WO2023157826A1 - 亜鉛回収方法 - Google Patents

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WO2023157826A1
WO2023157826A1 PCT/JP2023/004931 JP2023004931W WO2023157826A1 WO 2023157826 A1 WO2023157826 A1 WO 2023157826A1 JP 2023004931 W JP2023004931 W JP 2023004931W WO 2023157826 A1 WO2023157826 A1 WO 2023157826A1
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zinc
aqueous solution
sodium hydroxide
component
containing aqueous
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PCT/JP2023/004931
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憲治 拝生
宏行 松浦
和彦 元場
咲子 朝長
芳恵 玉井
修司 母里
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株式会社キノテック
国立大学法人東京大学
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
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    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
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    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a zinc recovery method, and in particular, in addition to electric furnace dust generated during scrap melting and smelting in the electric furnace method, which is one of the ironmaking processes, blast furnace dust, blast furnace/converter dust, or RHF (Rotary Hearth Furnace: rotating It relates to a method for recovering zinc using primary or secondary dust such as hearth furnace dust or zinc-containing dust such as calcination of zinc concentrate as a raw material.
  • primary or secondary dust such as hearth furnace dust or zinc-containing dust such as calcination of zinc concentrate as a raw material.
  • electric furnace dust is generated as industrial waste that corresponds to about 1.5% to 2.0% of the steelmaking amount and contains zinc oxide components during scrap melting and smelting. Electric furnace dust is said to generate 8 million tons in the world and 400,000 tons in Japan.
  • Patent Document 1 relates to a method for producing zinc ingots, and relates to a process of producing a zinc-containing aqueous solution containing a zinc component using electric furnace dust or the like as a raw material, and converting the zinc component in the zinc-containing aqueous solution into a carbonate, a zinc-containing compound in at least one form of a hydroxide and an oxide, and chlorinating the zinc component of the zinc-containing compound to produce a purified zinc chloride containing purified zinc chloride; a step of dehydrating to produce anhydrous fused and purified zinc chloride containing dehydrated fused and purified zinc chloride; and electrolyzing the anhydrous fused and purified zinc chloride to produce zinc bare metal as an electrolytic product.
  • a configuration comprising:
  • the electric furnace dust 1 as a raw material containing a zinc-containing compound such as zinc oxide and an iron compound such as iron oxide and an aqueous solution of the alkaline agent 7 are brought into direct contact with each other to produce an aqueous alkaline agent solution 30 containing a zinc component as a zinc extract in which the zinc component is selectively extracted from the zinc-containing compound, and the aqueous solution of the alkaline agent 7.
  • the solid content that is not dissolved in the aqueous solution is the residue 20
  • ZnFe2O4 zinc ferrite
  • the present invention has been made through the above studies, and aims to provide a zinc recovery method capable of recovering zinc contained in electric furnace dust or the like while reliably decomposing zinc ferrite contained in the electric furnace dust or the like. aim.
  • the present inventors solved the problem that it is difficult to dissolve zinc ferrite contained in electric furnace dust or the like in an aqueous sodium hydroxide solution in the alkaline aqueous solution dissolution treatment of electric furnace dust or the like.
  • electric furnace dust containing zinc ferrite was heated to about 320°C in a container, immersed in molten sodium hydroxide, and held for about 1 hour.
  • a method for recovering zinc according to a first aspect of the present invention comprises a raw material containing a zinc component and zinc ferrite, or a treated raw material obtained by treating the raw material, and hydroxide in a molten state at a first temperature that is equal to or higher than the melting point of sodium hydroxide.
  • an alkali melting step of bringing into contact with molten sodium hydroxide, which is sodium, to decompose the zinc ferrite contained in the raw material or the treated raw material into a zinc oxide component and an iron oxide component in the molten sodium hydroxide;
  • molten sodium hydroxide which is sodium
  • a water dissolving step of obtaining a first zinc-containing aqueous solution containing a zinc component by dissolving the zinc oxide component in the aqueous solution of sodium hydroxide, and obtaining a poorly soluble substance containing an iron oxide component that is not dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution; and a zinc recovery step of recovering the zinc component derived from the zinc-containing aqueous solution of 1.
  • the present invention further provides that in the alkali melting step, the sodium hydroxide is added with hydrogen peroxide and sodium nitrate as an oxidizing agent, or sodium sulfite, sodium thiosulfate, and dithionite as a reducing agent.
  • a second aspect is adding at least one of sodium and zinc metal.
  • the present invention provides that the raw material is washed with an aqueous sodium hydroxide solution having a pH value within the range of 8.5 or more and 10.5 or less prior to the alkali melting step.
  • the third aspect is to further include a halogen cleaning step for cleaning the halogen component contained in the raw material.
  • the present invention applies a magnetic force to the raw material or the treated raw material through a magnet prior to the alkali melting step, and a magnetic beneficiation step separating a first concentrate consisting of components attached to said magnets from a second concentrate not attached to said magnets, depending on the magnetic strength of the components in said processed feedstock; and said second mineral concentrate is sent to selectively extract the zinc component contained in said second mineral concentrate by dissolving it in an aqueous sodium hydroxide solution to produce a second zinc-containing material containing said zinc component.
  • an alkaline aqueous solution dissolving step for obtaining an aqueous solution, wherein the first mineral concentrate is sent to the alkaline melting step as the treated raw material, and the zinc ferrite in the first mineral concentrate is dissolved in the oxidized
  • a fourth aspect is decomposing into the zinc component and the iron oxide component.
  • the present invention further comprises a cleaning step of cleaning the first zinc-containing aqueous solution, wherein the cleaning step comprises cleaning the first zinc-containing aqueous solution.
  • a deironization step of contacting potassium permanganate or hydrogen peroxide as an oxidizing agent to remove solidified iron, and contacting slaked lime or quicklime with the first zinc-containing aqueous solution from which the iron has been removed.
  • a desiliconization/decarbonation/defluorination step for removing the solidified silicate, carbonate, and fluorine respectively; and a substitution step of contacting the zinc-containing aqueous solution with metal zinc to reduce and deposit metal impurity components nobler than zinc to remove the metal impurity components.
  • a sixth aspect is to include an electrolysis step for obtaining electrolytically produced zinc.
  • a seventh aspect is to include a step of separating zinc carbonate.
  • the present invention further comprises a cleaning step of cleaning the second zinc-containing aqueous solution, wherein the cleaning step is performed as an oxidizing agent for the second zinc-containing aqueous solution.
  • a ninth aspect is to include an electrolysis step for obtaining electrolytically produced zinc.
  • the zinc recovery step includes converting the zinc component in the second zinc-containing aqueous solution or in the purified second zinc-containing aqueous solution into zinc carbonate.
  • a tenth aspect is to include a step of separating zinc carbonate.
  • the present invention provides, prior to the alkali melting step, contacting the raw material or the treated raw material with an aqueous sodium hydroxide solution, and The contained zinc component is dissolved in the sodium hydroxide aqueous solution and selectively extracted to obtain a third zinc-containing aqueous solution containing the zinc component, and containing zinc ferrite that is not dissolved in the sodium hydroxide aqueous solution.
  • an eleventh aspect is to obtain a fourth zinc-containing aqueous solution containing a zinc component by dissolving the zinc oxide component in the aqueous sodium hydroxide solution in the water dissolving step.
  • the fourth zinc-containing aqueous solution is sent to the alkaline aqueous solution dissolving step, and the zinc component contained in the fourth zinc-containing aqueous solution is selected.
  • a twelfth aspect is that the zinc-containing aqueous solution is effectively extracted and becomes part of the third zinc-containing aqueous solution.
  • the raw material is treated with an aqueous sodium hydroxide solution having a pH value within the range of 8.5 or more and 10.5 or less prior to the step of dissolving the alkaline aqueous solution.
  • a thirteenth aspect is to further include a halogen cleaning step of cleaning the halogen component contained in the raw material to obtain the treated raw material.
  • the present invention further comprises a cleaning step of cleaning the third zinc-containing aqueous solution, wherein the cleaning step comprises cleaning the third zinc-containing aqueous solution.
  • a deironization step of contacting potassium permanganate or hydrogen peroxide as an oxidizing agent to remove solidified iron, and contacting slaked lime or quicklime with the third zinc-containing aqueous solution from which the iron has been removed.
  • a fourteenth aspect of the present invention is to include a substitution step of bringing metal zinc into contact with the zinc-containing aqueous solution of (1) to reduce and deposit metal impurity components nobler than zinc to remove the metal impurity components.
  • the zinc recovery step includes electrolysis using the third zinc-containing aqueous solution or a purified zinc-containing aqueous solution as an electrolyte.
  • a fifteenth aspect is to include an electrolysis step for obtaining electrolytically produced zinc.
  • a sixteenth aspect includes a step of separating zinc carbonate.
  • the present invention provides that sodium hydroxide and zinc are allowed to remain in the electrolytic tail solution of the electrolysis step, and the sodium hydroxide and zinc are allowed to remain.
  • the electrolytic tailing liquid is brought into a molten state after evaporating water and brought into contact with the raw material or the treated raw material in the alkali melting step.
  • a raw material or treated raw material containing a zinc component and zinc ferrite and sodium hydroxide in a molten state at a first temperature that is equal to or higher than the melting point of sodium hydroxide.
  • sodium hydroxide is combined with hydrogen peroxide and sodium nitrate as oxidizing agents, or sodium sulfite, sodium thiosulfate and dithionite as reducing agents. Since at least one of sodium and zinc metal is added, zinc ferrite contained in electric furnace dust or the like can be more reliably decomposed.
  • the raw material prior to the alkali melting step, is washed with an aqueous sodium hydroxide solution having a pH value within the range of 8.5 or more and 10.5 or less, Since it further includes a halogen cleaning step for cleaning the halogen components contained in the raw material to obtain the treated raw material, the halogen components contained in the electric furnace dust or the like can be reliably eluted and washed.
  • a magnetic force is applied to the raw material or the treated raw material through a magnet, and the magnetic properties of the components in the raw material or the treated raw material are detected.
  • a magnetic concentrate that separates a first concentrate consisting of components attached to the magnets and a second concentrate that is not attached to the magnets according to the strength of the magnetic concentrate, and the second concentrate is sent to an alkaline aqueous solution dissolving step of dissolving and selectively extracting the zinc component contained in the second mineral concentrate in an aqueous sodium hydroxide solution to obtain a second zinc-containing aqueous solution containing the zinc component;
  • the first mineral concentrate is sent to the alkali melting process as a processed raw material, and the zinc ferrite in the first mineral concentrate is decomposed into zinc oxide components and iron oxide components, so energy consumption is reduced. In this manner, zinc contained in the electric furnace dust or the like can be efficiently recovered while the zinc ferrite contained in the electric furnace dust or the like is more reliably decomposed.
  • the cleaning step of cleaning the first zinc-containing aqueous solution is further provided, and the cleaning step is performed as an oxidizing agent for the first zinc-containing aqueous solution.
  • the zinc recovery step performs electrolysis using the first zinc-containing aqueous solution or a purified first zinc-containing aqueous solution as the electrolyte, Since the method includes an electrolysis step for obtaining produced zinc, it is possible to stably recover electrolytically produced zinc with reduced impurity contamination at a high yield.
  • the zinc recovery step separates the zinc component in the first zinc-containing aqueous solution or in the purified first zinc-containing aqueous solution as zinc carbonate. Since the process includes a step of separating zinc carbonate, it is possible to stably recover zinc carbonate in which contamination with impurities has been reduced with a high yield.
  • the cleaning step of cleaning the second zinc-containing aqueous solution is further provided, and the cleaning step is performed as an oxidizing agent for the second zinc-containing aqueous solution.
  • the zinc recovery step performs electrolysis using the second zinc-containing aqueous solution or a purified second zinc-containing aqueous solution as the electrolyte, Since the method includes an electrolysis step for obtaining produced zinc, it is possible to stably recover electrolytically produced zinc with reduced impurity contamination at a high yield.
  • the zinc recovery step separates the zinc component in the second zinc-containing aqueous solution or in the purified second zinc-containing aqueous solution as zinc carbonate. Since the process includes a step of separating zinc carbonate, it is possible to stably recover zinc carbonate in which contamination with impurities has been reduced with a high yield.
  • the raw material or treated raw material prior to the alkali melting step, is brought into contact with an aqueous sodium hydroxide solution to remove the zinc component contained in the raw material or treated raw material. is dissolved in an aqueous sodium hydroxide solution and selectively extracted to obtain a third zinc-containing aqueous solution containing a zinc component, and an alkaline aqueous solution dissolving step for obtaining a poorly soluble substance containing zinc ferrite that is not dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution.
  • the difficultly soluble matter containing zinc ferrite is sent as a treated raw material to the alkali melting step, decomposed into zinc oxide components and iron oxide components, and in the water dissolving step, the zinc oxide component is added to the aqueous sodium hydroxide solution. is obtained by dissolving the fourth zinc-containing aqueous solution containing the zinc component, so that the zinc ferrite contained in the electric furnace dust etc. is more reliably decomposed in a manner with reduced energy consumption, and the electric furnace dust etc. The contained zinc can be efficiently recovered.
  • the fourth zinc-containing aqueous solution is sent to the alkaline aqueous solution dissolving step, and the zinc component contained in the fourth zinc-containing aqueous solution is selectively , and becomes a part of the third zinc-containing aqueous solution, zinc contained in electric furnace dust or the like can be recovered more efficiently.
  • the raw material prior to the alkaline aqueous solution dissolving step, is washed with an aqueous sodium hydroxide solution having a pH value within the range of 8.5 or more and 10.5 or less. Since it further includes a halogen cleaning step for cleaning the halogen components contained in the raw material to obtain the treated raw material, the halogen components contained in the electric furnace dust etc. can be reliably eluted and washed.
  • the method for recovering zinc in the fourteenth aspect of the present invention further comprises a cleaning step of cleaning the third zinc-containing aqueous solution, wherein the cleaning step uses an oxidizing agent as an oxidizing agent for the third zinc-containing aqueous solution.
  • the zinc recovery step performs electrolysis using the third zinc-containing aqueous solution or a purified third zinc-containing aqueous solution as the electrolyte, Since the method includes an electrolysis step for obtaining produced zinc, it is possible to stably recover electrolytically produced zinc with reduced impurity contamination at a high yield.
  • the zinc recovery step separates the zinc component in the third zinc-containing aqueous solution or in the purified third zinc-containing aqueous solution as zinc carbonate. Since the process includes a step of separating zinc carbonate, it is possible to stably recover zinc carbonate in which contamination with impurities has been reduced with a high yield.
  • sodium hydroxide and zinc are left in the electrolytic tail solution in the electrolysis step, and the water content of the electrolytic tail solution in which sodium hydroxide and zinc are left is removed. Since it is brought into contact with raw materials or treated raw materials in the alkali melting step in a molten state after evaporation, electrolytically generated zinc with reduced contamination of impurities is obtained in a manner that reduces the consumption of sodium hydroxide and has a good yield. It can be collected stably.
  • FIG. 1 is a process diagram of a zinc recovery method according to a first embodiment of the present invention.
  • FIG. 2 is a process diagram of a method for recovering zinc according to the second embodiment of the present invention.
  • FIG. 3 is a process diagram of a zinc recovery method according to a third embodiment of the present invention.
  • FIG. 4 is a process diagram of a zinc recovery method according to a fourth embodiment of the present invention.
  • FIG. 1 is a diagram showing the steps of the method for recovering zinc in this embodiment.
  • a dehalogenation cleaning step 101 As shown in FIG. 1, in the zinc recovery method of the present embodiment, a dehalogenation cleaning step 101, an alkali melting step 102, a water dissolving step 103, a cleaning step 104, and an electrolysis step 105 are sequentially performed. Corresponds to the recovery process.
  • electric furnace dust 1 will be described as a representative raw material used in such a recovery method, but such raw materials are zinc compounds such as zinc oxide, iron compounds such as iron oxide, and compounds of iron and zinc.
  • Any material containing at least zinc ferrite may be used, and in addition to electric furnace dust, primary or secondary dust such as blast furnace dust, blast furnace/converter dust, or RHF (Rotary Hearth Furnace) dust, or zinc concentrate
  • primary or secondary dust such as blast furnace dust, blast furnace/converter dust, or RHF (Rotary Hearth Furnace) dust, or zinc concentrate
  • RHF Rotary Hearth Furnace
  • electric furnace dust 1 as a raw material containing a zinc compound such as zinc oxide, an iron compound such as iron oxide, and zinc ferrite, which is a compound of iron and zinc, is washed with a cleaning liquid 2.
  • the halogen components such as chlorine and fluorine adsorbed on the electric furnace dust 1 are eluted and separated from the electric furnace dust 1 to obtain the washed electric furnace dust 3 .
  • the cleaned electric furnace dust 3 is sent to the next alkali melting process 102 .
  • the cleaning liquid 2 an aqueous solution of a strong alkaline agent that is highly effective in eluting halogen components from the electric furnace dust 1 can be suitably used. can be suitably used as the cleaning liquid 2.
  • electric furnace dust 1 crushed to a predetermined size or less in advance is immersed in an aqueous sodium hydroxide solution as the cleaning liquid 2, and the immersed electric furnace dust 1 is immersed in the aqueous sodium hydroxide solution.
  • the electric furnace dust 1 is stirred for a predetermined period of time to form a slurry, and the halogen component adhering to the slurry is eluted from the electric furnace dust 1 .
  • the pH value of the slurry-like electric furnace dust 1 is less than 8.5, the amount of halogen components eluted from the electric furnace dust 1 cannot be secured as a practical amount, and the electric furnace dust 1
  • the pH value is preferably 8.5 or higher because unnecessary elution of zinc and lead components from the solution occurs.
  • the pH value of the slurry-like electric furnace dust 1 exceeds 10.5, the zinc component is extracted from the electric furnace dust 1, and the zinc in the washed electric furnace dust 3 to be sent to the next step It would be preferable for the pH value to be below 10.5, as this would reduce the amount of ingredients.
  • the pH value of the sodium hydroxide aqueous solution as the cleaning liquid 2 within the range of 8.5 or more and 10.5 or less.
  • the electric furnace dust 1 is washed with the cleaning liquid 2, and the used cleaning liquid 4 containing the eluted halogen component adsorbed to the electric furnace dust 1 may be simply discharged as a waste liquid, or may be discharged as a further chlorine component. may be repeatedly used as the cleaning liquid 2 for cleaning the electric furnace dust 1 again within the range where the elution of is possible.
  • the reason why the dehalogenation cleaning step 101 is provided before the alkali melting step 102 and the water dissolving step 103 is that the zinc ferrite in the electric furnace dust 1 can be decomposed and the zinc component can be extracted more appropriately. It's for.
  • the dehalogenation cleaning step 101 may be omitted.
  • the washed electric furnace dust 3 and the molten sodium hydroxide in which the sodium hydroxide 5, which is a strong alkaline agent, is in a molten state are melted under a temperature environment equal to or higher than the melting point of the sodium hydroxide 5.
  • zinc-containing solidified material 6 in which zinc ferrite is decomposed is obtained.
  • sodium hydroxide 5 is particularly used among the strong alkaline agents is that the property that zinc ferrite can be rapidly decomposed by making sodium hydroxide 5 into a molten state is taken into consideration.
  • the zinc-containing solidified material 6 from which zinc ferrite has been decomposed is sent to the next water dissolution step 103 .
  • the washed electric furnace dust 3 is immersed in an aqueous sodium hydroxide solution, which is an aqueous solution of sodium hydroxide 5, and the sodium hydroxide aqueous solution in which the washed electric furnace dust 3 is immersed is heated to remove the water content. is evaporated, and a mixture of the washed electric furnace dust 3 and sodium hydroxide 5 is heated until the melting point of the sodium hydroxide 5 is exceeded, and the sodium hydroxide 5 is melted to form molten sodium hydroxide. Molten sodium hydroxide and washed electric furnace dust 3 are brought into contact for about a predetermined time to decompose zinc ferrite contained in the electric furnace dust 3 into zinc oxide components and iron oxide components. A chemical formula in such a case is shown in (Formula 1) below.
  • the water content is is preferably brought into contact with the cleaned electric furnace dust 3 .
  • the alkali melting step 102 a mixture of the washed electric furnace dust 3 and sodium hydroxide 5 is heated until the melting point of the sodium hydroxide 5 is exceeded, and the washed electric furnace dust 3 and molten sodium hydroxide are brought into contact with each other.
  • the lower limit is a value equal to or higher than the melting point (about 318 ° C.) of sodium hydroxide 5 from the viewpoint of reliably maintaining the sodium hydroxide 5 in a molten state. is necessary, and considering practical variations, a value of 320° C. or higher is preferable.
  • the upper limit of the temperature range in this case is, of course, required to be a value lower than the boiling point of sodium hydroxide 5, but since the boiling point is a high temperature exceeding 1300° C., it is necessary to decompose the zinc ferrite.
  • a value of 600° C. or less is preferable in consideration of the amount of applied energy and the decomposition efficiency.
  • potassium hydroxide or sodium carbonate can be used as an alkaline agent that can be applied to generate a molten salt for decomposing zinc ferrite.
  • oxidizing agents added to the molten salt to promote the decomposition of zinc ferrite include hydrogen peroxide and sodium nitrate, and similarly reducing agents added to the molten salt include sodium sulfite and sodium thiosulfate. , sodium dithionite and zinc metal.
  • reducing agents added to the molten salt include sodium sulfite and sodium thiosulfate. , sodium dithionite and zinc metal.
  • alkaline agent, oxidizing agent and reducing agent are used properly depending on the state of impurities.
  • sodium hydroxide 5 preferably has a weight that is at least twice the weight of zinc and iron in the zinc ferrite.
  • the alkali melting step 102 is in a high-temperature environment at least at the melting point of sodium hydroxide 5 or higher, when the sodium hydroxide 5 once turned into an aqueous solution or the electrolytic tailing liquid 14 is introduced into this step, it is included therein. Moisture evaporates into water vapor. Therefore, while the water vapor is passed through a heat exchanger to cool and liquefy and return to water, the heat obtained by the heat exchanger is used in the alkali melting step 102 and the alkaline aqueous solution dissolving step 106 described in the second embodiment. Using it for heating is preferable from the viewpoint of improving the thermal efficiency in the alkali melting step 102 and reducing the amount of energy consumption.
  • an organic substance that reacts with chlorine to generate a volatile compound is added to an aqueous solution of sodium hydroxide 5 or an electrolytic tailing liquid 14, and the cleaned electric furnace dust 3 is immersed in the solution to hydrate.
  • the water in the aqueous solution of sodium 5 and the electrolytic tailing liquid 14 evaporates, it is preferable to react the organic matter with the chlorine in the washed electric furnace dust 3 and volatilize it as a volatile organic chlorine compound.
  • the concentration of the chlorine component contained in the washed electric furnace dust 3 is reduced, the zinc ferrite is decomposed, and the zinc-containing solidified material 6 with a reduced chlorine concentration can be obtained.
  • a practical preferred example of such an organic substance is ethanol, and in such a case, ethanol is reacted with chlorine in the washed electric furnace dust 3 to generate chloroform, which is a volatile organic chlorine compound. This will be dissipated.
  • water 7 is added to the zinc-containing solidified substance 6 in which the zinc ferrite is decomposed under a temperature environment below the melting point of sodium hydroxide, typically below the boiling point of water (100° C.).
  • An aqueous sodium hydroxide solution produced thereby and a sparingly soluble matter containing an iron oxide component that is not dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution are obtained.
  • the zinc oxide component obtained by decomposing the zinc ferrite and the zinc oxide component originally contained in the electric furnace dust 1 are dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution, and the aqueous sodium hydroxide solution contains zinc.
  • An aqueous sodium hydroxide solution 8 is obtained.
  • the mixture of the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 and the hardly soluble matter containing the iron oxide component is filtered to separate the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 and the hardly soluble matter containing the iron oxide component by filtration (solid-liquid separation). do.
  • the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 from which the sparingly soluble matter containing the iron oxide component has been separated in this manner is sent to the next cleaning step 104 after the concentration of zinc contained therein is increased, where it contains the iron oxide component.
  • the sparingly soluble matter is discharged as residue 9 .
  • next cleaning step 104 first, the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 is brought into contact with potassium permanganate or hydrogen peroxide 10a as an oxidizing agent to solidify iron, and the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 is solidified.
  • potassium permanganate or hydrogen peroxide 10a as an oxidizing agent to solidify iron
  • the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 is solidified.
  • a zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution from which the iron 12a has been removed is obtained (deironization step).
  • slaked lime or quicklime 10b is brought into contact with the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution from which the iron 12a is separated in this way to solidify the silicate, carbonate and fluorine 12b, and the zinc-containing from which the iron 12a is separated.
  • Silicate, carbonate and fluorine 12b are further separated from the sodium hydroxide aqueous solution and discharged as a residue to provide a zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution in which silicate, carbonate and fluorine 12b are separated in addition to iron 12a. obtained (steps of desiliconization, decarbonation and defluoridation).
  • metal zinc 10c is brought into contact with the aqueous zinc-containing sodium hydroxide solution from which iron 12a, silicates, carbonates and fluorine 12b have been removed in this way, and zinc in zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8
  • the more noble metal impurity component 12c is reduced and deposited to obtain the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 11 and the precipitated metal impurity component 12c, which are obtained by further cleaning the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8.
  • Such a final step in the cleaning step 104 is a replacement step (cementation step) in which metallic zinc 10c is applied.
  • the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 11 cleaned in this way is sent to the next electrolysis step 105, and the metal impurity component 12c is discharged as a residue.
  • the metallic zinc 10c is typically introduced into the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 as metallic zinc powder, and the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 into which the metallic zinc powder has been introduced is heated. Stirring at a high speed while maintaining the predetermined temperature accelerates the cementation reaction, and as a result, metal impurity components nobler than zinc in the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 can be precipitated quickly.
  • the metallic zinc 10c may be applied as a metallic zinc plate rather than a metallic zinc powder, in which case the zinc-containing aqueous sodium hydroxide solution 8 is directed toward the stationary fixed metallic zinc plate.
  • the cementation reaction is also accelerated by being flowed and brought into contact with the metal zinc plate.
  • metallic zinc powder when metallic zinc powder is used, the entire surface of the metallic zinc powder is covered with precipitated metallic impurity components during the cementation reaction, and the central portion of the metallic zinc powder can contribute to the cementation reaction.
  • the degree of freedom in setting the contact area between it and the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 is high, so the contact area can be increased, and the cementation reaction In addition to being able to reliably accelerate the process, it is also possible to quickly replace the metal zinc plate on which metal impurity components have precipitated.
  • the metal zinc plate may be rotated with respect to the flow of the zinc-containing aqueous sodium hydroxide solution 8 .
  • the cleaning step 104 when the iron removal step, the silicon removal, decarbonation, defluoridation step, and the replacement step are employed, the iron removal step, the silicon removal, decarbonation, defluoridation step, and the replacement step are performed in this order.
  • the deironization step is an oxidation step for removing precipitates, which are oxides such as iron and manganese obtained by an oxidizing agent, while the replacement step is a reduction step.
  • the oxidative deironization step it is highly necessary to perform the oxidative deironization step before the reduction substitution step.
  • the cost of removing iron in the reduction substitution process is relatively high compared to the cost of removing iron in the oxidative deironization process. It is preferable to perform the iron removal step before the replacement step.
  • the desiliconization, decarbonation, and defluoridation process which removes silicates, carbonates, and fluorine by adding slaked lime or ortholime, is theoretically superior to the oxidative deironization process and the reduction substitution process.
  • the order of execution does not matter, according to the knowledge obtained from the experimental results obtained so far, the desiliconization, decarbonation, and defluoridation steps are performed after the oxidative deironization step and before the reduction substitution step. It was found that the removal rate of such impurities was most improved when the deferrous step, the desiliconizing/decarbonating/defluorinating step, and the substitution step were performed in that order, when the cleaning step was performed before.
  • the iron removal process, the silicon removal/decarbonate/fluorination process, and the replacement process are executed in this order.
  • the cleaning step 104 may be omitted when the zinc-containing aqueous sodium hydroxide solution 8 contains few impurity components such as iron, silicon, carbonate, fluorine, and metals nobler than zinc.
  • a demanganization step for removing manganese by adding an oxidizing agent or the like and a dechlorination step for dechlorinating by adding copper (I) oxide or silver nitrate may be employed. It is also possible to combine these steps as needed. However, if it is considered that the halogen component is reduced in advance in the dehalogenation cleaning step 101 or that the chlorine component can be reduced in the alkali melting step 102, the demanganization step is preferred over the dechlorination step. It can be said that the degree is higher.
  • electrolysis is performed using the cleaned zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 11 as an electrolyte, and electrolytically produced zinc 13, which is an electrolysis product, is deposited on the cathode side, and solid-liquid separation is performed. Recovered as a solid.
  • the electrolytic solution 14, which is the electrolytic solution after the electrolytically generated zinc 13 has been recovered may be discharged as it is as a waste liquid, but since it contains sodium hydroxide, the electrolytic solution 14 is returned to the alkali melting step 102 as it is.
  • the electrolytic tailing liquid 14 can be produced without using new sodium hydroxide 5 in the alkali melting step 102 from the middle of the current zinc recovery method or from the start of the next zinc recovery method.
  • a chisel may be used to bring it into contact with the cleaned electric furnace dust 3 .
  • the zinc component may be left in the electrolytic tailing liquid 14 and the zinc-containing electrolytic tailing liquid 14 may be returned to the alkali melting step 102 as it is.
  • the electrolyzed tail liquid 14 is used as an electrolytic solution in the electrolysis step 105 while increasing the zinc concentration through at least the alkali melting step 102 and the water dissolving step 103.
  • the electrolyzed tail liquid 14 preferably contains sodium hydroxide at a concentration of 200 g/L or higher and zinc at a concentration of 10 g/L or higher.
  • Example 1 In the alkali melting step 102, the electric furnace dust 3 (weight: 150 g) after completion of the dehalogenation cleaning in the dehalogenation cleaning step 101 and the electrolytic tailing liquid 14 (volume: When 1 L) was charged into an iron crucible and heated, the liquid temperature was about 300 ° C., and the evaporation of water stopped. did. After 1 hour has passed, the heating is stopped, and in the water dissolving step 103, when the temperature of the solidified product produced by cooling the melt 6 becomes less than 100°C, water injection is started, and the volume is reduced to 1 L with water. Dilution was performed by diluting.
  • this leachate was subjected to cementation by contacting the zinc metal (powder or plate) 10c at a liquid temperature of 60° C. for 24 hours to remove impurities such as Cu, Pb, Cd and Ni 12c.
  • electrowinning was performed in the electrolysis step 105 .
  • the electrowinning conditions were set such that the current density was 600 A per square meter, the electrolyte concentration was 400 g/L for NaOH and 50 g/L for Zn, and the temperature of the electrolyte was 40°C. Electrolytically generated zinc 13 with a purity of 99.995% was obtained.
  • a liquid supply tank was used to circulate and supply the electrolytic solution so that the concentration of Zn in the electrolytic solution was 55 g/L and the concentration of Zn in the electrolytic solution was 50 g/L.
  • a part of the electrolytic tailing liquid 14 is extracted and used as the leachate 8 in the subsequent water dissolving step 103 via the alkaline aqueous solution before evaporation in the alkali melting step 102.
  • the concentration of Zn was increased from 50 g/L to 110 g/L.
  • the analysis values of leachate 11 (cleaned zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution) after cleaning by cementation are shown in Table 1 below. .
  • FIG. 2 is a diagram showing the steps of the zinc recovery method in this embodiment.
  • the zinc recovery method according to the present embodiment has an alkaline aqueous solution dissolution step 106 immediately following the dehalogenation cleaning step 101 as compared with the zinc recovery method according to the first embodiment.
  • the main difference is that In the present embodiment, the description will focus on such differences, and the same constituent elements will be given the same reference numerals, and the description thereof will be omitted or simplified.
  • an alkaline aqueous solution dissolving step 106 is provided immediately after the dehalogenation cleaning step 101 .
  • the reason why the dehalogenation cleaning step 101 is provided before the alkali aqueous solution dissolving step 106 is that the zinc component in the electric furnace dust 1 can be extracted more appropriately.
  • the washed electric furnace dust 3 is brought into contact with an aqueous sodium hydroxide solution, which is an aqueous solution of sodium hydroxide 5, so that zinc contained in the washed electric furnace dust 3 is dissolved.
  • the components are dissolved in an aqueous sodium hydroxide solution and selectively extracted to obtain an aqueous zinc-containing sodium hydroxide solution 15 containing a zinc component, and a sparingly soluble matter 16 containing zinc ferrite that is not dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution. It is.
  • the reason why sodium hydroxide is used as the strong alkaline agent is that the zinc component can be efficiently extracted and that it can be shared with the one used in the alkali melting step 102 .
  • the electric furnace dust 3 is brought into contact with an aqueous sodium hydroxide solution, and the zinc component contained in the washed electric furnace dust 3 is dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution to selectively extract the zinc-containing sodium hydroxide containing the zinc component.
  • the chemical formula for obtaining the aqueous solution 15 is shown in (Formula 2) below.
  • the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 15 thus obtained is sent to the next cleaning step 104, while the poorly soluble matter 16 containing zinc ferrite obtained on the other hand is sent to the alkali melting step 102,
  • the zinc ferrite decomposes into a zinc oxide component and an iron oxide component.
  • the zinc-containing solidified material 6 in which the zinc ferrite is decomposed is sent to the next water dissolution step 103 to become the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8, which is sent to the alkaline aqueous solution dissolution step 106, and is sent to the zinc-containing
  • the zinc component contained in the sodium hydroxide aqueous solution 8 is selectively extracted and becomes a part of the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 15 .
  • the zinc-containing aqueous sodium hydroxide aqueous solution 8 is generated and sent to the alkaline aqueous solution dissolving step 106, it is used together with the sodium hydroxide 5 to Alternatively, without using sodium hydroxide 5, the zinc-containing aqueous sodium hydroxide solution 8 may be used to bring it into contact with the cleaned electric furnace dust 3.
  • an alkaline aqueous solution dissolving step 106 is provided, and the poorly soluble matter 16 containing zinc ferrite is sent from the alkaline aqueous solution dissolving step 106 toward the alkali melting step 102, and the zinc from which the zinc ferrite is decomposed is
  • the so-called countercurrent two-stage treatment process is adopted in which the contained solidified material 6 is sent to the alkali aqueous solution dissolution process 106 as a zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 via the following water dissolution process 103. For some reason.
  • the alkali melting step 102 is a treatment that requires a higher temperature environment than the alkaline aqueous solution dissolving step 106, and thus consumes a large amount of energy. This is because, by performing the treatment not only in the alkali melting step 102 but also in the alkaline aqueous solution dissolving step 106, the processing time in the alkali melting step 102 can be shortened, and the energy consumption can be reduced. . For example, in a certain electric furnace dust 1, if 88% of the zinc component is contained in zinc oxide and the remaining 12% is contained in zinc ferrite, an alkaline aqueous solution dissolution that can be performed in a temperature environment of 100 ° C.
  • the electrolytic tailing liquid 14 is returned to the alkaline aqueous solution dissolving step 106, and the washed electric furnace dust 3 is brought into contact with the electrolytic tailing liquid 14 alone or together with the aqueous sodium hydroxide solution. It may be used as an alkaline aqueous solution for
  • Example 2 In the alkali melting step 102, the dust 16 (among the contained zinc components, the zinc oxide is dissolved by the alkaline aqueous solution leaching, and the zinc component in the zinc ferrite remains. : Weight 70 g) and electrolytic tailing liquid 14 (NaOH concentration 450 g / L, Zn concentration 50 g / L: volume 1 L) were placed in a 2 L iron container and heated and stirred, and the liquid temperature was about 300. After that, the temperature was further increased to 400°C and this was maintained for 1 hour.
  • electrolytic tailing liquid 14 NaOH concentration 450 g / L, Zn concentration 50 g / L: volume 1 L
  • the heating was stopped, and in the water dissolution step 103, the melt 6 was cooled down to less than 100° C., water was started to be poured, and diluted to the original volume of 1 L. Stirring was carried out while heating until the liquid temperature reached 100° C., and the slurry was filtered after confirming that the zinc component was dissolved by maintaining this state for several hours. After filtration, the cake of the solid (iron residue 9) was washed and analyzed, confirming that 98% or more of the Zn in the electric furnace dust 1 was dissolved.
  • the electric furnace dust 3 (weight: 175 g) after completion of dehalogenation cleaning in the dehalogenation cleaning step 101 and the filtrate 8 (volume: 1 L) after completion of the alkali melting step 102 and water dissolution step 103 are used. was placed in an iron reaction vessel and heated with stirring to raise the liquid temperature to 120° C., and this liquid temperature was maintained for 2 hours. At this time, while the liquid temperature reached 120°C, the water content evaporated and the dissolved components were concentrated. After 2 hours had passed, the solution was filtered and solid-liquid separated. At that time, about 70 g of solid (iron residue) 16 was collected by dry weight.
  • This dust is used as the primary leaching completed dust, which is used as a raw material for the subsequent alkali melting step 102 .
  • concentration of Zn in the liquid obtained by solid-liquid separation was increased to approximately NaOH (concentration of 450 g/L) and Zn (concentration of 120 g/L) as the leachate 15 .
  • an oxidizing agent (KMnO4, H2O2) 10a was added using this leachate 15 as an oxidizing cleaning liquid, and after stirring for 1 hour, precipitates were separated by filtration.
  • CaO 10b was added to this leachate as a Ca purification liquid, and after stirring for 1 hour, the precipitate was separated by filtration.
  • this leachate was subjected to cementation for contacting zinc metal (powder or plate) 10c at a liquid temperature of 60° C. for 24 hours to remove impurities such as Cu, Pb, Cd and Ni 12c.
  • Electrowinning was performed in electrolysis step 105 using the leachate 11 for which a series of liquid purification up to this cementation was completed as an electrolytic solution. Electrowinning conditions were set such that the current density was 600 A per square meter, the electrolyte concentration was 450 g/L for NaOH and 55 g/L for Zn, and the temperature of the electrolyte was 40°C. As a result, electrolytically generated zinc 13 with a purity of 99.995% was obtained.
  • the concentration of the electrolytic solution As for the concentration of the electrolytic solution, a feed tank was used in which the Zn concentration in the electrolyte feed solution was 55 g/L and the Zn concentration in the electrolytic tail solution was 50 g/L. A part of the electrolytic tailing liquid 14 is extracted and passed through the alkaline aqueous solution before evaporation in the alkaline melting step 102, and used as the leaching solutions 8 and 15 in the subsequent water dissolving step 103 and alkaline aqueous solution dissolving step 106. The Zn concentration of 50 g/L was increased to 120 g/L by dissolving in an alkaline aqueous solution.
  • FIG. 3 is a diagram showing the steps of the zinc recovery method in this embodiment.
  • step 107 is the main difference.
  • the description will focus on such differences, and the same constituent elements will be given the same reference numerals, and the description thereof will be omitted or simplified.
  • the magnetic separation step 107 can be performed before the dehalogenation cleaning step 101 if the electric furnace dust 3 before cleaning can be subjected to magnetic separation. Further, the magnetic beneficiation process 107 may be applied to the zinc recovery method according to the first embodiment.
  • a magnetic beneficiation process 107 is provided immediately after the dehalogenation cleaning process 101, and prior to the alkaline aqueous solution dissolving process 106, the magnetic beneficiation process 107 is typically applied to the cleaned electric furnace dust 3 by an electromagnet.
  • a magnetic force is applied through a certain magnet, and the washed electric furnace dust 3 is separated from the adherent concentrate 18 consisting of components (mainly zinc ferrite and iron components) attached to the magnet according to the magnetic strength of the components inside.
  • a residual mineral concentrate 19 other than the attached mineral concentrate 18 in the washed electric furnace dust 3 and not attached to the magnet in the magnetic separation process 107, a commercially available wet high magnetic force magnetic separator can be used.
  • Deposited mineral concentrate 18 is sent to an alkaline melting process 102 where it is contacted with molten sodium hydroxide to decompose zinc ferrite in the deposited mineral concentrate 18 into zinc oxide and iron oxide components, thus decomposing zinc ferrite.
  • the decomposed zinc-containing solidified material 6 is sent to the next water dissolution step 103 .
  • water 7 is brought into contact with zinc-containing solidified matter 6 in which zinc ferrite has been decomposed to obtain zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 8 and residue 9 composed of hardly soluble substances containing iron oxide components.
  • the residue 9 contains a large amount of zinc component
  • part or all of the residue 9′ is sent to the alkaline aqueous solution dissolution step 106, and the zinc component is may be selectively extracted.
  • the residual mineral concentrate 19 is sent to an alkaline aqueous solution dissolution step 106, where the zinc component contained in the residual mineral concentrate 19 is dissolved in an aqueous sodium hydroxide solution and selectively extracted to obtain zinc-containing water containing zinc components.
  • An aqueous sodium oxide solution 15 is obtained, and a sparingly soluble substance 16 that is not dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution is obtained.
  • the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 15 thus obtained is sent to the next cleaning step 104, while the sparingly soluble matter 16 obtained on the other hand is discharged as a residue.
  • Zinc ferrite may be decomposed into a zinc oxide component and an iron oxide component.
  • the magnetically attached dust 18 (referring to the component adhering to the magnet in the total weight of 175 g of the electric furnace dust, the weight of which is 67 g) and the alkali Electrolytic tailing liquid 14 (NaOH concentration 450 g/L and Zn concentration 50 g/L: volume 1 L) was charged into a 2 L iron container and heated and stirred. , which was further heated to raise the temperature to 400°C and held for 1 hour. After 1 hour, the heating was stopped, and in the water dissolution step 103, the melt 6 was cooled down to less than 100° C., water was started to be poured, and diluted to the original volume of 1 L.
  • the iron leaching residue 9 can also be put into the alkaline aqueous solution dissolving step 106 when dissolution of zinc is insufficient.
  • the non-magnetic dust 19 (the component that did not adhere to the magnet in the total weight of 175 g of the electric furnace dust) is removed through the magnetic separation step 107. (108 g in weight) and the filtrate 8 (volume 1 L) after the completion of the alkali melting step 102 and the water dissolving step 103 are charged into an iron reaction vessel and heated while stirring to raise the liquid temperature to 120°C. Then, this liquid temperature was maintained for 2 hours (similar to Experimental Example 2). After 2 hours, the solution was filtered and solid-liquid separated to obtain a solid 16 (iron residue).
  • this leachate was subjected to cementation for contacting zinc metal (powder or plate) 10c at a liquid temperature of 60° C. for 24 hours to remove impurities such as Cu, Pb, Cd and Ni 12c.
  • Electrowinning was performed in electrolysis step 105 using the leachate 11 for which a series of liquid purification up to this cementation was completed as an electrolytic solution. Electrowinning conditions were set such that the current density was 600 A per square meter, the electrolyte concentration was 450 g/L for NaOH and 55 g/L for Zn, and the temperature of the electrolyte was 40°C. As a result, electrolytically generated zinc 13 with a purity of 99.995% was obtained.
  • the concentration of the electrolytic solution As for the concentration of the electrolytic solution, a feed tank was used in which the Zn concentration in the electrolyte feed solution was 55 g/L and the Zn concentration in the electrolytic tail solution was 50 g/L. A part of the electrolytic tailing liquid 14 is extracted and passed through the alkaline aqueous solution before evaporation in the alkaline melting step 102, and is used as the leaching solutions 6 and 8 in the subsequent water dissolving step 103 and alkaline aqueous solution dissolving step 106. The Zn concentration of 50 g/L was increased to 120 g/L by dissolving in an alkaline aqueous solution.
  • FIG. 4 is a diagram showing the steps of the zinc recovery method in this embodiment.
  • the zinc recovery method according to the present embodiment has a zinc carbonate separation step 108 instead of the electrolysis step 105 as the zinc recovery step, as compared with the zinc recovery method according to the third embodiment.
  • the main difference is that In the present embodiment, the description will focus on such differences, and the same constituent elements will be given the same reference numerals, and the description thereof will be omitted or simplified.
  • the zinc carbonate separation step 108 may be applied instead of the electrolysis step 105 of the zinc recovery method according to the first and second embodiments.
  • the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 11 that has undergone the cleaning step 104 is brought into contact with carbon dioxide gas 20 to separate the zinc component in the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 11 as zinc carbonate 21. It is.
  • carbon dioxide 20 is blown into the zinc component in the zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution 11 to precipitate zinc carbonate. is filtered to obtain solid zinc carbonate 21.
  • the zinc carbonate 21 can be made into a product by drying after washing with water. Also, since the residual liquid 22 from the zinc carbonate separation step 108 contains sodium hydroxide, it is returned to the alkali melting step 102 .
  • Zinc oxide can also be obtained by roasting solid zinc carbonate 21 .
  • Example 4 As in Experimental Example 3, the steps up to cleaning step 104 were performed while increasing the concentration of Zn from 50 g/L to 120 g/L by dissolving in an alkaline aqueous solution. Carbon dioxide gas 20 was blown into the leachate 11 after completion of the liquid purification to deposit zinc carbonate 21, which was collected by filtration. In addition, the analysis values of the leachate 11 (cleaned zinc-containing sodium hydroxide aqueous solution) after completion of liquid cleaning by cementation were similar to the values shown in (Table 1) of Experimental Example 1, and the concentration of the analyzed component was were all below the lower limit of measurement.
  • the raw material 1 containing the zinc component and zinc ferrite or the treated raw materials 3, 16, and 18 are heated at a first temperature equal to or higher than the melting point of sodium hydroxide.
  • molten sodium hydroxide 5, 14 in a molten state to convert zinc ferrite contained in raw material 1 or treated raw materials 3, 16, 18 in molten sodium hydroxide into zinc oxide component and Alkaline melting step 102 to decompose into iron oxide components, and sodium hydroxide, zinc oxide component and iron oxide component in which the temperature of molten sodium hydroxide is lowered at a second temperature below the boiling point of water.
  • the sodium hydroxides 5 and 14 are combined with hydrogen peroxide and sodium nitrate as oxidizing agents, or sodium sulfite and sodium thiosulfate as reducing agents. , sodium dithionite, and zinc metal, zinc ferrite contained in the electric furnace dust 1 and the like can be more reliably decomposed.
  • the raw material 1 prior to the alkali melting step 102, is dissolved in an aqueous sodium hydroxide solution having a pH value within the range of 8.5 or more and 10.5 or less. is washed with the cleaning liquid 2 to wash the halogen components contained in the raw material 1 to obtain the treated raw material 3, so that the halogen components contained in the electric furnace dust 1 etc. are reliably removed. can be washed by eluting with
  • a magnetic force is applied to the raw material 1 or the treated raw material 3 via a magnet, a magnetic beneficiation step 107 that separates a first concentrate 18 consisting of the components attached to the magnet and a second concentrate 19 not attached to the magnet, depending on the magnetic strength of the components in the finished feedstock 3; , a second mineral concentrate 19 is sent to selectively extract the zinc component contained in the second mineral concentrate 19 by dissolving it in an aqueous sodium hydroxide solution to form a second zinc-containing aqueous solution containing the zinc component.
  • the first mineral concentrate 18 is sent as a treated raw material to an alkaline melting step 102 to convert the zinc ferrite in the first mineral concentrate 18 into a zinc oxide component. and iron oxide components, the zinc 13, 21 contained in the electric furnace dust 1 etc. is decomposed more reliably while reducing the amount of energy consumed. can be efficiently recovered.
  • the zinc recovery methods of the first, third, and fourth embodiments further include a cleaning step 104 for cleaning the first zinc-containing aqueous solution 8 or the second zinc-containing aqueous solution 15, wherein the cleaning step 104 , a deironization step of contacting the first zinc-containing aqueous solution 8 or the second zinc-containing aqueous solution 15 with potassium permanganate or hydrogen peroxide 10a as an oxidizing agent to remove solidified iron; A desiliconization/decarbonation/defluorination step of removing the solidified silicate, carbonate and fluorine by contacting the first zinc-containing aqueous solution with slaked lime or quicklime 10b, and iron and silicate , metal zinc 10c is brought into contact with the first zinc-containing aqueous solution 8 or the second zinc-containing aqueous solution 15 from which carbonate and fluorine have been removed, and metal impurity components nobler than zinc are reduced and precipitated to obtain metal impurity components. and a substitution step of removing the cleaning
  • the zinc recovery step includes the first zinc-containing aqueous solution 8, the second zinc-containing aqueous solution 15, or the first zinc-containing aqueous solution 8 or the second zinc-containing aqueous solution. Since it includes an electrolysis step 105 in which electrolytically generated zinc 13 is obtained by performing electrolysis using a purified zinc-containing aqueous solution 15 as an electrolytic solution 11, the electrolytically generated zinc 13 with reduced contamination of impurities is stably produced with a high yield. can be recovered.
  • the zinc recovery step is carried out in the first zinc-containing aqueous solution 8, in the second zinc-containing aqueous solution 15, in the first zinc-containing aqueous solution 8, or in the second zinc-containing aqueous solution 8. Since it includes a zinc carbonate separation step 108 for separating the zinc component in the purified zinc-containing aqueous solution 15 11 as zinc carbonate 21 in 2, the zinc carbonate 21 with reduced impurity contamination is stably produced with a good yield. can be recovered.
  • the raw material 1 or the treated raw material 3 prior to the alkali melting step 102, is brought into contact with an aqueous sodium hydroxide solution, and the raw material 1 or the treated raw material 3 contains A zinc component is dissolved in an aqueous sodium hydroxide solution and selectively extracted to obtain a third zinc-containing aqueous solution 15 containing a zinc component, and a sparingly soluble matter 16 containing zinc ferrite that is not dissolved in the aqueous sodium hydroxide solution.
  • An alkaline aqueous solution dissolving step 106 is further provided, and the poorly soluble matter 16 containing zinc ferrite is sent as a treated raw material to an alkali melting step 102, decomposed into zinc oxide components and iron oxide components, and dissolved in water in a water dissolving step 103. Since the fourth zinc-containing aqueous solution 8 containing the zinc component is obtained by dissolving the zinc oxide component in the sodium oxide aqueous solution, the zinc ferrite contained in the electric furnace dust 1 etc. The zinc 13 and 21 contained in the electric furnace dust 1 and the like can be efficiently recovered while being reliably decomposed.
  • the fourth zinc-containing aqueous solution 8 is sent to the alkaline aqueous solution dissolving step 106, and the zinc component contained in the fourth zinc-containing aqueous solution 8 is selectively and becomes a part of the third zinc-containing aqueous solution 15, the zinc 13 and 21 contained in the electric furnace dust 1 and the like can be recovered more efficiently.
  • the raw material 1 prior to the alkaline aqueous solution dissolving step 106, the raw material 1 is washed with an aqueous sodium hydroxide solution having a pH value within the range of 8.5 or more and 10.5 or less, Since it further includes a halogen cleaning step 101 for cleaning the halogen components contained in the raw material 1 to obtain the treated raw material, the halogen components contained in the electric furnace dust 1 and the like can be reliably eluted and washed. .
  • the method for recovering zinc of the second embodiment further includes a cleaning step 104 for cleaning the third zinc-containing aqueous solution 15, and the cleaning step 104 serves as an oxidant to the third zinc-containing aqueous solution 15.
  • a deironization step of contacting potassium permanganate or hydrogen peroxide 10a to remove solidified iron, and a third zinc-containing aqueous solution 15 from which iron has been removed is brought into contact with slaked lime or quicklime 10b to solidify each.
  • Metal zinc is added to the third zinc-containing aqueous solution 15 from which iron, silicates, carbonates and fluorine are removed, and a desiliconization/decarbonation/defluorination step for removing silicates, carbonates and fluorine.
  • the zinc recovery step performs electrolysis using the third zinc-containing aqueous solution 15 or the purified third zinc-containing aqueous solution 11 11 as the electrolyte. Since the electrolytic process 105 for obtaining the produced zinc 13 is included, the electrolytically produced zinc 13 with reduced contamination of impurities can be stably recovered with a high yield.
  • the zinc recovery step removes the zinc component in the third zinc-containing aqueous solution 15 or in the cleaned third zinc-containing aqueous solution 11 by zinc carbonate 21 . Since the method includes the zinc carbonate separation step 108 for separating as a zinc carbonate, the zinc carbonate 21 with reduced contamination of impurities can be stably recovered with a high yield.
  • sodium hydroxide and zinc are left in the electrolytic tail solution 14 in the electrolysis step 105, and the electrolytic tail solution 14 in which sodium hydroxide and zinc are left is After evaporating the water content, the molten state is brought into contact with the raw material 1 or the treated raw materials 3, 16, and 18 in the alkali melting step 102, so that the consumption of sodium hydroxide is reduced. It is possible to stably recover the electrolytically generated zinc 13 with a reduced .
  • the present invention is not limited to the above-described embodiments in terms of the shape, arrangement, number, etc. of the constituent elements. Needless to say, it can be changed as appropriate within a range that does not occur.
  • the present invention can provide a zinc recovery method capable of recovering zinc contained in electric furnace dust or the like while reliably decomposing zinc ferrite contained in the electric furnace dust or the like. Because of its universal nature, it is widely used in the electric furnace process, which is one of the ironmaking processes, in addition to electric furnace dust generated during scrap melting and smelting, as well as blast furnace dust, blast furnace/converter furnace dust, or RHF (Rotary Hearth Furnace). : Rotary Hearth Furnace) It is expected to be applicable to a zinc recovery method using primary dust or secondary dust such as dust and calcined ore for zinc concentrate as raw materials.

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Abstract

水酸化ナトリウムの融点以上の温度で、原料（１）等と溶融状態の水酸化ナトリウム（５）、（１４）である溶融水酸化ナトリウムとを接触させて、溶融水酸化ナトリウム中で原料（１）等に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解するアルカリ溶融工程１０２と、水の沸点未満の温度で、溶融水酸化ナトリウムの温度が低下したものである水酸化ナトリウム、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に水を接触させ、水酸化ナトリウム水溶液中に酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む亜鉛含有水溶液（８）を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない酸化鉄成分を含む難溶物（９）を得る水溶解工程（１０３）と、亜鉛含有水溶液（８）に由来する亜鉛成分を回収する亜鉛回収工程（１０５）、（１０８）と、を備える。

Description

亜鉛回収方法
　本発明は、亜鉛回収方法に関し、特に、製鉄プロセスの一つである電炉法においてスクラップの溶解製錬時に発生する電炉ダストに加え、高炉ダスト、高炉・転炉ダスト又はＲＨＦ（Ｒｏｔａｒｙ　Ｈｅａｒｔｈ　Ｆｕｒｎａｃｅ：回転炉床炉）ダストといった１次ダスト又は２次ダストや、亜鉛精鉱についての焼鉱等のような亜鉛含有ダスト等を原料とする亜鉛回収方法に関する。
　製鉄プロセスの一つである電炉法では、スクラップの溶解製錬時に製鋼量の約１．５％から２．０％に相当すると共に酸化亜鉛成分を含む産業廃棄物としての電炉ダストが発生する。電炉ダストは、世界では８００万トン発生し、日本では４０万トン発生するといわれている。
　鉄スクラップの多くは、廃建築物、廃家電又は廃自動車である。廃建築物、廃家電又は廃自動車の塗装下地には、亜鉛メッキが施されている。また、スクラップの中には、塗料、プラスチック及び油分等が含まれている。このため、電炉ダストには、亜鉛又は鉛等の重金属に加えて、塩化物及びダイオキシン類等の有害な有機物も含まれている。しかし一方で、電炉ダストには、約２０から３０％の鉄と２０から３０％の亜鉛とが含まれている。また、２次ダスト等の粗酸化亜鉛は、約１０％の鉄と約６０％の亜鉛とを含有する。従って、電炉ダスト）等は、資源として非常に有用である。
　かかる状況下で、特許文献１は、亜鉛地金の製造方法に関し、電炉ダスト等を原料として、亜鉛成分を含有する亜鉛含有水溶液を生成する工程と、亜鉛含有水溶液中の亜鉛成分を炭酸塩、水酸化物及び酸化物の少なくとも１つの形態の亜鉛含有化合物とし、亜鉛含有化合物の亜鉛成分を塩化することにより、精製された塩化亜鉛を含有する精製塩化亜鉛を生成する工程と、精製塩化亜鉛を無水化することにより、無水化された溶融精製塩化亜鉛を含有する無水溶融精製塩化亜鉛を生成する工程と、無水溶融精製塩化亜鉛を電気分解することにより、亜鉛地金を電解生成物として生成する工程と、を備えた構成を開示している。
特開２０１９－１１９８９５号公報
　しかしながら、本発明者の検討によれば、特許文献１が開示する構成では、亜鉛抽出工程１０１で、酸化亜鉛等である亜鉛含有化合物及び酸化鉄等である鉄化合物を含む原料としての電炉ダスト１と、アルカリ剤７の水溶液と、を直接接触させて、かかる亜鉛含有化合物から亜鉛成分を選択的に抽出した亜鉛抽出液として、亜鉛成分を含むアルカリ剤水溶液３０を生成すると共に、アルカリ剤７の水溶液に溶解しない固形分を残渣２０とことを開示するものであるが、アルカリ剤７の水溶液に溶解しない固形分をろ別する際のろ過性には一定の限界があり、ろ別にはある程度の時間をかける必要があることが判明し、併せて、例えば製鋼煙灰に多量に含まれていることが多いジンクフェライト（ＺｎＦｅ２Ｏ４）という鉄成分と亜鉛成分とを含む化合物を溶解させ難いことも判明した。
　特に、本発明者の検討によれば、電炉ダストの品位について述べれば、亜鉛品位が低く鉄品位が高い場合には、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトの含有量が多くなるので、ジンクフェライトをろ過する浸出対象にできないような亜鉛の回収方法についての実用化を詳細に検討する契機に欠け、その結果、電炉ダスト等のジンクフェライトは、高濃度の水酸化ナトリウム水溶液を用いた高温下かつ高圧下での処理を行っても溶解し難いものであって浸出し難いものであるとの評価が固まっている状況にあると考えられる。つまり、本発明者の検討によれば、電炉ダスト等のジンクフェライトの含有量が多い場合であっても、ジンクフェライトを酸化亜鉛成分と酸化鉄成分とに分解して亜鉛を回収することのできる新規な亜鉛回収方法が待望された状況にあると考えられる。
　本発明は、以上の検討を経てなされたもので、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトを確実に分解しながら、電炉ダスト等に含まれる亜鉛を回収することができる亜鉛回収方法を提供することを目的とする。
　以上の目的を達成すべく、本発明者は、電炉ダスト等のアルカリ水溶液溶解処理において、電炉ダスト等に含まれているジンクフェライトを水酸化ナトリウム水溶液中では溶解させ難いという課題を解決するために種々の検討を行った結果、ジンクフェライトを含む電炉ダスト等を、容器内で３２０℃程度に昇温して溶融状態にした溶融水酸化ナトリウム内に浸漬させて１時間程度保持し、その後その容器内の温度を下げて溶融後の固化物を得て、その固化物を別容器内の水内に浸漬すると、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解した亜鉛成分（亜鉛含有水溶液）と固化物の残渣である鉄酸化物とが得られることを知見し、本発明を完成させたものである。
　本発明の第１の局面における亜鉛回収方法は、水酸化ナトリウムの融点以上である第１の温度で、亜鉛成分及びジンクフェライトを含む原料又は前記原料を処理した処理済み原料と溶融状態の水酸化ナトリウムである溶融水酸化ナトリウムとを接触させて、前記溶融水酸化ナトリウム中で前記原料又は前記処理済み原料に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解するアルカリ溶融工程と、水の沸点未満の温度である第２の温度で、前記溶融水酸化ナトリウムの温度が低下したものである水酸化ナトリウム、前記酸化亜鉛成分及び前記酸化鉄成分に水を接触させ、水酸化ナトリウム水溶液中に前記酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第１の亜鉛含有水溶液を得ると共に、前記水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない酸化鉄成分を含む難溶物を得る水溶解工程と、前記第１の亜鉛含有水溶液に由来する亜鉛成分を回収する亜鉛回収工程と、を備える。
　また、本発明は、かかる第１の局面に加えて、前記アルカリ溶融工程では、前記水酸化ナトリウムに酸化剤として過酸化水素、硝酸ナトリウム、又は還元剤として亜硫酸ナトリウム、チオ硫酸ナトリウム、亜ジチオン酸ナトリウム及び亜鉛メタルの内の少なくとも一つを添加することを第２の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１又は第２の局面に加えて、前記アルカリ溶融工程に先立って、前記原料をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、前記原料に含まれているハロゲン成分を洗浄するハロゲン洗浄工程を更に備えることを第３の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１から第３のいずれかの局面に加えて、前記アルカリ溶融工程に先立って、前記原料又は前記処理済み原料に磁石を介して磁力を印加し、前記原料中又は前記処理済み原料中の成分の磁性の強さに応じて、前記磁石に付着された成分から成る第１の選鉱物と、前記磁石に付着されない第２の選鉱物と、を分ける磁力選鉱工程と、前記第２の選鉱物が送られて、前記第２の選鉱物に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し前記亜鉛成分を含む第２の亜鉛含有水溶液を得るアルカリ水溶液溶解工程と、を更に備え、前記第１の選鉱物は、前記処理済み原料として前記アルカリ溶融工程に送られて、前記第１の選鉱物中の前記ジンクフェライトは、前記酸化亜鉛成分及び前記酸化鉄成分に分解されることを第４の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１から第３のいずれかの局面に加えて、前記第１の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、前記清浄工程は、前記第１の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、前記鉄が除去された前記第１の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、前記鉄、前記ケイ酸塩、前記炭酸塩及び前記フッ素が除去された前記第１の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して前記金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むことを第５の局面とする。
　また、本発明は、かかる第５の局面に加えて、前記亜鉛回収工程は、前記第１の亜鉛含有水溶液又は前記第１の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含むことを第６の局面とする。
　また、本発明は、かかる第５の局面に加えて、前記亜鉛回収工程は、前記第１の亜鉛含有水溶液中又は前記第１の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含むことを第７の局面とする。
　また、本発明は、かかる第４の局面に加えて、前記第２の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、前記清浄工程は、前記第２の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、前記鉄が除去された前記第２の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、前記鉄、前記ケイ酸塩、前記炭酸塩及び前記フッ素が除去された前記第２の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して前記金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むことを第８の局面とする。
　また、本発明は、かかる第８の局面に加えて、前記亜鉛回収工程は、前記第２の亜鉛含有水溶液又は前記第２の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含むことを第９の局面とする。
　また、本発明は、かかる第８の局面に加えて、前記亜鉛回収工程は、前記第２の亜鉛含有水溶液中又は前記第２の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含むことを第１０の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１又は第２の局面に加えて、前記アルカリ溶融工程に先立って、前記原料又は前記処理済み原料を水酸化ナトリウム水溶液に接触させ、前記原料又は前記処理済み原料に含まれている亜鉛成分を前記水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し前記亜鉛成分を含む第３の亜鉛含有水溶液を得ると共に、前記水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されないジンクフェライトを含む難溶物を得るアルカリ水溶液溶解工程を更に備え、前記ジンクフェライトを含む前記難溶物は、前記処理済み原料として前記アルカリ溶融工程に送られて、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解され、前記水溶解工程で、前記水酸化ナトリウム水溶液中に前記酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第４の亜鉛含有水溶液を得ることを第１１の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１１の局面に加えて、前記第４の亜鉛含有水溶液は、前記アルカリ水溶液溶解工程に送られて、前記第４の亜鉛含有水溶液に含まれている亜鉛成分が選択的に抽出され、前記第３の亜鉛含有水溶液の一部となることを第１２の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１１又は第１２の局面に加えて、前記アルカリ水溶液溶解工程に先立って、前記原料をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、前記原料に含まれているハロゲン成分を洗浄して処理済み原料とするハロゲン洗浄工程を更に備えることを第１３の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１１から第１３のいずれかの局面に加えて、前記第３の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、前記清浄工程は、前記第３の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、前記鉄が除去された前記第３の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、前記鉄、前記ケイ酸塩、前記炭酸塩及び前記フッ素が除去された前記第３の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して前記金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むことを第１４の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１４の局面に加えて、前記亜鉛回収工程は、前記第３の亜鉛含有水溶液又前記は前記第３の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含むことを第１５の局面とする。
　また、本発明は、かかる第１４の局面に加えて、前記亜鉛回収工程は、前記第３の亜鉛含有水溶液中又は前記第３の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含むことを第１６の局面とする。
　また、本発明は、かかる第６、第９又は第１５の局面に加えて、前記電解工程の電解尾液に水酸化ナトリウム及び亜鉛を残存させておき、前記水酸化ナトリウム及び前記亜鉛を残存させた前記電解尾液の水分を蒸発させた後に溶融状態として、前記アルカリ溶融工程で前記原料又は前記処理済み原料と接触させることを第１７の局面とする。
　本発明の第１の局面における亜鉛回収方法によれば、水酸化ナトリウムの融点以上である第１の温度で、亜鉛成分及びジンクフェライトを含む原料又は処理済み原料と溶融状態の水酸化ナトリウムである溶融水酸化ナトリウムとを接触させて、溶融水酸化ナトリウム中で原料又は処理済み原料に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解するアルカリ溶融工程と、水の沸点未満の温度である第２の温度で、溶融水酸化ナトリウムの温度が低下したものである水酸化ナトリウム、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に水を接触させ、水酸化ナトリウム水溶液中に酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第１の亜鉛含有水溶液を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない酸化鉄成分を含む難溶物を得る水溶解工程と、第１の亜鉛含有水溶液に由来する亜鉛成分を回収する亜鉛回収工程と、を備えるものであるため、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトを確実に分解しながら、電炉ダスト等に含まれる亜鉛を効率的に回収することができる。
　また、本発明の第２の局面における亜鉛回収方法によれば、アルカリ溶融工程では、水酸化ナトリウムに酸化剤として過酸化水素、硝酸ナトリウム、又は還元剤として亜硫酸ナトリウム、チオ硫酸ナトリウム、亜ジチオン酸ナトリウム及び亜鉛メタルの内の少なくとも一つを添加するものであるため、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトをより確実に分解することができる。
　また、本発明の第３の局面における亜鉛回収方法によれば、アルカリ溶融工程に先立って、原料をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、原料に含まれているハロゲン成分を洗浄して処理済み原料とするハロゲン洗浄工程を更に備えるものであるため、電炉ダスト等に含まれるハロゲン成分を確実に溶出させて洗浄することができる。
　また、本発明の第４の局面における亜鉛回収方法によれば、アルカリ溶融工程に先立って、原料又は処理済み原料に磁石を介して磁力を印加し、原料中又は処理済み原料中の成分の磁性の強さに応じて、磁石に付着された成分から成る第１の選鉱物と、磁石に付着されない第２の選鉱物と、を分ける磁力選鉱工程と、第２の選鉱物が送られて、第２の選鉱物に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し亜鉛成分を含む第２の亜鉛含有水溶液を得るアルカリ水溶液溶解工程と、を更に備え、第１の選鉱物が、処理済み原料としてアルカリ溶融工程に送られて、第１の選鉱物中のジンクフェライトが、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解されるものであるため、消費エネルギ量を低減した態様で、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトをより確実に分解しながら、電炉ダスト等に含まれる亜鉛を効率的に回収することができる。
　また、本発明の第５の局面における亜鉛回収方法によれば、第１の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、清浄工程が、第１の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、鉄が除去された第１の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、鉄、ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素が除去された第１の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むものであるため、不純物の混入が低減された亜鉛を回収することができる。
　また、本発明の第６の局面における亜鉛回収方法によれば、亜鉛回収工程が、第１の亜鉛含有水溶液又は第１の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含むものであるため、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、本発明の第７の局面における亜鉛回収方法によれば、亜鉛回収工程が、第１の亜鉛含有水溶液中又は第１の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含むものであるため、不純物の混入が低減された炭酸亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、本発明の第８の局面における亜鉛回収方法によれば、第２の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、清浄工程が、第２の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、鉄が除去された第２の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、鉄、ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素が除去された第２の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むものであるため、不純物の混入が低減された亜鉛を回収することができる。
　また、本発明の第６の局面における亜鉛回収方法によれば、亜鉛回収工程が、第２の亜鉛含有水溶液又は第２の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含むものであるため、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、本発明の第９の局面における亜鉛回収方法によれば、亜鉛回収工程が、第２の亜鉛含有水溶液中又は第２の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含むものであるため、不純物の混入が低減された炭酸亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、本発明の第１１の局面における亜鉛回収方法によれば、アルカリ溶融工程に先立って、原料又は処理済み原料を水酸化ナトリウム水溶液に接触させ、原料又は処理済み原料に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し亜鉛成分を含む第３の亜鉛含有水溶液を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されないジンクフェライトを含む難溶物を得るアルカリ水溶液溶解工程を更に備え、ジンクフェライトを含む難溶物が、処理済み原料としてアルカリ溶融工程に送られて、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解され、水溶解工程で、水酸化ナトリウム水溶液中に酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第４の亜鉛含有水溶液を得るものであるため、消費エネルギ量を低減した態様で、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトをより確実に分解しながら、電炉ダスト等に含まれる亜鉛を効率的に回収することができる。
　また、本発明の第１２の局面における亜鉛回収方法によれば、第４の亜鉛含有水溶液が、アルカリ水溶液溶解工程に送られて、第４の亜鉛含有水溶液に含まれている亜鉛成分が選択的に抽出され、第３の亜鉛含有水溶液の一部となるものであるため、電炉ダスト等に含まれる亜鉛をより効率的に回収することができる。
　また、本発明の第１３の局面における亜鉛回収方法によれば、アルカリ水溶液溶解工程に先立って、原料をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、原料に含まれているハロゲン成分を洗浄して処理済み原料とするハロゲン洗浄工程を更に備えるものであるため、電炉ダスト等に含まれるハロゲン成分を確実に溶出させて洗浄することができる。
　また、本発明の第１４の局面における亜鉛回収方法によれば、第３の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、清浄工程が、第３の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、鉄が除去された第３の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、鉄、ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素が除去された第３の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むものであるため、不純物の混入が低減された亜鉛を回収することができる。
　また、本発明の第１５の局面における亜鉛回収方法によれば、亜鉛回収工程が、第３の亜鉛含有水溶液又は第３の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含むものであるため、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、本発明の第１６の局面における亜鉛回収方法によれば、亜鉛回収工程が、第３の亜鉛含有水溶液中又は第３の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含むものであるため、不純物の混入が低減された炭酸亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、本発明の第１７の局面における亜鉛回収方法によれば、電解工程の電解尾液に水酸化ナトリウム及び亜鉛を残存させておき、水酸化ナトリウム及び亜鉛を残存させた電解尾液の水分を蒸発させた後に溶融状態として、アルカリ溶融工程で原料又は処理済み原料と接触させるものであるため、水酸化ナトリウムの消費量を低減した態様で、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛を歩留まりよく安定して回収することができる。
図１は、本発明の第１の実施形態における亜鉛回収方法の工程図である。 図２は、本発明の第２の実施形態における亜鉛回収方法の工程図である。 図３は、本発明の第３の実施形態における亜鉛回収方法の工程図である。 図４は、本発明の第４の実施形態における亜鉛回収方法の工程図である。
　以下、図面を適宜参照して、本発明の各実施の形態における亜鉛回収方法につき、詳細に説明する。
　（第１の実施形態）
　まず、図１を参照して、本発明の第１の実施形態における亜鉛回収方法につき、詳細に説明する。
　図１は、本実施形態における亜鉛回収方法の工程を示す図である。
　図１に示すように、本実施形態の亜鉛回収方法では、脱ハロゲン洗浄工程１０１、アルカリ溶融工程１０２、水溶解工程１０３、清浄工程１０４及び電解工程１０５を順に実行し、電解工程１０５は、亜鉛回収工程に相当する。また、かかる回収方法で用いる原料として、代表的に電炉ダスト１を挙げて説明するが、かかる原料は、酸化亜鉛等である亜鉛化合物、酸化鉄等である鉄化合物並びに鉄及び亜鉛の化合物であるジンクフェライトを少なくとも含むものであればよく、電炉ダストの他に高炉ダスト、高炉・転炉ダスト又はＲＨＦ（Ｒｏｔａｒｙ　Ｈｅａｒｔｈ　Ｆｕｒｎａｃｅ：回転炉床炉）ダストといった１次ダスト又は２次ダストや亜鉛精鉱についての焼鉱等を原料としてもよい。
　具体的には、まず、脱ハロゲン洗浄工程１０１では、酸化亜鉛等である亜鉛化合物、酸化鉄等である鉄化合物並びに鉄及び亜鉛の化合物であるジンクフェライトを含む原料としての電炉ダスト１を洗浄液２で洗浄して、電炉ダスト１に吸着している塩素成分やフッ素成分等のハロゲン成分を溶出して電炉ダスト１から分離し、洗浄済みの電炉ダスト３を得た。洗浄済みの電炉ダスト３は、次のアルカリ溶融工程１０２に送られる。また、洗浄液２としては、電炉ダスト１からハロゲン成分を溶出する効果が高い強アルカリ剤の水溶液を好適に使用することができ、具体的には、かかる強アルカリ剤の水溶液である水酸化ナトリウム水溶液を洗浄液２として好適に用いることができる。
　典型的には、かかる洗浄液２としての水酸化ナトリウム水溶液中に、予め所定のサイズ以下に砕いた電炉ダスト１を浸漬させ、このように浸漬された状態の電炉ダスト１を水酸化ナトリウム水溶液中で所定時間ほど撹拌してスラリー状とし、このようなスラリー状の電炉ダスト１から、それに密着していたハロゲン成分を溶出させることになる。ここで、スラリー状の電炉ダスト１のｐＨ値が８．５未満であると、電炉ダスト１から溶出させるハロゲン成分の量を、実用的な量として確保することができず、また、電炉ダスト１からの亜鉛成分や鉛成分の不要な溶出が生じるため、そのｐＨ値は８．５以上であることが好ましい。これに加えて、スラリー状の電炉ダスト１のｐＨ値が１０．５を超えると、電炉ダスト１から亜鉛成分が抽出されてしまい、次段の工程に送るべき洗浄済みの電炉ダスト３中の亜鉛成分の量が減少してしまうため、そのｐＨ値は１０．５以下であることが好ましいことになる。これに対応して、洗浄液２としての水酸化ナトリウム水溶液のｐＨ値も、８．５以上１０．５以下の範囲内に設定することが好ましい。なお、電炉ダスト１を洗浄液２で洗浄して、電炉ダスト１に吸着しているハロゲン成分が溶出されて含まれる使用済みの洗浄液４は、単に廃液として排出しももよいし、更なる塩素成分の溶出が可能な範囲内で再び電炉ダスト１を洗浄する洗浄液２として繰り返し使用してもよい。また、脱ハロゲン洗浄工程１０１をアルカリ溶融工程１０２及び水溶解工程１０３よりも前段に設けるのは、電炉ダスト１中のジンクフェライトの分解や亜鉛成分の抽出をより適切に行うことができるようにするためである。なお、塩素成分やフッ素成分等のハロゲン成分の付着が予め低減された電炉ダスト１を用いる場合には、脱ハロゲン洗浄工程１０１を設けずに省略してもかまわない。
　次に、アルカリ溶融工程１０２では、水酸化ナトリウム５の融点以上である温度環境下で、洗浄済みの電炉ダスト３と強アルカリ剤である水酸化ナトリウム５を溶融状態とした溶融水酸化ナトリウムとを接触させて、溶融水酸化ナトリウム中で電炉ダスト３に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解し、分解後の酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分を含む溶融水酸化ナトリウムを冷却してジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６を得る。強アルカリ剤の中でも特に水酸化ナトリウム５を用いる理由は、水酸化ナトリウム５を溶融状態とすることでジンクフェライトを迅速に分解することができるという特性を考慮したためである。ジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６は、次の水溶解工程１０３に送られる。
　典型的には、水酸化ナトリウム５の水溶液である水酸化ナトリウム水溶液中に、洗浄済みの電炉ダスト３を浸漬させ、洗浄済みの電炉ダスト３が浸漬された水酸化ナトリウム水溶液を加熱してその水分を蒸発させ、更に洗浄済みの電炉ダスト３と水酸化ナトリウム５との混合物とを水酸化ナトリウム５の融点を超えるまで加熱して、その水酸化ナトリウム５を溶融させて溶融水酸化ナトリウムとし、かかる溶融水酸化ナトリウムと洗浄済みの電炉ダスト３とを所定時間ほど接触させて、その電炉ダスト３に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解する。かかる場合の化学式を、以下の（化１）に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-C000001
  
　アルカリ溶融工程１０２では、電解工程１０５の電解が開始されて電解尾液１４が利用できる場合には、電解尾液１４を無駄に廃棄することなく水酸化ナトリウム５の使用量を低減する観点から、今回の亜鉛回収方法の実行途中から又は次回の亜鉛回収方法の実行開始時から、水酸化ナトリウム５と併用して、又は水酸化ナトリウム５を用いることなく、その電解尾液１４を用いてその水分を蒸発させたものを洗浄済みの電炉ダスト３に接触させることが好ましい。
　また、アルカリ溶融工程１０２では、洗浄済みの電炉ダスト３と水酸化ナトリウム５との混合物とを水酸化ナトリウム５の融点を超えるまで加熱して洗浄済みの電炉ダスト３と溶融水酸化ナトリウムとを接触させるものであるが、この際の温度範囲については、その下限値は、水酸化ナトリウム５を確実に溶融状態に維持する観点から、水酸化ナトリウム５の融点（約３１８℃）以上の値であることは必要であり、更に実用上のばらつきを考慮すると３２０℃以上の値であることが好ましい。また、この際の温度範囲の上限値は、水酸化ナトリウム５の沸点未満の値であることはもちろん必要であるが、その沸点は１３００℃を超える高温であるので、ジンクフェライトを分解させるための印加エネルギ量や分解効率を考慮すると６００℃以下の値であることが好ましい。なお、ジンクフェライトを分解させるために、溶融塩を生成するように適用可能なアルカリ剤としては、水酸化ナトリウム５の他に水酸化カリウム又は炭酸ナトリウムが挙げられる。ジンクフェライトの分解を促進するために、かかる溶融塩に添加する酸化剤としては、過酸化水素、硝酸ナトリウムが挙げられ、同様にかかる溶融塩に添加する還元剤としては、亜硫酸ナトリウム、チオ硫酸ナトリウム、亜ジチオン酸ナトリウム及び亜鉛メタルの内の少なくとも一つが挙げられる。このようなアルカリ剤、酸化剤や還元剤は、不純物の状況により使い分けることになる。また、水酸化ナトリウム５は、ジンクフェライトを分解させる観点からは、ジンクフェライト中の亜鉛及び鉄の重量に対して２倍以上の重量を有することが好ましい。また、アルカリ溶融工程１０２は、少なくとも水酸化ナトリウム５の融点以上の高温環境下であるため、一旦水溶液となった水酸化ナトリウム５や電解尾液１４をこの工程に導入する場合、そこに含まれる水分が蒸発した水蒸気になっている。そのため、かかる水蒸気を熱交換器に通して冷却し液化させ水に戻す一方で、熱交換器で得られた熱を、アルカリ溶融工程１０２や第２の実施形態で述べるアルカリ水溶液溶解工程１０６での加温に用いることが、アルカリ溶融工程１０２での熱効率を向上して消費エネルギ量の低減をする観点からは好ましい。
　また、アルカリ溶融工程１０２では、水酸化ナトリウム５の水溶液や電解尾液１４に、塩素と反応して揮発性の化合物を生成する有機物を添加すると共に洗浄済みの電炉ダスト３を浸漬させ、水酸化ナトリウム５の水溶液や電解尾液１４中の水分の蒸発時に、かかる有機物と洗浄済みの電炉ダスト３中の塩素とを反応させ、揮発性の有機塩素化合物としてこれを揮散させることが好ましい。これにより、洗浄済みの電炉ダスト３中に含まれる塩素成分の濃度を低減して、ジンクフェライトが分解され、かつ塩素濃度が低減された亜鉛含有固化物６を得ることが可能となる。かかる有機物としての実用的な好適例にはエタノールが挙げられ、かかる場合には、エタノールと洗浄済みの電炉ダスト３中の塩素とを反応させて、揮発性の有機塩素化合物であるクロロホルムを生成しこれを揮散させることになる。
　次の水溶解工程１０３では、水酸化ナトリウムの融点未満、典型的には水の沸点（１００℃）未満の方の温度環境下で、ジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６に水７を接触させ、それによって生成される水酸化ナトリウム水溶液とその水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない酸化鉄成分を含む難溶物とを得る。この際に、ジンクフェライトが分解されて得られた酸化亜鉛成分や元々電炉ダスト１に含まれていた酸化亜鉛成分は、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されており、かかる水酸化ナトリウム水溶液は、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８となっている。そして、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８と酸化鉄成分を含む難溶物との混合物をろ別して、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８と酸化鉄成分を含む難溶物とをろ過分離（固液分離）する。このように酸化鉄成分を含む難溶物が分離された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８は、それが含有する亜鉛の濃度が高められて、次の清浄工程１０４に送られ、酸化鉄成分を含む難溶物は、残渣９として排出される。
　次の清浄工程１０４では、まず、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素１０ａを接触させて鉄を固化し、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８から固化された鉄１２ａを分離し残渣として排出することにより、鉄１２ａが除去された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液を得る（脱鉄工程）。次に、このように鉄１２ａが分離された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液に対して消石灰又は生石灰１０ｂを接触させてケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素１２ｂを固化し、鉄１２ａが分離された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液から更にケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素１２ｂを分離し残渣として排出することにより、鉄１２ａに加えてケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素１２ｂが分離された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液を得る（脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程）。次に、このように鉄１２ａ、ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素１２ｂが除去された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液に対して金属亜鉛１０ｃを接触させて、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８中における亜鉛よりも貴な金属不純物成分１２ｃを還元析出し、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８をより清浄化した亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１１と析出された金属不純物成分１２ｃとを得る。清浄工程１０４におけるこのような最後の工程は、金属亜鉛１０ｃを適用する置換工程（セメンテーション工程）である。また、このように清浄化された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１１は、次の電解工程１０５に送られ、金属不純物成分１２ｃは、残渣として排出される。かかる金属亜鉛１０ｃは、典型的には、金属亜鉛粉末として亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８に導入されるもので、金属亜鉛粉末が導入された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８は、加熱昇温されて所定温度に維持された状態で高速で撹拌されることにより、セメンテーション反応が促進され、その結果、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８中における亜鉛よりも貴な金属不純物成分が迅速に析出され得る。一方で、金属亜鉛１０ｃは、金属亜鉛粉末ではなく金属亜鉛板として適用されてもよく、かかる場合には、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８は、静止するように固定された金属亜鉛板に向かって流されて、その金属亜鉛板に接触されることにより、同様にセメンテーション反応が促進されるものである。ここで、金属亜鉛粉末を用いる場合には、セメンテーション反応中に、金属亜鉛粉末の表面全体が析出された金属不純物成分で覆われて、金属亜鉛粉末の中心部分がセメンテーション反応に寄与し得ない状況も想定されるが、金属亜鉛板を用いる場合には、それと亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８との接触面積の設定自由度が高いので、その接触面積を増大し得て、セメンテーション反応を確実に促進可能とすると共に、金属不純物成分が析出した金属亜鉛板の交換も迅速に行い得る。なお、金属亜鉛板は、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８の流れに対して回転させてもかまわない。かかる清浄工程１０４において、脱鉄工程、脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程及び置換工程を採用する場合には、脱鉄工程、脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程及び置換工程の順で実行することが好ましい。その理由は、脱鉄工程は、酸化剤によって得られた鉄やマンガン等の酸化物が沈殿したものである沈殿物を除去する酸化工程であり、一方で置換工程は還元工程であるので、理論上では、還元置換工程よりも必ず先に酸化脱鉄工程を行う必要性が高いあるものである。更に、鉄を還元工程で除去することも可能ではあるが、還元置換工程による鉄の除去コストは、酸化脱鉄工程による鉄の除去コストに比較し割高なため、コストを低減する観点からも、置換工程よりも先に脱鉄工程を行うことが好ましいことになる。また、消石灰又は正石灰を添加することによるケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程は、理論上では、酸化脱鉄工程及び還元置換工程に対してその実行順における後先を問われないが、これまでに得られた実験結果による知見によれば、脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程を、酸化脱鉄工程の後であって還元置換工程の前に実行した場合に、つまり、脱鉄工程、脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程及び置換工程の順で実行した場合に、かかる不純物の除去率が最も向上したことが判明したため、清浄工程１０４において、脱鉄工程、脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程及び置換工程の順で実行しているものである。なお、かかる清浄工程１０４は、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８中に鉄、シリコン、炭酸塩、フッ素や亜鉛よりも貴な金属等の不純物成分が少ない場合には、省略してもかまわない。
　また、清浄工程１０４においては、以上の工程の他に、酸化剤等の添加により脱マンガンを行う脱マンガン工程や酸化銅（Ｉ）や硝酸銀の添加により脱塩素を行う脱塩素工程を採用することもでき、またこれらの工程を、必要に応じて適宜組み合わせることも可能である。但し、脱ハロゲン洗浄工程１０１でハロゲン成分が予め低減されていることや、アルカリ溶融工程１０２で塩素成分が低減され得ることを考慮する場合には、脱塩素工程よりも脱マンガン工程を採用する優先度がより高いといえる。
　次の電解工程１０５では、清浄化された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１１を電解液とした電解を行い、電解生成物である電解生成亜鉛１３を陰極側に析出させ、それを固液分離して固体として回収した。また、電解生成亜鉛１３を回収後の電解液である電解尾液１４は、そのまま排出して廃液としてもよいが、水酸化ナトリウムを含むものであるので、電解尾液１４をそのままアルカリ溶融工程１０２に戻すことがより合理的で好ましく、この場合には、電解尾液１４の水分を蒸発させた後に溶融状態として、アルカリ溶融工程１０２で洗浄済みの電炉ダスト３と接触させることとなる。かかる電解尾液１４については、今回の亜鉛回収方法の実行途中から又は次回の亜鉛回収方法の実行開始時から、アルカリ溶融工程１０２で新たな水酸化ナトリウム５を用いることなく、その電解尾液１４のみを用いてそれを洗浄済みの電炉ダスト３に接触させてもよい。また、電解尾液１４に亜鉛成分を残しておき、その亜鉛含有の電解尾液１４をそのままアルカリ溶融工程１０２に戻してもよい。かかる場合、その電解尾液１４は、少なくともアルカリ溶融工程１０２及び水溶解工程１０３を経て亜鉛濃度を高めながら電解工程１０５での電解液として使用されるものであるため、その電解を確実に行うには、濃度２００ｇ／Ｌ以上の水酸化ナトリウム及び濃度１０ｇ／Ｌ以上の亜鉛を含むことが好ましい。
　以下、本実施形態における実験例１について説明する。
　（実験例１）
　アルカリ溶融工程１０２で、脱ハロゲン洗浄工程１０１での脱ハロゲン洗浄完了後の電炉ダスト３（重量１５０ｇ）とＮａＯＨ（濃度４００ｇ／Ｌ）及びＺｎ（濃度５０ｇ／Ｌ）を含む電解尾液１４（体積１Ｌ）とを鉄坩堝に装入して加熱したところ、液温が約３００℃で水分の蒸発が収まり、これから更に加熱して温度を上昇させ、液温を４５０℃にて１時間の間保持した。１時間経過後、加熱を停止し、水溶解工程１０３で、融液６を冷却して生成される固化物の温度が１００℃未満になったところで注水を開始し、元の体積１Ｌまで水によりメスアップして希釈を行った。その後、液温が１００℃に到達するまで加熱しながら攪拌を行い残存する固化物が溶解されたスラリーを得た。このスラリーをろ過して、Ｆｅ残渣９とＺｎ浸出液８（Ｚｎの濃度１１０ｇ／Ｌ）とに分離した。Ｆｅ残渣９は、水洗し乾燥しする一方で、清浄工程１０４では、Ｚｎ浸出液８を酸化浄液として、酸化剤（ＫＭｎＯ４、Ｈ２Ｏ２）１０ａを添加して１Ｈｒ撹拌後沈殿物のろ別を行った。次に、この浸出液をＣａ浄液として、ＣａＯ１０ｂを添加して１Ｈｒ撹拌後沈殿物のろ別を行った。更に、この浸出液を、亜鉛メタル（粉体又は板状）１０ｃと接触させるセメンテーションを液温６０℃で２４時間の期間で行って、不純物Ｃｕ、Ｐｂ、Ｃｄ、Ｎｉ等１２ｃを除去した。このセメンテーションによる浄液が完了した浸出液１１を電解液として用いて、電解工程１０５で、電解採取を行った。電解採取の条件は、電流密度が１平方メートルあたり６００Ａ、電解液濃度としてはＮａＯＨの濃度が４００ｇ／Ｌ及びＺｎの濃度が５０ｇ／Ｌで、電解液温が４０℃に各々なるように設定して電解したところ、純度が９９．９９５％の電解生成亜鉛１３を得た。電解液濃度については、電解給液のＺｎの濃度が５５ｇ／Ｌで電解尾液のＺｎの濃度が５０ｇ／Ｌとなるように、循環して給液する給液槽を用いた。電解尾液１４の一部は抜き出してアルカリ溶融工程１０２での蒸発前のアルカリ水溶液を経由して、その後の水溶解工程１０３での浸出液８になるように用い、水溶解により電解尾液１４におけるＺｎの濃度５０ｇ／Ｌを１１０ｇ／Ｌまで上昇させた。セメンテーションによる浄液が完了した浸出液１１（清浄化された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液）の分析値を以下の（表１）に示すが、分析した成分の濃度はいずれも測定下限未満であった。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
  
　（第２の実施形態）
　次に、図２を参照して、本発明の第２の実施形態における亜鉛回収方法につき、詳細に説明する。
　図２は、本実施形態における亜鉛回収方法の工程を示す図である。
　図２に示すように、本実施形態に係る亜鉛回収方法は、第１の実施形態に係る亜鉛回収方法と比較して、脱ハロゲン洗浄工程１０１の直ぐ次段にアルカリ水溶液溶解工程１０６を有していることが、主たる相違点である。本実施形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。
　具体的には、脱ハロゲン洗浄工程１０１の直ぐ次段にアルカリ水溶液溶解工程１０６が設けられる。また、脱ハロゲン洗浄工程１０１をアルカリ水溶液溶解工程１０６よりも前段に設けるのは、電炉ダスト１中の亜鉛成分の抽出をより適切に行うことができるようにするためである。アルカリ水溶液溶解工程１０６は、アルカリ溶融工程１０２に先立って、洗浄済みの電炉ダスト３を水酸化ナトリウム５の水溶液である水酸化ナトリウム水溶液に接触させ、洗浄済みの電炉ダスト３に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し、亜鉛成分を含む亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１５を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されないジンクフェライトを含む難溶物１６を得るものである。強アルカリ剤として水酸化ナトリウムを用いているのは、亜鉛成分が効率的に抽出可能であることに加え、アルカリ溶融工程１０２で用いるものと共有化可能であることを考慮したためである。電炉ダスト３を水酸化ナトリウム水溶液に接触させ、洗浄済みの電炉ダスト３に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し、亜鉛成分を含む亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１５を得る場合の化学式を、以下の（化２）に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-C000003
  
　このようにして得られた亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１５は、次の清浄工程１０４に送られるが、一方で得られたジンクフェライトを含む難溶物１６は、アルカリ溶融工程１０２に送られて、そのジンクフェライトは、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解される。このようなジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６は、次の水溶解工程１０３に送られて、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８となって、アルカリ水溶液溶解工程１０６に送られて、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８に含まれている亜鉛成分が選択的に抽出されて亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１５の一部となる。
　アルカリ水溶液溶解工程１０６では、アルカリ溶融工程１０２の処理が進み、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８が生成されてアルカリ水溶液溶解工程１０６に送られてくる場合には、水酸化ナトリウム５と併用して、又は水酸化ナトリウム５を用いることなく、その亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８を用いてそれを洗浄済みの電炉ダスト３に接触させてもよい。
　ここで、アルカリ溶融工程１０２に加えてアルカリ水溶液溶解工程１０６を設けて、ジンクフェライトを含む難溶物１６をアルカリ水溶液溶解工程１０６からアルカリ溶融工程１０２に向けて送り、ジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６を、次の水溶解工程１０３を介して亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８としてアルカリ水溶液溶解工程１０６に送るようないわゆる向流２段処理の工程を採用しているのは、次のような理由による。というのは、アルカリ溶融工程１０２は、アルカリ水溶液溶解工程１０６に比較してより高温環境を必要とする処理であるので消費エネルギ量が大きいため、ジンクフェライトを含む亜鉛含有原料としての電炉ダスト１を、アルカリ溶融工程１０２で処理するのみならずアルカリ水溶液溶解工程１０６でも処理することにより、アルカリ溶融工程１０２での処理時間の短縮化を図って消費エネルギ量の低減を実現することができるからである。例えば、ある電炉ダスト１において、その亜鉛成分の８８％が酸化亜鉛に含まれ、その残りの１２％がジンクフェライトに含まれるとすれば、１００℃以下の温度環境下で実行可能なアルカリ水溶液溶解工程１０６で溶解させることができる酸化亜鉛について、高温のアルカリ溶融工程１０２で処理するのは、エネルギ消費の面で合理性に欠けることとなる。そこで、アルカリ溶融工程１０２の前にアルカリ水溶液溶解工程１０６で８８％の亜鉛成分の抽出を完了し（処理対象の電炉ダスト３の全体重量も４０％程度に削減される）、アルカリ溶融工程１０２で残り１２％の亜鉛成分を含むジンクフェライト（処理対象の電炉ダスト３の８％の重量を有する）の分解を行えば、エネルギ消費の合理化や効率化を図ることが可能となる。なお、アルカリ溶融工程１０２に対する場合と同様に、アルカリ水溶液溶解工程１０６に対しても電解尾液１４を戻して、電解尾液１４単独で又は水酸化ナトリウム水溶液と共に、洗浄済みの電炉ダスト３を接触させるためのアルカリ水溶液として用いてもよい。
　以下、本実施形態における実験例２について説明する。
　（実験例２）
　アルカリ溶融工程１０２では、アルカリ水溶液溶解工程１０６を経たアルカリ水溶液浸出後ダスト１６（含まれる亜鉛成分の中で、酸化亜鉛はアルカリ水溶液浸出により溶解し、ジンクフェライト中の亜鉛成分は残存しているもの：重量７０ｇ）と電解尾液１４（ＮａＯＨの濃度が４５０ｇ／ＬでＺｎの濃度が５０ｇ／Ｌ：体積１Ｌ）を体積２Ｌの鉄容器に装入して加熱撹拌したところ、液温が約３００℃で水分の蒸発が収まり、これから更に加熱して４００℃まで温度を上昇させて、これを１時間の間保持した。１時間経過後に、加熱を停止し、水溶解工程１０３で、融液６を冷却して１００℃未満となったところで注水を開始し、元の体積１Ｌまでメスアップして希釈した。液温が１００℃に到達するまで加熱しながら攪拌を行い、このまま数時間保持して亜鉛成分が溶解したことを確認後スラリーをろ過した。ろ過後に固体（鉄残渣９）のケーキ洗浄を行って分析したところ、電炉ダスト１中のＺｎの９８％以上は溶解していることが確認された。
　また、アルカリ水溶液溶解工程１０６では、脱ハロゲン洗浄工程１０１での脱ハロゲン洗浄完了後の電炉ダスト３（重量１７５ｇ）とアルカリ溶融工程１０２及び水溶解工程１０３の完了後のろ液８（体積１Ｌ）とを鉄製の反応容器に装入して攪拌しながら加熱し１２０℃まで液温を上昇させて、この液温を２時間の間保持した。この際、液温が１２０℃まで到達する間に水分は蒸発して溶解成分が濃縮され、溶解成分の濃度を上昇させることにより沸点が上昇して１２０℃まで到達した。２時間経過後に、溶解液のろ過を行い固液分離した。その際、乾燥重量で約７０ｇの固体（鉄残渣）１６を採取した。これを１次浸出完了ダストとして、次工程のアルカリ溶融工程１０２を行う際の原料とする。一方で、固液分離した液体の方は、浸出液１５としてＮａＯＨ（濃度４５０ｇ／Ｌ）及びＺｎ（濃度１２０ｇ／Ｌ）程度までＺｎの濃度を上昇させた。次に、清浄工程１０４で、この浸出液１５を酸化浄液として、酸化剤（ＫＭｎＯ４、Ｈ２Ｏ２）１０ａを添加して１Ｈｒ撹拌後沈殿物のろ別を行った。次に、この浸出液をＣａ浄液として、ＣａＯ１０ｂを添加して１Ｈｒ撹拌後沈殿物のろ別を行った。更に、この浸出液を、亜鉛メタル（粉体又は板状）１０ｃと接触させるセメンテーションを液温６０℃で２４時間の間行って、不純物Ｃｕ、Ｐｂ、Ｃｄ、Ｎｉ等１２ｃを除去した。このセメンテーションまでの一連の浄液が完了した浸出液１１を電解液として用いて、電解工程１０５で、電解採取を行った。電解採取の条件は、電流密度が１平方メートルあたり６００Ａ、電解液濃度がＮａＯＨの濃度で４５０ｇ／Ｌ及びＺｎの濃度で５５ｇ／Ｌ、並びに電解液温が４０℃になるように各々設定して電解したところ、純度が９９．９９５％の電解生成亜鉛１３を得た。電解液濃度としては、電解給液のＺｎの濃度が５５ｇ／Ｌで電解尾液のＺｎの濃度が５０ｇ／Ｌとなるように、循環して給液する給液槽を用いた。電解尾液１４の一部は抜き出してアルカリ溶融工程１０２での蒸発前のアルカリ水溶液を経由して、その後の水溶解工程１０３及びアルカリ水溶液溶解工程１０６での浸出液８、１５として用い、水溶解及びアルカリ水溶液溶解によりＺｎの濃度５０ｇ／Ｌを１２０ｇ／Ｌまで上昇させた。セメンテーションによる浄液が完了した浸出液１１（清浄化された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液）の分析値については、実験例１の（表１）に示す値と同様に、分析した成分の濃度はいずれも測定下限未満であった。
　（第３の実施形態）
　次に、図３を参照して、本発明の第３の実施形態における亜鉛回収方法につき、詳細に説明する。
　図３は、本実施形態における亜鉛回収方法の工程を示す図である。
　図３に示すように、本実施形態に係る亜鉛回収方法は、第２の実施形態に係る亜鉛回収方法と比較して、脱ハロゲン洗浄工程１０１とアルカリ水溶液溶解工程１０６との間に、磁力選鉱工程１０７を有していることが、主たる相違点である。本実施形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。なお、磁力選鉱工程１０７は、洗浄前の電炉ダスト３に磁力選鉱が可能な場合には脱ハロゲン洗浄工程１０１の前に実行することも可能である。また、かかる磁力選鉱工程１０７は、第１の実施形態に係る亜鉛回収方法に適用してもかまわない。
　具体的には、脱ハロゲン洗浄工程１０１の直ぐ次段に磁力選鉱工程１０７が設けられ、アルカリ水溶液溶解工程１０６に先だって、磁力選鉱工程１０７は、洗浄済みの電炉ダスト３に典型的には電磁石である磁石を介して磁力を印加し、洗浄済みの電炉ダスト３を中の成分の磁性の強さに応じて、磁石に付着された成分（主としてジンクフェライト及び鉄成分）から成る付着選鉱物１８と、洗浄済みの電炉ダスト３中の付着選鉱物１８以外の磁石に付着されない残余選鉱物１９と、を分離して得る。なお、磁力選鉱工程１０７では、市販の湿式高磁力磁選機の使用が可能である。
　付着選鉱物１８は、アルカリ溶融工程１０２に送られて溶融水酸化ナトリウムと接触され、付着選鉱物１８中のジンクフェライトが酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解されると共に、このようにジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６は、次の水溶解工程１０３に送られる。水溶解工程１０３では、ジンクフェライトが分解された亜鉛含有固化物６に水７を接触させ、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液８と酸化鉄成分を含む難溶物から成る残渣９とを得る。但し、磁力選鉱工程１０７での選鉱の精度が甘く、残渣９中に亜鉛成分が多く含まれている場合には、残渣の一部又は全部９’をアルカリ水溶液溶解工程１０６に送って、亜鉛成分を選択的に抽出させてもよい。
　残余選鉱物１９は、アルカリ水溶液溶解工程１０６に送られて、残余選鉱物１９に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し、亜鉛成分を含む亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１５を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない難溶物１６を得る。このようにして得られた亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１５は、次の清浄工程１０４に送られるが、一方で得られた難溶物１６は残渣として排出される。但し、磁力選鉱工程１０７での選鉱の精度が甘く、難溶物１６中にジンクフェライトが多く含まれている場合には、難溶物の一部又は全部１６をアルカリ溶融工程１０２に送って、ジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解してもよい。
　以下、本実施形態における実験例３について説明する。
　（実験例３）
　アルカリ溶融工程１０２では、脱ハロゲン洗浄工程１０１での脱ハロゲン洗浄後に磁力選鉱工程１０７を経た磁着ダスト１８（電炉ダスト全体の重量１７５ｇの中で磁石に付着した成分を指しその重量６７ｇ）とアルカリ電解尾液１４（ＮａＯＨの濃度４５０ｇ／Ｌ及びＺｎの濃度５０ｇ／Ｌ：体積１Ｌ）を体積２Ｌの鉄容器に装入して加熱撹拌したところ、液温が約３００℃で水の蒸発が収まり、これから更に加熱して４００℃まで温度を上昇させて、これを１時間の間保持した。１時間経過後に、加熱を停止し、水溶解工程１０３で、融液６を冷却して１００℃未満となったところで注水を開始し、元の体積１Ｌまでメスアップして希釈した。液温を１００℃に到達するまで加熱しながら撹拌を行い、このまま数時間保持して亜鉛成分が溶解したことを確認後スラリーをろ過した。ろ過後に固形分のケーキ水洗浄を行って鉄浸出残渣９を得た。鉄浸出残渣９は、亜鉛溶解が不十分な場合にアルカリ水溶液溶解工程１０６に投入することも可能である。
　また、アルカリ水溶液溶解工程１０６では、脱ハロゲン洗浄工程１０１での脱ハロゲン洗浄完了後に磁力選鉱工程１０７を経て非磁着ダスト１９（電炉ダスト全体の重量１７５ｇの中で磁石に付着しなかった成分を指しその重量１０８ｇ）とアルカリ溶融工程１０２及び水溶解工程１０３の完了後のろ液８（体積１Ｌ）とを鉄製の反応容器に装入して攪拌しながら加熱し１２０℃まで液温を上昇させて、この液温を２時間の間保持した（実験例２と同様）。２時間経過後に、溶解液のろ過を行い固液分離し、固体１６（鉄残渣）を得た。これをアルカリ溶融分の鉄残渣と混合して分析したところ、電炉ダスト中のＺｎの９８％以上は溶解していることが確認された。固液分離した液体は、浸出液１５としてＺｎの濃度を１２０ｇ／Ｌまで上昇させる。次に、清浄工程１０４で、この浸出液１５を酸化浄液として、酸化剤（ＫＭｎＯ４、Ｈ２Ｏ２）１０ａを添加して１Ｈｒ撹拌後沈殿物のろ別を行った。次に、この浸出液をＣａ浄液として、ＣａＯ１０ｂを添加して１Ｈｒ撹拌後沈殿物のろ別を行った。更に、この浸出液を、亜鉛メタル（粉体又は板状）１０ｃと接触させるセメンテーションを液温６０℃で２４時間の間行って、不純物Ｃｕ、Ｐｂ、Ｃｄ、Ｎｉ等１２ｃを除去した。このセメンテーションまでの一連の浄液が完了した浸出液１１を電解液として用いて、電解工程１０５で、電解採取を行った。電解採取の条件は、電流密度が１平方メートルあたり６００Ａ、電解液濃度がＮａＯＨの濃度で４５０ｇ／Ｌ及びＺｎの濃度で５５ｇ／Ｌ、並びに電解液温が４０℃になるように各々設定して電解したところ、純度が９９．９９５％の電解生成亜鉛１３を得た。電解液濃度としては、電解給液のＺｎの濃度が５５ｇ／Ｌで電解尾液のＺｎの濃度が５０ｇ／Ｌとなるように、循環して給液する給液槽を用いた。電解尾液１４の一部は抜き出してアルカリ溶融工程１０２での蒸発前のアルカリ水溶液を経由して、その後の水溶解工程１０３及びアルカリ水溶液溶解工程１０６での浸出液６、８として用い、水溶解及びアルカリ水溶液溶解によりＺｎの濃度５０ｇ／Ｌを１２０ｇ／Ｌまで上昇させた。セメンテーションによる浄液が完了した浸出液１１（清浄化された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液）の分析値については、実験例１の（表１）に示す値と同様に、分析した成分の濃度はいずれも測定下限未満であった。
　（第４の実施形態）
　次に、図４を参照して、本発明の第４の実施形態における亜鉛回収方法につき、詳細に説明する。
　図４は、本実施形態における亜鉛回収方法の工程を示す図である。
　図４に示すように、本実施形態に係る亜鉛回収方法は、第３の実施形態に係る亜鉛回収方法と比較して、亜鉛回収工程としての電解工程１０５の代わりに炭酸亜鉛分離工程１０８を有していることが、主たる相違点である。本実施形態においては、かかる相違点に着目して説明するものとし、同一な構成要素には同じ符号を付して、その説明を省略又は簡略化する。なお、かかる炭酸亜鉛分離工程１０８は、第１の実施形態及び第２の実施形態に係る亜鉛回収方法の電解工程１０５の代わりに適用してもかまわない。
　具体的には、炭酸亜鉛分離工程１０８は、清浄工程１０４を経た亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１１に炭酸ガス２０を接触させ、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１１中の亜鉛成分を炭酸亜鉛２１として分離するものである。
　典型的には、亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液１１中の亜鉛成分に、以下の化学式（化３）に示すように、二酸化炭素２０を吹き込んで炭酸亜鉛を析出させ、このように析出させた炭酸亜鉛をろ過すれば、固体の炭酸亜鉛２１が得られる。炭酸亜鉛２１は、水洗浄後に乾燥させれば製品とすることも可能である。また、炭酸亜鉛分離工程１０８の残液２２は水酸化ナトリウムを含んでいるので、アルカリ溶融工程１０２に戻される。なお、固体の炭酸亜鉛２１を焙焼すれば、酸化亜鉛を得ることも可能である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-C000004
 　　 
　以上の本実施形態の亜鉛回収方法においては、
であるため、水酸化アルカリ水溶液、亜鉛含有水溶液や電解尾液中の塩素濃度が高まることを抑制し、所要の品質の特性の亜鉛を製造することができる。
　以下、本実施形態における実験例４について説明する。
　（実験例４）
　実験例３と同様にアルカリ水溶液溶解によりＺｎの濃度５０ｇ／Ｌを１２０ｇ／Ｌまで上昇させながら清浄工程１０４までを実行した。この浄液が完了した浸出液１１中に二酸化炭素ガス２０を吹き込み、炭酸亜鉛２１を析出させた後これをろ過して回収した。また、セメンテーションによる浄液が完了した浸出液１１（清浄化された亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液）の分析値については、実験例１の（表１）に示す値と同様に、分析した成分の濃度はいずれも測定下限未満であった。
　以上の第１から第４の実施形態の亜鉛回収方法においては、水酸化ナトリウムの融点以上である第１の温度で、亜鉛成分及びジンクフェライトを含む原料１又は処理済み原料３、１６、１８と溶融状態の水酸化ナトリウム５、１４である溶融水酸化ナトリウムとを接触させて、溶融水酸化ナトリウム中で原料１又は処理済み原料３、１６、１８に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解するアルカリ溶融工程１０２と、水の沸点未満の温度である第２の温度で、溶融水酸化ナトリウムの温度が低下したものである水酸化ナトリウム、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に水を接触させ、水酸化ナトリウム水溶液中に酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第１の亜鉛含有水溶液８を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない酸化鉄成分を含む難溶物９を得る水溶解工程１０３と、第１の亜鉛含有水溶液８に由来する亜鉛成分を回収する亜鉛回収工程１０５、１０８と、を備えるものであるため、電炉ダスト１等に含まれるジンクフェライトを確実に分解しながら、電炉ダスト１等に含まれる亜鉛１３、２１を効率的に回収することができる。
　また、第１から第４の実施形態の亜鉛回収方法においては、アルカリ溶融工程１０２では、水酸化ナトリウム５、１４に酸化剤として過酸化水素、硝酸ナトリウム、又は還元剤として亜硫酸ナトリウム、チオ硫酸ナトリウム、亜ジチオン酸ナトリウム及び亜鉛メタルの少なくとも一つを添加するものであるため、電炉ダスト１等に含まれるジンクフェライトをより確実に分解することができる。
　また、第１、第３及び第４の実施形態の亜鉛回収方法においては、アルカリ溶融工程１０２に先立って、原料１をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液である洗浄液２で洗浄して、原料１に含まれているハロゲン成分を洗浄して処理済み原料３とするハロゲン洗浄工程を更に備えるものであるため、電炉ダスト１等に含まれるハロゲン成分を確実に溶出させて洗浄することができる。
　また、第１、第３及び第４の実施形態の亜鉛回収方法においては、アルカリ溶融工程１０２に先立って、原料１又は処理済み原料３に磁石を介して磁力を印加し、原料１中又は処理済み原料３中の成分の磁性の強さに応じて、磁石に付着された成分から成る第１の選鉱物１８と、磁石に付着されない第２の選鉱物１９と、を分ける磁力選鉱工程１０７と、第２の選鉱物１９が送られて、第２の選鉱物１９に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し亜鉛成分を含む第２の亜鉛含有水溶液１５を得るアルカリ水溶液溶解工程１０６と、を更に備え、第１の選鉱物１８が、処理済み原料としてアルカリ溶融工程１０２に送られて、第１の選鉱物１８中のジンクフェライトが、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解されるものであるため、消費エネルギ量を低減した態様で、電炉ダスト１等に含まれるジンクフェライトをより確実に分解しながら、電炉ダスト１等に含まれる亜鉛１３、２１を効率的に回収することができる。
　また、第１、第３及び第４の実施形態の亜鉛回収方法においては、第１の亜鉛含有水溶液８又は第２の亜鉛含有水溶液１５を清浄化する清浄工程１０４を更に備え、清浄工程１０４が、第１の亜鉛含有水溶液８又は第２の亜鉛含有水溶液１５に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素１０ａを接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、鉄が除去された第１の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰１０ｂを接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、鉄、ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素が除去された第１の亜鉛含有水溶液８又は第２の亜鉛含有水溶液１５に対して金属亜鉛１０ｃを接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むものであるため、不純物の混入が低減された亜鉛１３、２１を回収することができる。
　また、第１及び第３の実施形態の亜鉛回収方法においては、亜鉛回収工程が、第１の亜鉛含有水溶液８、第２の亜鉛含有水溶液１５、若しくは第１の亜鉛含有水溶液８又は第２の亜鉛含有水溶液１５を清浄化したもの１１を電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛１３を得る電解工程１０５を含むものであるため、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛１３を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、第１及び第４の実施形態の亜鉛回収方法においては、亜鉛回収工程が、第１の亜鉛含有水溶液８中、第２の亜鉛含有水溶液１５中、若しくは第１の亜鉛含有水溶液８又は第２の亜鉛含有水溶液１５を清浄化したもの１１の中の亜鉛成分を炭酸亜鉛２１として分離する炭酸亜鉛分離工程１０８を含むものであるため、不純物の混入が低減された炭酸亜鉛２１を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、第２の実施形態の亜鉛回収方法においては、アルカリ溶融工程１０２に先立って、原料１又は処理済み原料３を水酸化ナトリウム水溶液に接触させ、原料１又は処理済み原料３に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し亜鉛成分を含む第３の亜鉛含有水溶液１５を得ると共に、水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されないジンクフェライトを含む難溶物１６を得るアルカリ水溶液溶解工程１０６を更に備え、ジンクフェライトを含む難溶物１６が、処理済み原料としてアルカリ溶融工程１０２に送られて、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解され、水溶解工程１０３で、水酸化ナトリウム水溶液中に酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第４の亜鉛含有水溶液８を得るものであるため、消費エネルギ量を低減した態様で、電炉ダスト１等に含まれるジンクフェライトをより確実に分解しながら、電炉ダスト１等に含まれる亜鉛１３、２１を効率的に回収することができる。
　また、第２の実施形態の亜鉛回収方法においては、第４の亜鉛含有水溶液８が、アルカリ水溶液溶解工程１０６に送られて、第４の亜鉛含有水溶液８に含まれている亜鉛成分が選択的に抽出され、第３の亜鉛含有水溶液１５の一部となるものであるため、電炉ダスト１等に含まれる亜鉛１３、２１をより効率的に回収することができる。
　また、第２の実施形態の亜鉛回収方法においては、アルカリ水溶液溶解工程１０６に先立って、原料１をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、原料１に含まれているハロゲン成分を洗浄して処理済み原料とするハロゲン洗浄工程１０１を更に備えるものであるため、電炉ダスト１等に含まれるハロゲン成分を確実に溶出させて洗浄することができる。
　また、第２の実施形態の亜鉛回収方法においては、第３の亜鉛含有水溶液１５を清浄化する清浄工程１０４を更に備え、清浄工程１０４が、第３の亜鉛含有水溶液１５に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素１０ａを接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、鉄が除去された第３の亜鉛含有水溶液１５に対して消石灰又は生石灰１０ｂを接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、鉄、ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素が除去された第３の亜鉛含有水溶液１５に対して金属亜鉛１０ｃを接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して金属不純物成分を除去する置換工程と、を含むものであるため、不純物の混入が低減された亜鉛１３、２１を回収することができる。
　また、第２の実施形態の亜鉛回収方法においては、亜鉛回収工程が、第３の亜鉛含有水溶液１５又は第３の亜鉛含有水溶液１５を清浄化したもの１１を電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛１３を得る電解工程１０５を含むものであるため、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛１３を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、第２の実施形態の亜鉛回収方法においては、亜鉛回収工程が、第３の亜鉛含有水溶液１５中又は第３の亜鉛含有水溶液１５を清浄化したもの１１の中の亜鉛成分を炭酸亜鉛２１として分離する炭酸亜鉛分離工程１０８を含むものであるため、不純物の混入が低減された炭酸亜鉛２１を歩留まりよく安定して回収することができる。
　また、第１から第３の実施形態の亜鉛回収方法においては、電解工程１０５の電解尾液１４に水酸化ナトリウム及び亜鉛を残存させておき、水酸化ナトリウム及び亜鉛を残存させた電解尾液１４の水分を蒸発させた後に溶融状態として、アルカリ溶融工程１０２で原料１又は処理済み原料３、１６、１８と接触させるものであるため、水酸化ナトリウムの消費量を低減した態様で、不純物の混入が低減された電解生成亜鉛１３を歩留まりよく安定して回収することができる。
　なお、本発明は、構成要素の形状、配置、個数等は前述の実施形態に限定されるものではなく、かかる構成要素を同等の作用効果を奏するものに適宜置換する等、発明の要旨を逸脱しない範囲で適宜変更可能であることはもちろんである。
　以上のように、本発明においては、電炉ダスト等に含まれるジンクフェライトを確実に分解しながら、電炉ダスト等に含まれる亜鉛を回収することができる亜鉛の回収方法を提供することができるものであるため、その汎用普遍的な性格から広範に製鉄プロセスの一つである電炉法においてスクラップの溶解製錬時に発生する電炉ダスト、に加え、高炉ダスト、高炉・転炉ダスト又はＲＨＦ（Ｒｏｔａｒｙ　Ｈｅａｒｔｈ　Ｆｕｒｎａｃｅ：回転炉床炉）ダストといった１次ダスト又は２次ダスト、及び亜鉛精鉱についての焼鉱等を原料とする亜鉛回収方法に適用され得るものと期待される。
１…電炉ダスト
２…洗浄液
３…処理済み電炉ダスト
４…使用済み洗浄液
５…水酸化ナトリウム
６…亜鉛含有固化物
７…水
８…亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液
９…残渣
１０ａ…酸化剤
１０ｂ…消石灰又は生石灰
１０ｃ…金属亜鉛
１１…亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液
１２ａ…鉄
１２ｂ…ケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素
１２ｃ…金属不純物成分
１３…電解生成亜鉛
１４…電解尾液
１５…亜鉛含有水酸化ナトリウム水溶液
１６…難溶物、
１８…付着選鉱物
１９…残余選鉱物
２１…炭酸亜鉛
２２…残液
１０１…ハロゲン洗浄工程
１０１…脱ハロゲン洗浄工程
１０２…アルカリ溶融工程
１０３…水溶解工程
１０４…清浄工程
１０５…亜鉛回収工程
１０５…電解工程
１０６…アルカリ水溶液溶解工程
１０７…磁力選鉱工程
１０８…炭酸亜鉛分離工程

Claims (17)

  1. 　水酸化ナトリウムの融点以上である第１の温度で、亜鉛成分及びジンクフェライトを含む原料又は前記原料を処理した処理済み原料と溶融状態の水酸化ナトリウムである溶融水酸化ナトリウムとを接触させて、前記溶融水酸化ナトリウム中で前記原料又は前記処理済み原料に含まれているジンクフェライトを酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解するアルカリ溶融工程と、
    　水の沸点未満の温度である第２の温度で、前記溶融水酸化ナトリウムの温度が低下したものである水酸化ナトリウム、前記酸化亜鉛成分及び前記酸化鉄成分に水を接触させ、水酸化ナトリウム水溶液中に前記酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第１の亜鉛含有水溶液を得ると共に、前記水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されない酸化鉄成分を含む難溶物を得る水溶解工程と、
    　前記第１の亜鉛含有水溶液に由来する亜鉛成分を回収する亜鉛回収工程と、
    を備える亜鉛回収方法。
  2. 　前記アルカリ溶融工程では、前記水酸化ナトリウムに酸化剤として過酸化水素、硝酸ナトリウム、又は還元剤として亜硫酸ナトリウム、チオ硫酸ナトリウム、亜ジチオン酸ナトリウム及び亜鉛メタルの内の少なくとも一つを添加する請求項１記載の亜鉛回収方法。
  3. 　前記アルカリ溶融工程に先立って、前記原料をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、前記原料に含まれているハロゲン成分を洗浄するハロゲン洗浄工程を更に備える請求項１又は２記載の亜鉛回収方法。
  4. 　前記アルカリ溶融工程に先立って、前記原料又は前記処理済み原料に磁石を介して磁力を印加し、前記原料中又は前記処理済み原料中の成分の磁性の強さに応じて、前記磁石に付着された成分から成る第１の選鉱物と、前記磁石に付着されない第２の選鉱物と、を分ける磁力選鉱工程と、
    　前記第２の選鉱物が送られて、前記第２の選鉱物に含まれている亜鉛成分を水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し前記亜鉛成分を含む第２の亜鉛含有水溶液を得るアルカリ水溶液溶解工程と、
    を更に備え、
    　前記第１の選鉱物は、前記処理済み原料として前記アルカリ溶融工程に送られて、前記第１の選鉱物中の前記ジンクフェライトは、前記酸化亜鉛成分及び前記酸化鉄成分に分解される請求項１から３のいずれかに記載の亜鉛回収方法。
  5. 　前記第１の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、前記清浄工程は、前記第１の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、前記鉄が除去された前記第１の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、前記鉄、前記ケイ酸塩、前記炭酸塩及び前記フッ素が除去された前記第１の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して前記金属不純物成分を除去する置換工程と、を含む請求項１から３のいずれかに記載の亜鉛回収方法。
  6. 　前記亜鉛回収工程は、前記第１の亜鉛含有水溶液又は前記第１の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含む請求項５記載の亜鉛回収方法。
  7. 　前記亜鉛回収工程は、前記第１の亜鉛含有水溶液中又は前記第１の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含む請求項５記載の亜鉛回収方法。
  8. 　前記第２の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、前記清浄工程は、前記第２の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、前記鉄が除去された前記第２の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、前記鉄、前記ケイ酸塩、前記炭酸塩及び前記フッ素が除去された前記第２の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して前記金属不純物成分を除去する置換工程と、を含む請求項４記載の亜鉛回収方法。
  9. 　前記亜鉛回収工程は、前記第２の亜鉛含有水溶液又は前記第２の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含む請求項８記載の亜鉛回収方法。
  10. 　前記亜鉛回収工程は、前記第２の亜鉛含有水溶液中又は前記第２の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含む請求項８記載の亜鉛回収方法。
  11. 　前記アルカリ溶融工程に先立って、前記原料又は前記処理済み原料を水酸化ナトリウム水溶液に接触させ、前記原料又は前記処理済み原料に含まれている亜鉛成分を前記水酸化ナトリウム水溶液中に溶解させて選択的に抽出し前記亜鉛成分を含む第３の亜鉛含有水溶液を得ると共に、前記水酸化ナトリウム水溶液中に溶解されないジンクフェライトを含む難溶物を得るアルカリ水溶液溶解工程を更に備え、
    　前記ジンクフェライトを含む前記難溶物は、前記処理済み原料として前記アルカリ溶融工程に送られて、酸化亜鉛成分及び酸化鉄成分に分解され、前記水溶解工程で、前記水酸化ナトリウム水溶液中に前記酸化亜鉛成分を溶解させて亜鉛成分を含む第４の亜鉛含有水溶液を得る請求項１又は２記載の亜鉛回収方法。
  12. 　前記第４の亜鉛含有水溶液は、前記アルカリ水溶液溶解工程に送られて、前記第４の亜鉛含有水溶液に含まれている亜鉛成分が選択的に抽出され、前記第３の亜鉛含有水溶液の一部となる請求項１１記載の亜鉛回収方法。
  13. 　前記アルカリ水溶液溶解工程に先立って、前記原料をｐＨ値が８．５以上１０．５以下の範囲内の水酸化ナトリウム水溶液で洗浄して、前記原料に含まれているハロゲン成分を洗浄して処理済み原料とするハロゲン洗浄工程を更に備える請求項１１又は１２記載の亜鉛回収方法。
  14. 　前記第３の亜鉛含有水溶液を清浄化する清浄工程を更に備え、前記清浄工程は、前記第３の亜鉛含有水溶液に対して酸化剤として過マンガン酸カリウム又は過酸化水素を接触させて固化した鉄を除去する脱鉄工程と、前記鉄が除去された前記第３の亜鉛含有水溶液に対して消石灰又は生石灰を接触させて各々固化されたケイ酸塩、炭酸塩及びフッ素を除去する脱シリコン・脱炭酸塩・脱フッ素工程と、前記鉄、前記ケイ酸塩、前記炭酸塩及び前記フッ素が除去された前記第３の亜鉛含有水溶液に対して金属亜鉛を接触させて亜鉛よりも貴な金属不純物成分を還元析出して前記金属不純物成分を除去する置換工程と、を含む請求項１１から１３のいずれかに記載の亜鉛回収方法。
  15. 　前記亜鉛回収工程は、前記第３の亜鉛含有水溶液又前記は前記第３の亜鉛含有水溶液を清浄化したものを電解液とした電解を行い、電解生成亜鉛を得る電解工程を含む請求項１４記載の亜鉛回収方法。
  16. 　前記亜鉛回収工程は、前記第３の亜鉛含有水溶液中又は前記第３の亜鉛含有水溶液を清浄化したものの中の亜鉛成分を炭酸亜鉛として分離する炭酸亜鉛分離工程を含む請求項１４記載の亜鉛回収方法。
  17. 　前記電解工程の電解尾液に水酸化ナトリウム及び亜鉛を残存させておき、前記水酸化ナトリウム及び前記亜鉛を残存させた前記電解尾液の水分を蒸発させた後に溶融状態として、前記アルカリ溶融工程で前記処理対象材料と接触させる請求項６、９又は１５記載の亜鉛回収方法。
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