Na CJlは、Z
r 0Cf2100に対し、0.25〜0.40が存在
するにすぎない。次に、塩酸溶解液中の未分解鉱石およ
びSiO2・nH2Oを濾過分離して晶析母液とし、必
要により濃縮し、冷却することによりZr0CJ12・
8H20結晶を得る。
次に本発明の実施例について説明する。
実施例1 ジルコンサンド”l0K9にNaO811Ngを混合し
、800℃で60分間か焼した。得られたアルカリ融解
物18.7Kgを約5Ofの水で30分間浸出し、濾過
分離して12.2Kyの水浸出物を得た。次に、この水
浸出物を6%塩酸液30KgでpH6に調整しながら3
0分間浸出し、濾過分離して10.6Kgの酸浸出物を
得た。酸浸出前後のZr濃縮物のNa含有率およびNa
 /Zr比を第1表に示す。この酸浸出物を30%塩酸
液17.6に9で105℃において120分間で溶解し
、未分解鉱石0.5kyおよび5i02・ nH2O約
0.5Kflを濾過分離し、zr OCJ!溶液25.
4Kflを得た。次にこれを晶析母液として10℃まで
冷却し、Zr 0CJ12・8H2o結晶を晶析し、こ
れを遠心分離により15.6/(g得た。これは、晶析
母液中のZr0Cf2の94.4%に相当する。得られ
たZr0CJ12・8H20の組成例を第3表に示す。
第1表 第2表 第3表 9一 実施例2 ジルコンサンド25KgにNaOH27,5Kyを混合
し、800℃で60分間か焼した。得られたアルカリ融
解物47.2Kyを約1251の水で1時間浸出し、濾
過分離した。次にこの濾過ケーキを7.5%塩酸液で濾
液のpl−1が5になるまで洗浄し、洗浄物(M浸出物
相当>27.5に9を得た。
酸洗浄前後のZr1l縮物のNa含有率およびNa /
Zr比を第4表に示す。この酸洗浄物を実施例1と同様
に酸溶解、未分解鉱石・ 5i02・ nl−120の分離、晶析、遠心分離をし
て、第5表に組成例を示すzrocJ12・8H20の
結晶を得た。
この結晶の回収率は92%に相当する。
第  4  表 !−j−二り 本発明によって得られるZr0CJ12・8H20結晶
中のNa CJl含有率は、実施例1゜2に示したよう
に、およそ0.005〜0.010%である。これは、
従来法による場合が、通常0.7〜1.9%であること
から従来法の約1/ 100〜1/ 200に相当する
低濃度である。もちろん、従来法でも再結晶を繰返すこ
とにより本発明と同程度のNa CJl含有率のZr0
CJ12・8H20結晶を得ることはできるが、回収率
は70%以下となる。本発明における回収率90%以上
は、これに比較すると著しく高いものである。
このように低Na C4のZr0CJ1.2・8H20
が従来法に比べ高収率で得られるのは従来法では晶析母
液中のNa CJl濃度が10〜12%(Zr 0CJ
12濃度35〜40%に対し)であるのに対し、本発明
では晶析母液中のNa Cf1llf!度が0.1〜0
.2%(ZrOCJ12濃度35〜40%に対し)であ
る。このため晶析率を90〜95%と著しく高くしても
、晶析残液中のNa Cl!11度は0.5%以下程度
であり、晶析中にNa CJIが共晶する可能性はなく
、付着液分として結晶に含有されるNa CJllも極
めてわずかとなるためである。
(発明の効果) 以上説明したように、本発明によればジルコニウム濃縮
物中の高濃度ナトリウムを酸浸出工程で除去するので、
濾過分離工程で得られる濾液中のナトリウム濃度を著し
く下げ、晶析率を高くしてもナトリウム分の共晶を防止
できる。この結果、ナトリウム含有量の少ないオキシ塩
化ジルコニウムを高収率で製造することができる。
【図面の簡単な説明】
第1図は塩酸浸出後のZr濃縮物中のNa/Zrと浸出
時のpH値との関係を示す図、第2図は本発明方法の一
例を示す説明図、第3図は従来法の説明図である。 Na2ZrO3・Na2sio3Na2ONa2ZrO
3・Zr○(OH)2 Na2zr03J!ro(oH)2 第2図

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 ジルコンサンドにアルカリ融解剤を混合して、混合物を
    アルカリ融解する工程と、 アルカリ融解工程で得た融解物を水浸出してジルコニウ
    ム濃縮物を得る工程と、 ジルコニウム濃縮物をpH2〜8で酸浸出する工程と、 酸浸出後のジルコニウム濃縮物を酸で溶解して濾過分離
    する工程と、 濾過分離工程で得た濾液を晶析してオキシ塩化ジルコニ
    ウムを得る工程とを具備した オキシ塩化ジルコニウムの製造方法。
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Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE4022885A1 (de) * 1989-07-18 1991-01-31 Hitachi Ltd Verfahren zum neuadressieren eines speichers und speichersystem mit einer rangordnung
JP2007290189A (ja) * 2006-04-24 2007-11-08 Rengo Co Ltd 箱用段ボールシート開封部の位置検査装置
CN103265072A (zh) * 2013-05-29 2013-08-28 河南佰利联化学股份有限公司 一种氯氧化锆结晶方法
WO2015107830A1 (ja) * 2014-01-16 2015-07-23 第一稀元素化学工業株式会社 ジルコニウム塩化物水溶液の製造方法
CN104817110A (zh) * 2015-03-04 2015-08-05 郭志斌 一种锆英砂沸腾氯化法生产高纯氧氯化锆及联产四氯化硅的方法

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE4022885A1 (de) * 1989-07-18 1991-01-31 Hitachi Ltd Verfahren zum neuadressieren eines speichers und speichersystem mit einer rangordnung
US5317704A (en) * 1989-07-18 1994-05-31 Hitachi, Ltd. Storage relocating method and hierarchy storage system utilizing a cache memory
JP2007290189A (ja) * 2006-04-24 2007-11-08 Rengo Co Ltd 箱用段ボールシート開封部の位置検査装置
CN103265072A (zh) * 2013-05-29 2013-08-28 河南佰利联化学股份有限公司 一种氯氧化锆结晶方法
WO2015107830A1 (ja) * 2014-01-16 2015-07-23 第一稀元素化学工業株式会社 ジルコニウム塩化物水溶液の製造方法
US9676635B2 (en) 2014-01-16 2017-06-13 Daiichi Kigenso Kagaku Kogyo Co., Ltd. Method for producing aqueous zirconium chloride solution
CN104817110A (zh) * 2015-03-04 2015-08-05 郭志斌 一种锆英砂沸腾氯化法生产高纯氧氯化锆及联产四氯化硅的方法

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