亜鉛浸出残渣等の処理方法
【課題】
湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などを浸出原料として，Ｓｎとレアメタル（特にＩｎ）を高い回収率で浸出回収できる処理方法を提供する。
【解決手段】
湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などを浸出原料とし，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，温度６０℃以上の条件で浸出処理することを特徴とする亜鉛浸出残渣等の処理方法である。
湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などを浸出原料として，Ｓｎとレアメタル（特にＩｎ）を高い回収率で浸出回収できる処理方法を提供する。
【解決手段】
湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などを浸出原料とし，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，温度６０℃以上の条件で浸出処理することを特徴とする亜鉛浸出残渣等の処理方法である。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物からＩｎやＳｎを分離する方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
湿式亜鉛製錬においては，ＺｎＳ主体の亜鉛精鉱を焙焼して酸に可溶なＺｎＯの形態に変え，これを硫酸で浸出し，得られたＺｎリッチの浸出尾液は電解工程へ供される。一方，硫酸浸出で生じた亜鉛浸出残渣は，ＳＯ２を用いた還元加圧浸出法を採用することにより，硫酸浸出だけでは回収できなかったフェライト系のＺｎやＦｅ，レアメタルなどの有価金属を浸出させて回収している（特許文献１参照）。また，こうして有価金属を浸出回収した後の浸出残渣は，更に銀や鉛の原料として利用される（特許文献２参照）。
【０００３】
【特許文献１】特開昭５６−１６４０１８号公報
【特許文献２】特開平７−６２４５４号公報
【０００４】
しかしながら，亜鉛浸出残渣をＳＯ２で還元加圧浸出して有価金属を浸出回収した場合，残った浸出残渣中にはレアメタルがまだ相当量残されており，中でも付加価値の高いＩｎのロスが大きい。例えば亜鉛浸出残渣をＳＯ２で加圧浸出した場合，ＺｎやＦｅの浸出率が９５％程度であるのに対して，Ｉｎの浸出率は８８〜９０％程度と低い。
【０００５】
また優良な亜鉛鉱石の枯渇化により，今後は不純物としてＳｎを含有した高Ｓｎ品位の亜鉛精鉱の処理が必要となることが予想される。亜鉛浸出残渣をＳＯ２で還元加圧浸出した場合，Ｓｎ浸出率は１０％程度以下に過ぎない。Ｚｎその他の有価金属を回収した後の浸出残渣は，次に銀や鉛の精錬工程に送られるが，特にＳｎは，鉛電解において不純物として製品に混入し易いため，浸出残渣中のＳｎ品位の更なる低減が望まれる。
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００６】
本発明の目的は，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物からＳｎとレアメタル（特にＩｎ）を高い浸出率で浸出回収できる処理方法を提供することにある。
【課題を解決するための手段】
【０００７】
従来は塩酸や塩化物塩を含む浸出元液は亜鉛製錬工程へＣｌ−が混入すると，設備の腐食やメタル亜鉛の生産性及び品質の低下の原因となるため，使用されていなかった。本発明では，Ｃｌ−を含んだ液を亜鉛製錬本工程と切り離した別系統処理することにより解決した。即ち本発明によれば，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物を浸出原料とし，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，温度６０℃以上の条件で浸出処理することを特徴とする，亜鉛浸出残渣等の処理方法が提供される。
【０００８】
前記浸出元液における硫酸濃度は，１００ｇ／リットル以上であることが好ましい。また，前記浸出元液において混合された塩化物塩は，例えばＮａＣｌ，ＫＣｌまたはＣａＣｌの１種以上である。また，前記浸出元液におけるＣｌ−量は，前記浸出原料に含まれるＳｎの当量の１倍以上であり，かつ１０等量以下であることが好ましい。
【０００９】
前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液の一部または全部を，前記浸出元液として再利用することもできる。また，前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液を，中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収しても良い。
【発明の効果】
【００１０】
本発明によれば，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物を浸出原料として，ＳｎとＩｎ等のレアメタルを高い浸出率で回収することが可能となる。これにより，Ｉｎロスが減少する。また，浸出残渣中のＳｎ品位を低減することにより，後の銀や鉛の精錬工程における不純物の低減を図ることができるようになる。
【発明を実施するための最良の形態】
【００１１】
図１に示すように，湿式亜鉛製錬においては，亜鉛精鉱を焙焼して得たＺｎＯを硫酸で浸出し，得られたＺｎリッチの浸出尾液は電解工程へ供される。一方，硫酸浸出で生じた亜鉛浸出残渣は，更にＳＯ２を用いて還元加圧浸出され，浸出尾液は有価金属の回収工程へ供される。また有価金属を浸出回収した後の浸出残渣は，本発明における浸出原料となる。かような浸出原料は，鉛を主成分とし，Ａｇなども含有するが，その他にＩｎやＳｎもまだ少なからず含んでおり，そのまま鉛や銀の原料として利用したのでは，Ｉｎのロスを生じてしまう。またＳｎ品位が高いと，銀や鉛の精錬工程において不純物として混入し易いため生産性を落すことになる。
【００１２】
そこで本発明では，このようにＩｎやＳｎをまだ含んでいる浸出原料を，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，更に浸出処理する。硫酸に塩化物塩を混合する場合，及び硫酸と塩酸に塩化物塩を混合する場合，混合する塩化物塩として，例えばＮａＣｌ，ＫＣｌまたはＣａＣｌの１種以上を用いることができる。
【００１３】
ここで，浸出原料を浸出処理する浸出元液にあっては，硫酸濃度が１００ｇ／リットル以上であることが好ましい。浸出元液における硫酸濃度が１００ｇ／リットル以下の場合，Ｓｎが殆ど浸出されないからである。
【００１４】
また浸出元液には，塩酸由来または塩化物塩由来のＣｌ−が存在することになるが，浸出元液におけるＣｌ−量は，Ｓｎを溶解させるのに最低必要な量（１倍当量）以上で，かつ１０倍等量以下，好ましくは５倍等量以下が望ましい。Ｃｌ−を大量に添加しすぎる銀や鉛精錬用の銀や鉛まで浸出させることになってしまう。
【００１５】
また，かような浸出元液によって前記浸出原料を浸出処理するにあたり，温度は６０℃以上とする。６０℃以下では，Ｉｎの浸出が殆ど進まなくなってしまう。
【００１６】
こうして浸出処理することにより，前述の浸出原料中に存在していたＳｎの大部分を浸出させ，Ｉｎの殆ど全部を浸出させることが可能となる。そして，このように浸出原料を浸出処理したことによってＺｎ，Ｆｅなどと共にＳｎ，Ｉｎ等を含んだ浸出尾液を，中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収することにより，Ｉｎなどの有価金属を少ないロスで回収することができるようになる。
【００１７】
また，このように浸出原料を浸出処理した後の浸出尾液は，高い濃度の硫酸およびＣｌ−イオンを含んでおり，その一部または全部を浸出原料を浸出処理するための浸出元液として再利用することもできる。その場合，浸出原料を浸出処理した後の浸出尾液の一部を抜き出して浸出原料を浸出処理するための浸出元液として再利用し，残りは中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収することにより，Ｉｎなどの有価金属を回収しても良い。なお中和後の液は，有価金属および重金属が殆ど入っていていないため，廃水処理施設へ送られ処理される。
【００１８】
一方，浸出原料を浸出処理した後の浸出残渣は，更に銀や鉛の原料として利用される。本発明によれば，このようにＩｎなどの有価金属の回収ロスを低減できることに加え，浸出残渣中のＳｎ品位を低減することにより，後の銀や鉛の精錬工程における不純物処理の負荷軽減を図ることができるようになる。
【００１９】
なお，以上では湿式亜鉛製錬においてＺｎＯを硫酸浸出して生じた亜鉛浸出残渣を更にＳＯ２で還元加圧浸出した後の浸出残渣を浸出原料とした例を説明したが，本発明では，亜鉛精鉱を酸素とＦｅ３＋を用いて直接浸出することにより発生した浸出残渣を浸出原料とすることもできる。また亜鉛精鉱を直接浸出する場合，高圧の酸素と１５０℃以上の温度で行う加圧浸出法を用いても良い。
【実施例】
【００２０】
亜鉛精鉱を焙焼したＺｎＯを硫酸浸出して得た亜鉛浸出残渣を更にＳＯ２で加圧浸出して有価金属を浸出回収した後の浸出残渣を浸出原料とした。表１に実施例の浸出原料とした浸出残渣の品位と対鉱石での浸出率を示す。
【００２１】
【表１】
【００２２】
（実施例１）
先ず，この浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度５００ｇ／リットルの希硫酸１リットルを加え，更にＮａＣｌ ２９ｇを添加し，リパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下で，温度９０℃，２ｈｒの加熱を行った。所定の時期にスラリーの一部を取り出してろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した結果を図２に示す。６０，１２０ｍｉｎを経過した時点におけるＳｎ及びＩｎの浸出率は各々８５％と９０％，鉱石から換算した総合浸出率は各々８６％，９９％であった。
【００２３】
（実施例２）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度５００ｇ／リットルの希硫酸１リットルを加え，更にＮａＣｌ ５ｇを添加してリパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下で，温度９０℃，２ｈｒの加熱を行った。所定の時期にスラリーの一部を取り出してろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した結果を図３に示す。６０，１２０ｍｉｎを経過した時点におけるＳｎ及びＩｎの浸出率は各々３５％（総合３％），６２％（総合９６％）であった。
【００２４】
（比較例）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度５００ｇ／リットルの希硫酸１リットルを加えリパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下で，温度９０℃，２ｈｒの加熱を行った。所定の時期にスラリーの一部を取り出してろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した結果を図４に示す。６０，１２０ｍｉｎを経過した時点におけるＳｎ及びＩｎの浸出率は各々１５％（総合２０％），３５％（総合９３％）であった。
【００２５】
（実施例３）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに所定濃度の希硫酸１リットルを加え，更にＮａＣｌ２９ｇ添加してリパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下，温度４０，６０，９０℃の各温度でそれぞれ２ｈｒ浸出後にろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した。各浸出温度に対する浸出率は図５のようになった。浸出温度４０℃ではＳｎおよびＩｎの浸出率は１０％以下であった。
【００２６】
（実施例４）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度７０，１００，２００，５００ｇ／リットルの各希硫酸１リットルをそれぞれ加え，更にＮａＣｌ２９ｇ添加してリパルプした。こうして得た各スラリーを大気圧下，温度９０℃でそれぞれ２ｈｒ浸出後にろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した。各硫酸濃度に対する浸出率は図６のようになった。硫酸濃度１００ｇ／リットルでのＳｎ及びＩｎの浸出率は各々２０％（総合２５％），４２％（総合９４％）であった。浸出原料を浸出処理する浸出元液にあっては，硫酸濃度が１００ｇ／リットル以上であることが好ましい。浸出元液における硫酸濃度が１００ｇ／リットル未満の場合，Ｓｎが殆ど浸出されない。
【産業上の利用可能性】
【００２７】
本発明は，湿式亜鉛製錬において発生する亜鉛浸出残渣の処理などに利用される。
【図面の簡単な説明】
【００２８】
【図１】発明の実施の形態にかかる処理方法を説明するためのフローチャートである。
【図２】実施例１における経過時間と浸出率の関係を示すグラフである。
【図３】実施例２における経過時間と浸出率の関係を示すグラフである。
【図４】比較例における経過時間と浸出率の関係を示すグラフである。
【図５】実施例３における浸出温度と浸出率の関係を示すグラフである。
【図６】実施例４における硫酸濃度と浸出率の関係を示すグラフである。
【技術分野】
【０００１】
本発明は，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物からＩｎやＳｎを分離する方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
湿式亜鉛製錬においては，ＺｎＳ主体の亜鉛精鉱を焙焼して酸に可溶なＺｎＯの形態に変え，これを硫酸で浸出し，得られたＺｎリッチの浸出尾液は電解工程へ供される。一方，硫酸浸出で生じた亜鉛浸出残渣は，ＳＯ２を用いた還元加圧浸出法を採用することにより，硫酸浸出だけでは回収できなかったフェライト系のＺｎやＦｅ，レアメタルなどの有価金属を浸出させて回収している（特許文献１参照）。また，こうして有価金属を浸出回収した後の浸出残渣は，更に銀や鉛の原料として利用される（特許文献２参照）。
【０００３】
【特許文献１】特開昭５６−１６４０１８号公報
【特許文献２】特開平７−６２４５４号公報
【０００４】
しかしながら，亜鉛浸出残渣をＳＯ２で還元加圧浸出して有価金属を浸出回収した場合，残った浸出残渣中にはレアメタルがまだ相当量残されており，中でも付加価値の高いＩｎのロスが大きい。例えば亜鉛浸出残渣をＳＯ２で加圧浸出した場合，ＺｎやＦｅの浸出率が９５％程度であるのに対して，Ｉｎの浸出率は８８〜９０％程度と低い。
【０００５】
また優良な亜鉛鉱石の枯渇化により，今後は不純物としてＳｎを含有した高Ｓｎ品位の亜鉛精鉱の処理が必要となることが予想される。亜鉛浸出残渣をＳＯ２で還元加圧浸出した場合，Ｓｎ浸出率は１０％程度以下に過ぎない。Ｚｎその他の有価金属を回収した後の浸出残渣は，次に銀や鉛の精錬工程に送られるが，特にＳｎは，鉛電解において不純物として製品に混入し易いため，浸出残渣中のＳｎ品位の更なる低減が望まれる。
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００６】
本発明の目的は，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物からＳｎとレアメタル（特にＩｎ）を高い浸出率で浸出回収できる処理方法を提供することにある。
【課題を解決するための手段】
【０００７】
従来は塩酸や塩化物塩を含む浸出元液は亜鉛製錬工程へＣｌ−が混入すると，設備の腐食やメタル亜鉛の生産性及び品質の低下の原因となるため，使用されていなかった。本発明では，Ｃｌ−を含んだ液を亜鉛製錬本工程と切り離した別系統処理することにより解決した。即ち本発明によれば，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物を浸出原料とし，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，温度６０℃以上の条件で浸出処理することを特徴とする，亜鉛浸出残渣等の処理方法が提供される。
【０００８】
前記浸出元液における硫酸濃度は，１００ｇ／リットル以上であることが好ましい。また，前記浸出元液において混合された塩化物塩は，例えばＮａＣｌ，ＫＣｌまたはＣａＣｌの１種以上である。また，前記浸出元液におけるＣｌ−量は，前記浸出原料に含まれるＳｎの当量の１倍以上であり，かつ１０等量以下であることが好ましい。
【０００９】
前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液の一部または全部を，前記浸出元液として再利用することもできる。また，前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液を，中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収しても良い。
【発明の効果】
【００１０】
本発明によれば，湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳＯ２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣などといった少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物を浸出原料として，ＳｎとＩｎ等のレアメタルを高い浸出率で回収することが可能となる。これにより，Ｉｎロスが減少する。また，浸出残渣中のＳｎ品位を低減することにより，後の銀や鉛の精錬工程における不純物の低減を図ることができるようになる。
【発明を実施するための最良の形態】
【００１１】
図１に示すように，湿式亜鉛製錬においては，亜鉛精鉱を焙焼して得たＺｎＯを硫酸で浸出し，得られたＺｎリッチの浸出尾液は電解工程へ供される。一方，硫酸浸出で生じた亜鉛浸出残渣は，更にＳＯ２を用いて還元加圧浸出され，浸出尾液は有価金属の回収工程へ供される。また有価金属を浸出回収した後の浸出残渣は，本発明における浸出原料となる。かような浸出原料は，鉛を主成分とし，Ａｇなども含有するが，その他にＩｎやＳｎもまだ少なからず含んでおり，そのまま鉛や銀の原料として利用したのでは，Ｉｎのロスを生じてしまう。またＳｎ品位が高いと，銀や鉛の精錬工程において不純物として混入し易いため生産性を落すことになる。
【００１２】
そこで本発明では，このようにＩｎやＳｎをまだ含んでいる浸出原料を，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，更に浸出処理する。硫酸に塩化物塩を混合する場合，及び硫酸と塩酸に塩化物塩を混合する場合，混合する塩化物塩として，例えばＮａＣｌ，ＫＣｌまたはＣａＣｌの１種以上を用いることができる。
【００１３】
ここで，浸出原料を浸出処理する浸出元液にあっては，硫酸濃度が１００ｇ／リットル以上であることが好ましい。浸出元液における硫酸濃度が１００ｇ／リットル以下の場合，Ｓｎが殆ど浸出されないからである。
【００１４】
また浸出元液には，塩酸由来または塩化物塩由来のＣｌ−が存在することになるが，浸出元液におけるＣｌ−量は，Ｓｎを溶解させるのに最低必要な量（１倍当量）以上で，かつ１０倍等量以下，好ましくは５倍等量以下が望ましい。Ｃｌ−を大量に添加しすぎる銀や鉛精錬用の銀や鉛まで浸出させることになってしまう。
【００１５】
また，かような浸出元液によって前記浸出原料を浸出処理するにあたり，温度は６０℃以上とする。６０℃以下では，Ｉｎの浸出が殆ど進まなくなってしまう。
【００１６】
こうして浸出処理することにより，前述の浸出原料中に存在していたＳｎの大部分を浸出させ，Ｉｎの殆ど全部を浸出させることが可能となる。そして，このように浸出原料を浸出処理したことによってＺｎ，Ｆｅなどと共にＳｎ，Ｉｎ等を含んだ浸出尾液を，中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収することにより，Ｉｎなどの有価金属を少ないロスで回収することができるようになる。
【００１７】
また，このように浸出原料を浸出処理した後の浸出尾液は，高い濃度の硫酸およびＣｌ−イオンを含んでおり，その一部または全部を浸出原料を浸出処理するための浸出元液として再利用することもできる。その場合，浸出原料を浸出処理した後の浸出尾液の一部を抜き出して浸出原料を浸出処理するための浸出元液として再利用し，残りは中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収することにより，Ｉｎなどの有価金属を回収しても良い。なお中和後の液は，有価金属および重金属が殆ど入っていていないため，廃水処理施設へ送られ処理される。
【００１８】
一方，浸出原料を浸出処理した後の浸出残渣は，更に銀や鉛の原料として利用される。本発明によれば，このようにＩｎなどの有価金属の回収ロスを低減できることに加え，浸出残渣中のＳｎ品位を低減することにより，後の銀や鉛の精錬工程における不純物処理の負荷軽減を図ることができるようになる。
【００１９】
なお，以上では湿式亜鉛製錬においてＺｎＯを硫酸浸出して生じた亜鉛浸出残渣を更にＳＯ２で還元加圧浸出した後の浸出残渣を浸出原料とした例を説明したが，本発明では，亜鉛精鉱を酸素とＦｅ３＋を用いて直接浸出することにより発生した浸出残渣を浸出原料とすることもできる。また亜鉛精鉱を直接浸出する場合，高圧の酸素と１５０℃以上の温度で行う加圧浸出法を用いても良い。
【実施例】
【００２０】
亜鉛精鉱を焙焼したＺｎＯを硫酸浸出して得た亜鉛浸出残渣を更にＳＯ２で加圧浸出して有価金属を浸出回収した後の浸出残渣を浸出原料とした。表１に実施例の浸出原料とした浸出残渣の品位と対鉱石での浸出率を示す。
【００２１】
【表１】
【００２２】
（実施例１）
先ず，この浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度５００ｇ／リットルの希硫酸１リットルを加え，更にＮａＣｌ ２９ｇを添加し，リパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下で，温度９０℃，２ｈｒの加熱を行った。所定の時期にスラリーの一部を取り出してろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した結果を図２に示す。６０，１２０ｍｉｎを経過した時点におけるＳｎ及びＩｎの浸出率は各々８５％と９０％，鉱石から換算した総合浸出率は各々８６％，９９％であった。
【００２３】
（実施例２）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度５００ｇ／リットルの希硫酸１リットルを加え，更にＮａＣｌ ５ｇを添加してリパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下で，温度９０℃，２ｈｒの加熱を行った。所定の時期にスラリーの一部を取り出してろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した結果を図３に示す。６０，１２０ｍｉｎを経過した時点におけるＳｎ及びＩｎの浸出率は各々３５％（総合３％），６２％（総合９６％）であった。
【００２４】
（比較例）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度５００ｇ／リットルの希硫酸１リットルを加えリパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下で，温度９０℃，２ｈｒの加熱を行った。所定の時期にスラリーの一部を取り出してろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した結果を図４に示す。６０，１２０ｍｉｎを経過した時点におけるＳｎ及びＩｎの浸出率は各々１５％（総合２０％），３５％（総合９３％）であった。
【００２５】
（実施例３）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに所定濃度の希硫酸１リットルを加え，更にＮａＣｌ２９ｇ添加してリパルプした。こうして得たスラリーを大気圧下，温度４０，６０，９０℃の各温度でそれぞれ２ｈｒ浸出後にろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した。各浸出温度に対する浸出率は図５のようになった。浸出温度４０℃ではＳｎおよびＩｎの浸出率は１０％以下であった。
【００２６】
（実施例４）
実施例１と同じ浸出原料（ｗｅｔ状態）３８６ｇに濃度７０，１００，２００，５００ｇ／リットルの各希硫酸１リットルをそれぞれ加え，更にＮａＣｌ２９ｇ添加してリパルプした。こうして得た各スラリーを大気圧下，温度９０℃でそれぞれ２ｈｒ浸出後にろ過，洗浄した残渣から浸出率を測定した。各硫酸濃度に対する浸出率は図６のようになった。硫酸濃度１００ｇ／リットルでのＳｎ及びＩｎの浸出率は各々２０％（総合２５％），４２％（総合９４％）であった。浸出原料を浸出処理する浸出元液にあっては，硫酸濃度が１００ｇ／リットル以上であることが好ましい。浸出元液における硫酸濃度が１００ｇ／リットル未満の場合，Ｓｎが殆ど浸出されない。
【産業上の利用可能性】
【００２７】
本発明は，湿式亜鉛製錬において発生する亜鉛浸出残渣の処理などに利用される。
【図面の簡単な説明】
【００２８】
【図１】発明の実施の形態にかかる処理方法を説明するためのフローチャートである。
【図２】実施例１における経過時間と浸出率の関係を示すグラフである。
【図３】実施例２における経過時間と浸出率の関係を示すグラフである。
【図４】比較例における経過時間と浸出率の関係を示すグラフである。
【図５】実施例３における浸出温度と浸出率の関係を示すグラフである。
【図６】実施例４における硫酸濃度と浸出率の関係を示すグラフである。
【特許請求の範囲】
【請求項１】
少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物を浸出原料とし，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，温度６０℃以上の条件で浸出処理することを特徴とする，Ｉｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項２】
前記浸出元液における硫酸濃度が，１００ｇ／リットル以上であることを特徴とする，請求項１に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項３】
前記浸出元液において混合された塩化物塩が，ＮａＣｌ，ＫＣｌまたはＣａＣｌの１種以上であることを特徴とする，請求項１または２に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項４】
前記浸出元液におけるＣｌ−量が，前記浸出原料に含まれるＳｎの当量の１倍以上であり，かつ１０倍当量以下であることを特徴とする，請求項１，２または３に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項５】
前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液の一部または全部を，前記浸出元液として再利用することを特徴とする，請求項１，２，３または４に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項６】
前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液を，中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収することを特徴とする，請求項１，２，３または４に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項７】
湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳ０２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣を浸出原料とすることを特徴とする，請求項１，２，３，４，５または６に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項１】
少なくともＩｎまたはＳｎを含む被処理物を浸出原料とし，硫酸と塩酸との混合溶液，硫酸に塩化物塩を混合した混合溶液，または硫酸と塩酸に塩化物塩を混合した混合溶液の何れかを浸出元液として，温度６０℃以上の条件で浸出処理することを特徴とする，Ｉｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項２】
前記浸出元液における硫酸濃度が，１００ｇ／リットル以上であることを特徴とする，請求項１に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項３】
前記浸出元液において混合された塩化物塩が，ＮａＣｌ，ＫＣｌまたはＣａＣｌの１種以上であることを特徴とする，請求項１または２に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項４】
前記浸出元液におけるＣｌ−量が，前記浸出原料に含まれるＳｎの当量の１倍以上であり，かつ１０倍当量以下であることを特徴とする，請求項１，２または３に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項５】
前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液の一部または全部を，前記浸出元液として再利用することを特徴とする，請求項１，２，３または４に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項６】
前記浸出原料を浸出処理した浸出尾液を，中和剤によりｐＨ ４〜９に調整した後，沈澱物を回収することを特徴とする，請求項１，２，３または４に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【請求項７】
湿式亜鉛製錬において発生した亜鉛浸出残渣をＳ０２を用いて還元加圧浸出することにより発生した浸出残渣を浸出原料とすることを特徴とする，請求項１，２，３，４，５または６に記載のＩｎ及び/またはＳｎの分離方法。
【図１】
【図２】
【図３】
【図４】
【図５】
【図６】
【図２】
【図３】
【図４】
【図５】
【図６】
【公開番号】特開２００６−８３４５７（Ｐ２００６−８３４５７Ａ）
【公開日】平成１８年３月３０日（２００６．３．３０）
【国際特許分類】
【出願番号】特願２００４−２７１８９１（Ｐ２００４−２７１８９１）
【出願日】平成１６年９月１７日（２００４．９．１７）
【出願人】（０００２２４７９８）同和鉱業株式会社 (550)
【Ｆターム（参考）】
【公開日】平成１８年３月３０日（２００６．３．３０）
【国際特許分類】
【出願日】平成１６年９月１７日（２００４．９．１７）
【出願人】（０００２２４７９８）同和鉱業株式会社 (550)
【Ｆターム（参考）】
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