JP7201196B2 - 亜鉛の回収方法 - Google Patents

Description

本発明は、亜鉛の回収方法に関する。

鉄スクラップは、リサイクルのため、製鉄原料として処理されている。製鉄プロセスで生じる微粉末は、集塵機等の捕集装置により、製鋼ダストとして回収される。製鋼ダストは、高炉から回収されると高炉ダスト、電気炉から回収されると電気炉ダストと呼ばれる。亜鉛メッキが施された鉄スクラップ等に由来して、製鋼ダストには、高温で揮発性のある亜鉛、鉛等の金属が多く含まれている。このため、製鋼ダストは、資源として注目されている。

非特許文献１には、２０～８０℃のＮａＯＨを用いた電気炉ダストのアルカリ浸出において、不溶性のジンクフェライト（ＺｎＦｅ_２Ｏ_４）が存在するためにＺｎの回収率が低下することが記載されている。非特許文献２には、３０～７５℃のアルカリ性溶液から亜鉛の電解採取（ＥＷ）を行うことが記載されている。非特許文献３の７５～７９ページおよび９１～９８ページには８０℃（３５３Ｋ）または９０℃（３６３Ｋ）でＮａＯＨを用いてジンクフェライトおよび電気炉ダストから亜鉛を浸出することが記載されている。

従来技術として、９０℃以下の条件でジンクフェライトまたは電気炉ダストをアルカリ溶液にて溶解する方法が研究されている。しかし、従来技術では、亜鉛の溶解率が６０～７０％程度にとどまっている。また溶解のために、長い滞留時間を必要もあり、商業化されていない。

一方、乾式法として、カルシウム（Ｃａ）塩を含む添加剤と共にダストを８００～１０００℃で高温焙焼して、ジンクフェライトからバイカルシウムフェライト（２ＣａＯ・Ｆｅ_２Ｏ_３）と酸化亜鉛（ＺｎＯ）を生成した後、アルカリに溶解しやすいＺｎＯをアルカリ溶解させる方法が考えられている。しかし、この方法では、高温焙焼のエネルギーがかなりの運営コストとなる。

H.Mordoganら、"Caustic Soda Leach of Electric Arc Furnace Dust"、Turkish Journal of Engineering and Environmental Sciences、１９９９年、第２３巻、p.199-207 S.Afifiら、"On the Electrowinning of Zinc from Alkaline Zincate Solutions"、Journal of The Electrochemical Society、１９９１年、第１３８巻、p.1929-1933 Dan Kui Xia、"Recovery of Zinc from Zinc Ferrite and Electric Arc Furnace Dust"、Queen's University、１９９７年、博士論文

本発明の課題は、亜鉛を含有する原料がジンクフェライト等の難溶性の亜鉛化合物を含む場合であっても、効果的に亜鉛を溶解することができる亜鉛の回収方法を提供することである。

本発明の第１の態様は、亜鉛を含有する原料を、温度１００℃以上のアルカリ流体で処理して、前記原料に含まれる亜鉛を溶解する溶解工程と、前記溶解工程で前記原料から抽出された亜鉛を回収する回収工程と、を有し、前記回収工程が、亜鉛を含有する液相から電気分解により金属亜鉛を得る電気分解工程を含み、前記溶解工程に先立って、前記原料をアルカリ水溶液で洗浄して、可溶性のハロゲン化合物を除去するアルカリ洗浄工程を更に有し、前記アルカリ洗浄工程で用いる前記アルカリ水溶液の濃度は、前記溶解工程で用いる前記アルカリ流体の濃度よりも低く設定され、前記アルカリ洗浄工程において洗浄に用いられた後の前記アルカリ水溶液は、前記可溶性のハロゲン化物を含むと共に、前記溶解工程及び前記電気分解工程に送られることなく系外に排出される一方で、前記アルカリ洗浄工程において前記アルカリ水溶液で前記可溶性のハロゲン化合物が除去された後の前記原料は、前記溶解工程に送られ、前記溶解工程において、前記原料に含まれる前記亜鉛が溶解した前記アルカリ流体が得られ、前記電気分解工程において、電解浴として用いる前記アルカリ流体由来の前記液相中の塩素濃度は１０００ｐｐｍ以下とされることを特徴とする亜鉛の回収方法である。

本発明の第２の態様は、前記原料が鉄分を含有することを特徴とする第１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第３の態様は、前記原料がジンクフェライトを含有することを特徴とする第１または第２の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第４の態様は、前記溶解工程を、大気圧、温度１００～２００℃で行うことを特徴とする第１～３のいずれか１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第５の態様は、前記溶解工程を、圧力が大気圧より０．０１７ＭＰａ～２ＭＰａ高い加圧条件下、温度１０５～２２０℃で行うことを特徴とする第１～３のいずれか１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第６の態様は、前記原料が有機ハロゲン化合物を含有し、前記回収工程が、亜鉛を含有する液相から電気分解により金属亜鉛を得る電気分解工程を含み、前記溶解工程において、前記アルカリ流体により前記有機ハロゲン化合物を分解し、前記電気分解工程に先立って、ハロゲンを系外に排出することを特徴とする第１～５のいずれか１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第７の態様は、前記回収工程が、前記原料に含まれる鉄分を含有する固相と、亜鉛を含有する液相とを分離する固液分離工程を含むことを特徴とする第１～６のいずれか１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第８の態様は、前記回収工程において、亜鉛を亜鉛地金として回収することを特徴とする第１～７のいずれか１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第９の態様は、前記回収工程を経た残液に含まれるアルカリ金属塩を電気分解または濃縮によりアルカリ流体に再生する再生工程を有し、前記再生工程で得られたアルカリ流体を前記溶解工程に供給することを特徴とする第１～８のいずれか１の態様の亜鉛の回収方法である。

本発明の第１の態様によれば、亜鉛を含有する原料がジンクフェライト等の難溶性の亜鉛化合物を含む場合であっても、効果的に亜鉛を溶解して、回収することができると共に、製鋼ダスト等に不純物として含まれるハロゲン化物を除去して、電気分解におけるハロゲンの影響を抑制し、特に塩素の影響を抑制して、高品質の亜鉛地金を製造することができる。

本発明の第２の態様によれば、高炉ダスト、電気炉ダスト等の製鋼ダスト、鉄スクラップ等を原料として用いることができる。

本発明の第３の態様によれば、高炉ダスト、電気炉ダスト等の製鋼ダストにおいて、酸化条件下で鉄分が亜鉛と反応してジンクフェライトが生成している原料にも適用することができる。

本発明の第４の態様によれば、内部が大気に開放される装置に適用することができ、設備をより簡易にすることができる。

本発明の第５の態様によれば、水分の沸騰を抑制して、高温のアルカリ流体を安定的に取り扱うことができる。

本発明の第６の態様によれば、製鋼ダスト等に不純物として含まれる有機ハロゲン化物を分解するとともに、電気分解におけるハロゲンの影響を抑制しつつ、亜鉛地金を製造することができる。

本発明の第７の態様によれば、原料が鉄分を含有する場合に、鉄分と亜鉛の分離を容易に行うことができる。

本発明の第８の態様によれば、原料に含まれる亜鉛を亜鉛地金という市場価値の高い製品として回収することができる。

本発明の第９の態様によれば、アルカリ流体に含まれるアルカリ金属塩を循環して、亜鉛の溶解工程に繰り返し使用することができる。

第１実施形態の亜鉛の回収方法の概略を示す構成図である。 溶解工程および固液分離工程を行うシステムを例示する構成図である。 第２実施形態の亜鉛の回収方法の概略を示す構成図である。 第３実施形態の亜鉛の回収方法の概略を示す構成図である。 亜鉛を亜鉛地金として回収する方法の具体例を示す流れ図である。

本実施形態による亜鉛の回収方法は、亜鉛を含有する原料を、温度１００℃以上のアルカリ流体で処理して、原料に含まれる亜鉛を溶解する溶解工程を有する。溶解工程により原料から亜鉛が抽出されるので、液相に含まれる亜鉛を回収工程により回収することができる。なお、本明細書において、亜鉛とは、金属亜鉛、亜鉛イオン、亜鉛化合物、亜鉛合金等に含まれる亜鉛（Ｚｎ）を意味する。

図１に、第１実施形態として、原料１に含まれる亜鉛を亜鉛地金７として回収する回収システム１０の概略を示す。

第１実施形態の亜鉛の回収方法は、概略として、原料１に含まれる亜鉛をアルカリ流体２に溶解する溶解工程Ｓ１と、溶解工程Ｓ１で得られた生成物３を固相４と液相５に分離する固液分離工程Ｓ２と、液相５中の不純物５ｂを除去する不純物除去工程Ｓ３と、不純物除去工程Ｓ３を経た亜鉛を含む液相６を電気分解して亜鉛地金７を得る電気分解工程Ｓ４とを有する。亜鉛の回収工程は、固液分離工程Ｓ２、不純物除去工程Ｓ３、電気分解工程Ｓ４を含んでもよい。

亜鉛を含有する原料１としては、高炉ダスト、電気炉ダスト等の製鋼ダスト、鉄スクラップ、亜鉛化合物、亜鉛精鉱等が挙げられる。原料１に含まれる亜鉛の形態としては、亜鉛化合物、金属亜鉛、亜鉛合金等が挙げられる。製鋼ダスト、鉄スクラップ等の原料１は、鉄分に加えて、亜鉛メッキ等に由来する亜鉛を含有する。製鋼ダストでは、製鋼工程を経ることにより、鉄分および亜鉛が、酸化物、水酸化物、ジンクフェライト等に変化している場合がある。

原料１として使用可能な亜鉛化合物としては、酸化亜鉛（亜鉛を含む酸化物）、水酸化亜鉛（亜鉛を含む水酸化物）、炭酸亜鉛（亜鉛を含む炭酸塩）、塩化亜鉛（亜鉛を含む塩化物）等が挙げられる。原料１として使用可能な亜鉛精鉱としては、亜鉛の酸化鉱物、炭酸塩鉱物等から選鉱により亜鉛の品位を高めた鉱石が挙げられる。

上述したように、原料１が、鉄分を含有してもよい。原料１に含まれる鉄分の形態としては、酸化鉄、ジンクフェライト等の鉄化合物、金属鉄、鉄合金等が挙げられる。原料１中の亜鉛および鉄が、ジンクフェライト、複合酸化物等のように、金属として亜鉛および鉄を含む化合物を生成していてもよい。原料１がジンクフェライト以外の鉄分を含有してもよい。原料１に含まれる亜鉛の割合としては、例えば、１０～４０重量％程度が挙げられる。

原料１は、亜鉛から分離することが望まれる要分離成分として、亜鉛以外の金属または非金属成分を含有してもよい。亜鉛以外の金属としては、鉄（Ｆｅ）、鉛（Ｐｂ）、銅（Ｃｕ）、カドミウム（Ｃｄ）、アルミニウム（Ａｌ）、シリコン（Ｓｉ）等が挙げられる。亜鉛以外の金属は、酸化物、水酸化物、ケイ酸塩等として原料１に含まれていてもよい。要分離成分は、亜鉛を原料１からアルカリ流体２に溶解させるとき、原料１に残留することが好ましい。また、要分離成分がアルカリ流体２に溶解した分は、亜鉛を回収する際に、亜鉛から分離することが好ましい。

図２に、溶解工程Ｓ１および固液分離工程Ｓ２を行うシステムの一例を示す。原料１とアルカリ流体２を別々に溶解工程Ｓ１に供給してもよい。原料１とアルカリ流体２をあらかじめ混合した状態で溶解工程Ｓ１に供給してもよい。アルカリ流体２としては、アルカリ化合物の水溶液、粉体、分散液等が挙げられる。例えばアルカリ流体２中に含まれるアルカリ化合物の割合が５～５０重量％程度の水溶液でもよく、５０～８０重量％程度の分散物であってもよい。

溶解工程Ｓ１に用いられるアルカリ化合物としては、水酸化ナトリウム（ＮａＯＨ）、水酸化カリウム（ＫＯＨ）等のアルカリ金属水酸化物、炭酸ナトリウム（Ｎａ_２ＣＯ_３）、炭酸カリウム（Ｋ_２ＣＯ_３）等のアルカリ金属炭酸塩が挙げられる。アルカリ化合物が１種でもよく、２種以上でもよい。水酸化物を用いる場合は、炭酸塩の生成を抑制するため、アルカリ流体２が接するガス（空気、水蒸気等）における二酸化炭素（ＣＯ_２）を低減することが好ましい。

原料１が粗大物を含む場合は、あらかじめ粉砕、篩分け等を経た細片、微粒子等を溶解工程Ｓ１に供給することが好ましい。粉砕手段としては、特に限定されないが、ボールミル、ロッドミル、ハンマーミル、流体エネルギーミル、振動ミル等の１種又は２種以上を用いることができる。

原料１の粒子表面が酸化物、ケイ酸塩等の被覆層で覆われている場合、または原料１がアルカリ流体２に接した際に粒子表面で被覆層が生成する場合は、被覆層を破壊することが好ましい。例えば、原料１およびアルカリ流体２を前処理装置１１に供給して、アルカリ流体２の存在下で原料１を処理してもよい。前処理装置１１としては、ボールミルを用いたメカノケミカル処理装置等、湿式粉砕機が挙げられる。前処理装置１１における原料１およびアルカリ流体２の温度は５～３５℃程度の常温でもよく、それ以上の温度に加熱されてもよい。

前処理装置１１により前処理された混合物１１ａは、原料１およびアルカリ流体２を含む。供給容器１２中で混合物１１ａを均一に撹拌して得られたスラリー状の混合物１２ａは、ポンプ（図示せず）等を用いて予備加熱装置１３に圧送される。前処理装置１１と供給容器１２との間で、混合物１１ａにさらにアルカリ流体２を添加してもよい。また、前処理装置１１を省略する場合は、原料１およびアルカリ流体２を直接、供給容器１２に供給してもよい。

予備加熱装置１３では、混合物１２ａが水蒸気１５ａに接して加熱される。これにより、混合物１２ａが濃厚で高粘度でも、効率よく加熱することができる。混合物１２ａの加熱方法は特に限定されず、内燃機関、電力、太陽熱などを用いてもよい。

予備加熱装置１３により高温に加熱された混合物１３ａは、反応容器１４に供給される。反応容器１４では、モータＭを用いた撹拌装置等を用いて、反応中の混合物１４ｂが撹拌される。固相の原料１に含まれる亜鉛を、高温のアルカリ流体２で処理することにより、亜鉛を液相中に溶解することができる。混合物１４ｂの加熱方法は特に限定されず、水蒸気、内燃機関、電力、太陽熱などを用いることができる。混合物１４ｂに含まれるアルカリ化合物の濃度としては、例えば５～８０重量％程度が挙げられる。溶解工程Ｓ１に用いるアルカリ流体２の温度または反応中の混合物１４ｂの温度としては、９５℃以上が好ましく、１００℃以上がより好ましい。

亜鉛は両性金属であるため、原料１に含まれる亜鉛はアルカリ流体２に溶解する。鉄分のうち酸化鉄等はアルカリ流体２に対して難溶である。ジンクフェライトは、難溶解性として知られるが、高温のアルカリ流体２に接することで、容易に溶解する。これにより、原料１中の亜鉛を効果的に溶解することができる。アルミニウム（Ａｌ）も両性金属であるが、アルミナ（Ａｌ_２Ｏ_３）は結晶性が高く、アルカリに侵されにくい。

溶解工程Ｓ１を大気圧で行うことも可能である。この場合、内部が大気に開放される装置に適用することができ、設備をより簡易にすることができる。大気圧で溶解工程Ｓ１を行う場合の処理温度としては、例えば温度１００～２００℃が挙げられる。処理温度を大気圧における水の沸点（１００℃）より高くするには、反応中の混合物１４ｂに含まれるアルカリ化合物の濃度を高くすることが好ましい。例えば、５０重量％のＮａＯＨ水溶液の沸点は１３０～１３５℃である。

反応容器１４にオートクレーブ等を用いる場合、溶解工程Ｓ１を加圧条件下で行うことも可能である。この場合、水分の沸騰を抑制して、高温のアルカリ流体を安定的に取り扱うことができる。加圧条件下で溶解工程Ｓ１を行う場合の処理温度としては、例えば温度１０５～２２０℃が挙げられる。加圧条件下における圧力としては、大気圧より０．０１７ＭＰａ～２ＭＰａ高いことが好ましい。

原料１がジンクフェライトを含有する場合、２５２℃以上の温度ではジンクフェライトが変性するといわれている。このため、溶解工程Ｓ１における処理温度は、２５２℃以下の温度が好ましい。反応容器１４内で原料１およびアルカリ流体２を含む混合物１４ｂを一定時間滞留させることにより、混合物１４ｂの温度が上記の処理温度に維持される。

反応容器１４内で所定の反応条件を継続しながら反応中の混合物１４ｂを滞留させるため、反応容器１４が入口から出口に向けて、混合物１４ｂを徐々に移動させてもよい。反応容器１４の形状が、移動方向を横断する方向の寸法に比べて、移動方向に沿った寸法を大きくした形状であってもよい。混合物１４ｂの移動速度を規制するため、移動方向に対して、移動を抑制または促進する機構を設置してもよい。移動を規制する機構としては、例えば、移動方向に対する断面積が減少または増大する箇所が挙げられる。

反応容器１４内が大気圧より加圧されている場合は、反応容器１４で溶解工程Ｓ１を経た反応後の混合物１４ａが、フラッシュベッセル等の降圧装置１５に移送される。１００℃以上の温度に加熱された混合物１４ａの圧力を降圧装置１５で降下させると、混合物１４ａに含まれる水分が気化して水蒸気１５ａが生成する。降圧装置１５内で水蒸気１５ａを生成物３から分離した後、生成物３は固液分離工程Ｓ２に送られる。降圧装置１５で分離された水蒸気１５ａは、予備加熱装置１３の熱源として用いることも可能である。

溶解工程Ｓ１の生成物３がスラリー状である場合、鉄分等が固相に含まれ、アルカリに溶解した亜鉛が液相に含まれる。このため、固相と液相を分離することにより、鉄分と亜鉛の分離を容易に行うことができる。固液分離の方式は特に限定されないが、濾過、遠心分離、沈降分離等の１種または２種以上が挙げられる。濾過法において、濾過の方式は特に限定されず、重力濾過、減圧濾過、加圧濾過、遠心濾過、濾過助剤添加型濾過、圧搾絞り濾過等が挙げられる。濾過等による固液分離は、連続式でもよく、バッチ式でもよい。

固液分離工程Ｓ２においては、例えば生成物３を沈殿槽１６に移送し、沈殿剤１６ｃを加えて撹拌した後、静置する等して、上澄み１６ａと沈殿物１６ｂを分離することができる。鉄、クロム、マンガン等を含む沈殿物１６ｂの析出を促進するため、生成物３に空気を吹き込むエアレーション工程を実施してもよい。酸素（Ｏ_２）を用いた酸化反応により、生成物３のアルカリ性を維持したまま、沈殿物１６ｂの分離を容易にすることができる。沈殿物１６ｂに含まれる液相を分離するため、回転濾過機等の濾過装置１７を用いてもよい。沈殿槽１６で得られた上澄み１６ａと濾過装置１７で得られた濾液１７ａを合わせた液相５は、亜鉛を含有する相として回収される。

沈殿槽１６および濾過装置１７により液相５から分離された固相４は、酸化鉄等の資源を含むことから、水などを用いて洗浄してもよい。洗浄槽１８において洗浄水１８ｂに固相４を分散させた後、得られたスラリー１８ａを脱水装置１９に移送して、固相の残渣１９ａを水相１９ｂから分離することができる。シリカ、アルミナ等は残渣１９ａとして除去される。

水相１９ｂはアルカリ性であるため、必要に応じて濃縮した後、アルカリ流体２に加えてもよい。残渣１９ａが酸化鉄等の鉄分を多く含む場合、電気炉等の製鉄材料にすることができる。洗浄水１８ｂには、予備加熱装置１３から回収された蒸気１３ｂを凝縮させて得られる液体を用いてもよい。蒸気１３ｂを凝縮させる際、復水器等の熱交換器を用いて、熱エネルギーを回収してもよい。

上述したように、固液分離工程Ｓ２において、固相４から分離された液相５には、亜鉛が含まれている。このため、図１に示すように、電気分解工程Ｓ４において、電解採取（ＥＷ）、電解精製（ＥＲ）等の電気分解により金属亜鉛を析出させて亜鉛地金７を得ることができる。電気分解工程Ｓ４に先立ち、不純物除去工程Ｓ３として、液相５に除去剤５ａを添加して不純物５ｂを除去すると、亜鉛地金７の品質を向上できるため、好ましい。

除去剤としては、不純物５ｂが鉛（Ｐｂ）イオン等の重金属を含む場合、硫化ナトリウム（Ｎａ_２Ｓ）、硫化水素ナトリウム（ＮａＳＨ）、四硫化ナトリウム（Ｎａ_２Ｓ_４）等の硫化剤を用いてもよい。これにより、鉛（Ｐｂ）、銅（Ｃｕ）、カドミウム（Ｃｄ）、水銀（Ｈｇ）等を硫化物として沈殿させることができる。

また、除去剤５ａとして金属亜鉛（Ｚｎ）を液相５に添加することで、亜鉛よりイオン化傾向の小さい金属のイオンを還元して置換析出させることができる。置換析出により金属亜鉛（Ｚｎ）から生成した亜鉛イオンは、原料に含まれる亜鉛と同じく液相６に溶解する。金属亜鉛を除去剤５ａとして用いるときの量は、不純物５ｂの量に応じた少量でよいため、電気分解工程Ｓ４により回収した金属亜鉛の一部を、置換による除去剤５ａとして用いることもできる。

電気分解工程Ｓ４では、不純物除去工程Ｓ３を経た液相６を電解浴として電気分解することにより、亜鉛地金７を得ることができる。電気分解により金属亜鉛を採取または精製する場合は、陽極および陰極にステンレスを用いることが好ましい。これにより、電気分解の際に電解浴とされる液相６が強アルカリ性であっても、電極の腐食を抑制することができる。電極の形状は特に限定されないが、例えば平板状であってもよい。

液相６中に塩素（Ｃｌ）が共存すると、塩素（Ｃｌ）がＣｌ^－、ＣｌＯ^－等の陰イオンとなって、電極（陰極）における金属亜鉛の析出を妨害する恐れがある。このため、液相６中の塩素濃度が低いことが好ましく、塩素濃度を１０００ｐｐｍ以下とすることが好ましい。これにより、電気分解における塩素の影響を抑制して、電極上で箔状、板状等となるように金属亜鉛を析出させ、高品質の亜鉛地金７を製造することができる。なお、ｐｐｍは、ｍｇ／ｌで表示してもよい。

また、平滑で高品質の地金を得るために、亜鉛の電解精製や電解採取や電気亜鉛鍍金において常用される添加剤を併用しても良い。アルカリ亜鉛鍍金浴はジンケート浴として公知であり、いわゆる光沢剤、抑制剤、促進剤などと称する鍍金用の添加剤を使うこともできる。添加剤としてチオ尿素、ポリアルキルアミンなどが例示できる。

液相６中の塩素濃度を低減する方法としては、液相６に酸を加えて酸性にし、塩素ガス（Ｃｌ_２）を揮散させる方法、液相６に有機物を加えてクロロホルム（ＣＨＣｌ_３）等の揮発性有機塩素化合物を揮散させる方法、陰イオン交換樹脂によりＣｌ^－を吸着してＯＨ^－に置換する方法、硝酸銀等の銀塩を添加して塩化銀（ＡｇＣｌ）を沈殿させる方法等が挙げられる。

原料１が有機ハロゲン化合物を含有する場合、溶解工程Ｓ１において、高温のアルカリ流体２により有機ハロゲン化合物を分解することができる。これにより、製鋼ダスト等に不純物として含まれる有機ハロゲン化物を分解して無害化することができる。しかし、有機ハロゲン化合物の分解により生成した塩素、臭素等のハロゲンまたは無機ハロゲン化合物に由来するハロゲンは、アルカリ性条件では揮発しにくく、液相５，６に残留しやすい。このため、電気分解工程Ｓ４に先立って、ハロゲンを系外に排出することが好ましい。これにより、電気分解におけるハロゲンの影響を抑制しながら、金属亜鉛を製造することができる。

図３に、第２実施形態として、原料１に含まれる亜鉛を亜鉛地金７として回収する回収システム１０Ａにおいて、原料１からハロゲン化合物を除去するためのアルカリ洗浄工程Ｓ６を行う場合の概略を示す。第２実施形態の溶解工程Ｓ１、固液分離工程Ｓ２、不純物除去工程Ｓ３、電気分解工程Ｓ４および再生工程Ｓ５は、第１実施形態と同様な工程を実施することが可能である。

溶解工程Ｓ１に先立って、ハロゲンを系外に排出する方法としては、アルカリ水溶液により原料１を洗浄するアルカリ洗浄工程Ｓ６が挙げられる。中性の水による洗浄では洗浄効果が不十分であるが、０．１～２０重量％程度のアルカリ水溶液１０ａにより原料１を洗浄することで、十分なハロゲン除去効果が得られる。原料１中のハロゲン化合物が中性の水に溶けにくい理由は明らかではないが、例えば塩化アルミニウムや銅オキシクロリドのような無機ハロゲン化合物として存在しているため、と推定される。

アルカリ洗浄工程Ｓ６では、原料１とアルカリ水溶液１０ａとを混合した後、アルカリ洗浄液１０ｂを原料１Ａと分離することにより、原料１中のハロゲン化合物がアルカリ洗浄液１０ｂ中に除去される。これにより、洗浄後の原料１Ａ中のハロゲン濃度を低減することができる。アルカリ洗浄液１０ｂは、アルカリ水溶液１０ａに由来するアルカリ分に加えて、原料１に由来するハロゲン化合物等の可溶成分を含有する。原料１の状態でハロゲン化合物を洗浄し、除去することにより、電気分解工程Ｓ４におけるハロゲン化合物の影響を抑制することができる。

アルカリ洗浄工程Ｓ６のアルカリ水溶液１０ａに用いられるアルカリ化合物としては、水酸化ナトリウム（ＮａＯＨ）、水酸化カリウム（ＫＯＨ）等のアルカリ金属水酸化物、炭酸ナトリウム（Ｎａ_２ＣＯ_３）、炭酸カリウム（Ｋ_２ＣＯ_３）等のアルカリ金属炭酸塩が挙げられる。アルカリ洗浄工程Ｓ６に用いるアルカリ水溶液１０ａの濃度は、溶解工程Ｓ１に用いるアルカリ流体２の濃度より低くてもよい。アルカリ水溶液１０ａの濃度が、例えば、１０重量％以下、あるいは５重量％以下でもよい。また、アルカリ流体２の濃度が、例えば、５重量％以上、あるいは１０重量％以上でもよい。

アルカリ洗浄工程Ｓ６において、低濃度のアルカリ水溶液１０ａを用いることにより、アルカリ洗浄液１０ｂへの亜鉛の溶出を抑制することができる。なお、アルカリ洗浄液１０ｂに溶解した亜鉛は、後述する炭酸化工程Ｓ７により、炭酸亜鉛として回収することも可能である。

また、溶解工程Ｓ１のアルカリ高温浸出の過程においても、ハロゲンの少なくとも一部を揮発させることができる。また、反応中の混合物１４ｂに少量のアルコールのような有機物を共存させると、ハロゲンの揮発を促進することができる。理由は明らかでないが、原料１中の重金属が触媒的に機能して、低沸点、疎水性の揮発性有機塩素化合物を生成するため、と推定される。溶解工程Ｓ１においてハロゲンを除去するには、反応中の混合物１４ｂから遊離した揮発成分を反応容器１４から系外に放出して除去する機構を設けてもよい。

図１に示す第１実施形態または図３に示す第２実施形態において、電気分解工程Ｓ４を経た電解尾液等の残液８には、アルカリ金属塩が含まれる。残液８がアルカリ性の場合、アルカリ流体２として溶解工程Ｓ１に用いることが可能である。残液８におけるアルカリ濃度が十分でない場合は、電気分解、濃縮等により、アルカリ濃度を高める再生工程Ｓ５を実施することが好ましい。再生工程Ｓ５により再生されたアルカリ流体９を、新たに供給されるアルカリ流体２と共に溶解工程Ｓ１に供給することにより、アルカリ金属塩を循環して溶解工程Ｓ１に繰り返し使用することができる。再生工程Ｓ５において、電気分解および濃縮を併用してもよい。

再生工程Ｓ５に電気分解を用いる場合は、イオン交換膜等の隔膜を陰極と陽極との間に配置し、電解槽を陰極側の陰極室と陽極側の陽極室とに区分することが好ましい。イオン交換膜の具体例としては、例えば、カルボン酸、スルホン酸等の陰イオンを与える官能基を有する含フッ素高分子膜などの陽イオン交換膜が挙げられる。

陽極室に残液８を供給して電気分解を進行させると、残液８中の不純物は金属水酸化物等として沈殿するか、錯陰イオンとして陽極室に滞留する。アルカリ金属は陽イオンのまま、陰極室に移動するため、陰極室に得られる陰極液は、不純物が少なく、高濃度のアルカリ金属水酸化物水溶液となる。このため、陰極液を再生アルカリ流体９として用いることができる。再生工程Ｓ５において、電気分解を２回以上繰り返してもよい。

再生工程Ｓ５に濃縮を用いる場合は、例えば、ヒーターの表面に残液８の液膜を形成する等して、残液８に含まれる水分を蒸発させることができる。これにより、アルカリ水溶液を濃縮して、再生アルカリ流体９として用いることができる。濃縮装置におけるヒーター等の素材には、高濃度のアルカリ水溶液に対する耐食性が高い金属として、ニッケル、ステンレス等を用いることが好ましい。再生工程Ｓ５において、濃縮を２回以上繰り返してもおよい。

次に、図４に示すように、第３実施形態として、原料１に含まれる亜鉛を炭酸亜鉛２２または酸化亜鉛２３として回収する回収システム２０を説明する。

第３実施形態の亜鉛の回収方法は、概略として、原料１に含まれる亜鉛をアルカリ流体２に溶解する溶解工程Ｓ１と、溶解工程Ｓ１で得られた生成物３を固相４と液相５に分離する固液分離工程Ｓ２と、液相５中の亜鉛を炭酸亜鉛２２に変換する炭酸化工程Ｓ７と、炭酸亜鉛２２を酸化亜鉛２３に変換する熱処理工程Ｓ８とを有する。亜鉛の回収工程は、固液分離工程Ｓ２、炭酸化工程Ｓ７、熱処理工程Ｓ８を含んでもよい。

溶解工程Ｓ１および固液分離工程Ｓ２は、第１実施形態において、図２を参照して説明したのと同様な工程を実施することが可能である。このため、重複する説明を省略する。

炭酸化工程Ｓ７では、二酸化炭素（ＣＯ_２）等の炭酸化剤２１を液相５に供給し、液相５中の亜鉛を炭酸亜鉛２２として沈殿させる。また、第３実施形態でも、第１実施形態と同様に、不純物除去工程Ｓ３を実施してもよい。この場合は、上述したように、不純物５ｂを除去した後の液相６に炭酸化剤２１を加えることで、炭酸化工程Ｓ７を実施することができる。炭酸化工程Ｓ７で炭酸亜鉛２２の沈殿を液相から分離する方法としては、特に限定されないが、濾過、遠心分離、沈降分離等の１種または２種以上が挙げられる。炭酸亜鉛２２は、正塩の炭酸亜鉛（ＺｎＣＯ_３）でもよく、ＯＨ^－を含む塩基性炭酸亜鉛でもよい。

熱処理工程Ｓ８において、炭酸亜鉛２２を熱分解することにより、ＣＯ_２と共に酸化亜鉛２３を得ることができる。炭酸亜鉛２２の熱分解により生成したＣＯ_２は、炭酸化工程Ｓ７の炭酸化剤２１として再利用することができる。ＣＯ_２を回収する方法としては、特に限定されないが、塩基性の有機化合物であるアミン系の吸収剤を使用してもよい。アミン系溶液中にＣＯ_２を含むガスを通すと、ＣＯ_２がアミン系溶液に吸収される。ＣＯ_２を吸収したアミン系溶液を加熱すると、ＣＯ_２が気相中に放出される。

炭酸化工程Ｓ７で炭酸亜鉛２２から分離された残液２４は、過剰なＣＯ_２を含有し、酸性を呈する場合がある。残液２４をアルカリ流体９に再生するため、残液２４にアルカリ化剤２５を添加するアルカリ化工程Ｓ９を実施してもよい。アルカリ化剤２５としては、アルカリ土類金属の水酸化物または酸化物、例えば、Ｃａ（ＯＨ）_２、ＣａＯ等が挙げられる。これにより、過剰なＣＯ_２はアルカリ土類金属の炭酸塩等として沈殿する。炭酸塩沈殿２６は、濾過、遠心分離、沈降分離等により、アルカリ性の液相から除去することができる。

炭酸化工程Ｓ７で炭酸塩沈殿２６を除去して再生されたアルカリ流体９は、溶解工程Ｓ１に用いることが可能である。再生アルカリ流体９におけるアルカリ濃度が十分でない場合は、第１実施形態または第２実施形態と同様に、電気分解、濃縮等により、アルカリ濃度を高める再生工程Ｓ５を実施してもよい。再生アルカリ流体９を、新たに供給されるアルカリ流体２と共に溶解工程Ｓ１に供給することにより、アルカリ金属塩を循環して溶解工程Ｓ１に繰り返し使用することができる。

実施形態の回収システム１０，１０Ａ，２０によれば、原料１に含まれる亜鉛を、亜鉛地金７、酸化亜鉛２３または炭酸亜鉛２２のように、市場価値の高い製品として回収することができる。

好適な実施形態の具体例として、図５の流れ図に示すプロセスが挙げられる。
（１）上述のアルカリ洗浄工程Ｓ６：
電気炉ダスト１０１をアルカリ水溶液１０２で洗浄するアルカリ洗浄１０３により、ハロゲン化合物１０４を除去する。
（２）上述の溶解工程Ｓ１：
アルカリ洗浄１０３を経た電気炉ダスト１０１を高温のアルカリ流体１０５と接触させて高温溶解１０６を行う。高温溶解１０６では、亜鉛が選択的に溶解される。
（３）上述の固液分離工程Ｓ２：
高温溶解１０６の生成物を沈殿分離１０７により処理する。沈殿分離１０７は、沈降濃縮器（シックナー）のように大部分の上澄み液を分離して、沈殿に少量の液が残留してもよい。沈殿分離１０７で得られた沈殿を水で洗浄し、濾過１０８により酸化鉄１０９の沈殿が得られる。酸化鉄１０９は製鉄原料として電気炉１１０に投入することができる。
（４）上述の不純物除去工程Ｓ３：
沈殿分離１０７で得られた液相および濾過１０８で得られた洗浄液を合わせ、金属亜鉛１１１を加えて鉛除去（置換）１１２を行う。生じた沈殿物の濾過１１３により、鉛を含む残渣１１４が得られる。濾過１１３で得られる濾液には、アルカリ浸出により溶解した亜鉛が含まれる。
（５）上述の電気分解工程Ｓ４：
濾過１１３により鉛を除去した液相の電解精製１１５により亜鉛地金１１６を製造する。亜鉛地金１１６の一部は、鉛除去（置換）１１２の金属亜鉛１１１に利用することができる。
（６）上述の再生工程Ｓ５：
電解精製１１５で得られた電解尾液を再生して、アルカリ流体１０５を得ることができる。

以上、本発明を好適な実施形態に基づいて説明してきたが、本発明は上述の実施形態に限定されず、本発明の要旨を逸脱しない範囲で種々の改変が可能である。改変としては、各実施形態における構成要素の追加、置換、省略、その他の変更が挙げられる。また、異なる実施形態に用いられた構成要素を適宜組み合わせることも可能である。

例えば、第３実施形態の回収システム２０を用いて回収された炭酸亜鉛２２または酸化亜鉛２３をアルカリ流体に溶解した液を、第１実施形態または第２実施形態の電気分解工程Ｓ４の電解浴として用い、亜鉛地金７を製造することができる。炭酸亜鉛２２または酸化亜鉛２３として回収した後で電気分解を行うことにより、より高品質の亜鉛地金７を得ることができる。炭酸亜鉛２２または酸化亜鉛２３の溶解液を不純物除去工程Ｓ３で処理した後に、電気分解工程Ｓ４をしてもよい。

以下、実験例をもって、本発明をより具体的に説明する。

＜電気炉ダスト＞
実験例１～５で用いた電気炉ダストに含まれる主な金属の割合（重量％）は次のとおりであった。
Na：ND、Mg：0.544、Al：0.180、K：0.883、Ca：16.985、Cr：0.152、Mn：1.081、Fe：13.327、Ni：0.014、Cu：0.214、Cd：0.115、Sn：ND、Pb：0.096、Zn：30.500

＜実験例１＞
［亜鉛抽出工程］
炭酸カルシウム４４１ｇと電気炉ダスト７６２．８ｇを混合し、か焼して８７０ｇの二次ダスト（Ａ１０）を得た。この二次ダスト（Ａ１０）から６０．５ｇを分取し、濃度１６．５％のＮａＯＨ水溶液と接触させた後、ＮａＯＨに溶解しない固形分（Ａ１１）を濾過により分離して３９５ｍｌの亜鉛抽出液（Ｂ１１）を得た。固形分（Ａ１１）中に残った抽出可能な成分をさらに抽出する場合を想定して、固形分（Ａ１１）を１６．５％のＮａＯＨ水溶液８６６ｍｌと接触させて、濾過により未洗浄の濾物（Ａ１２）および濾液（Ｂ１２）を分離した。未洗浄の濾物（Ａ１２）を純水で洗浄した後、濾過して乾燥重量４３．３ｇの残渣（Ａ１３）を得た。二次ダスト（Ａ１０）および固形分（Ａ１１）をＮａＯＨ水溶液に接触させる際、温度９５℃、常圧、１回ごとの接触時間を８時間とした。

［炭酸亜鉛分離工程］
亜鉛抽出液（Ｂ１１）にＣＯ_２を吹き込み、炭酸亜鉛を含む沈殿物（Ｐ１１）を析出させ、グラスファイバ／Ｃ濾紙を濾材として使用した吸引濾過により沈殿物（Ｐ１１）を濾液（Ｑ１１）と分離した。得られた沈殿物（Ｐ１１）２２．１ｇを製品とした。

［補足］
残渣（Ａ１３）を純水で洗浄したときに濾液として得られる洗浄水（Ｂ１３）は、希釈水として繰り返し利用することも可能である。沈殿物（Ｐ１１）を濾別して得られた濾液（Ｑ１１）は、Ｎａ_２ＣＯ_３およびＮａＨＣＯ_３を含むが、アルカリ性であるため、ダストから亜鉛を抽出させるためのアルカリ溶液として繰り返し利用することも可能である。この場合、濾液（Ｑ１１）に残渣（Ａ１３）を接触させると、残渣（Ａ１３）に含まれるＣａＯによりＮａ_２ＣＯ_３およびＮａＨＣＯ_３をＮａＯに転換することができる。

［抽出液の分析］
亜鉛抽出液（Ｂ１１）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：80120、Mg：0.1、Al：122、K：4750、Ca：30、Cr：398、Mn：0.3未満、Fe：3、Ni：1未満、Cu：10、Cd：0.6未満、Sn：15未満、Pb：91、Zn：43000

［残渣の分析］
残渣（Ａ１３）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：0.51、Mg：0.76、Al：0.15、Ca：23.7、Cr:0.04、Mn：1.51、Fe：18.61、Ni：0.02、Cu：0.25、Cd:0.16、Zn：3.37

［製品の分析］
製品とした沈殿物（Ｐ１１）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：2未満、Mg：0.00086、Al：0.2未満、K：10未満、Ca:0.71、Cr:0.03未満、Mn：0.03未満、Fe:0.03未満、Ni：0.05未満、Cu：0.2未満、Cd：0.05未満、Sn：1未満、Pb：0.05未満、Zn：77.0

［抽出結果］
二次ダスト（Ａ１０）６０．５ｇに含まれるＺｎは約１８．４５ｇ、亜鉛抽出液（Ｂ１１）３９５ｍｌに含まれるＺｎは約１６．９８ｇ、残渣（Ａ１３）４３．３ｇに含まれるＺｎは約１．４６ｇ、沈殿物（Ｐ１１）２２．１ｇに含まれるＺｎは約１７．０１ｇと算出された。亜鉛抽出液（Ｂ１１）に含まれるＺｎを略全量、炭酸亜鉛の沈殿物（Ｐ１１）として回収することができたと考えられる。

＜実験例２＞
［亜鉛抽出工程］
炭酸カルシウム４４１ｇと電気炉ダスト７６２．８ｇを混合し、か焼して８７０ｇの二次ダスト（Ａ２０）を得た。この二次ダスト（Ａ２０）から６０．５ｇを分取し、濃度１６．５％のＮａＯＨ水溶液１０００ｇと接触させた後、ＮａＯＨに溶解しない固形分（Ａ２１）を濾過により分離した。さらに、浸出液の固形分比率を塩素濃度が４８０ｍｇ／ｌとなるように調節して、７７０ｍｌの亜鉛抽出液（Ｂ２１）を得た。ＮａＯＨ水溶液に溶解しない固形分（Ａ２１）は、純水で洗浄後濾過して乾燥重量４６．２ｇの残渣（Ａ２２）を得た。二次ダスト（Ａ２０）をＮａＯＨ水溶液に接触させる際、温度９５℃、常圧、接触時間を８時間とした。

［電気分解工程］
亜鉛抽出液（Ｂ２１）を電気分解して８．７ｇの平滑な箔状の金属亜鉛（Ｐ２１）を得た。電気分解条件は、定電流１Ａ、電極は陰極，陽極ともにＳＵＳ３０４（厚さ１ｍｍの平板、液中の寸法が幅２０ｍｍ×高さ８０ｍｍ）、電極間距離２０ｍｍ、幾何面積基準の電流密度６２．５ｍＡ／ｃｍ^２、電解時間８．５時間、Ｚｎ析出電流効率は８４％であった。

［補足］
電気分解工程により亜鉛抽出液（Ｂ２１）から金属亜鉛（Ｐ２１）を取り出した後に残る電解尾液（Ｑ２１）は、アルカリ性であるため、亜鉛抽出工程で繰り返し使用することも可能である。

［抽出液の分析］
亜鉛抽出液（Ｂ２１）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：82758、Mg：0.1未満、Al：51、K：628、Ca：17、Cr：88、Mn：0.5未満、Fe：6、Ni：1未満、Cu：25未満、Cd：1未満、Sn：15未満、Pb：68、Zn：19961、Cl：480

［残渣の分析］
残渣（Ａ２２）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：0.1未満、Mg：0.051、Al：0.3、K：0.6未満、Ca：0.001未満、Cr：0.08、Mn：1.7、Fe：22、Ni：0.02、Cu：0.1、Cd：0.05、Sn：0.5未満、Pb：0.6、Zn：6.9

［抽出結果］
二次ダスト（Ａ２０）６０．５ｇに含まれるＺｎは約１８．４５ｇ、亜鉛抽出液（Ｂ２１）７７０ｍｌに含まれるＺｎは約１５．３７ｇ、残渣（Ａ２２）４６．２ｇに含まれるＺｎは約３．１９ｇ、電気分解で得られた金属亜鉛（Ｐ２１）は８．７ｇ、電解尾液（Ｑ２１）７５０ｍｌに含まれるＺｎは約６．６ｇであった。電解尾液（Ｑ２１）のＺｎ濃度は８８５０ｍｇ／ｌであった。

＜実験例３＞
［二次ダスト（Ａ３０）］
電気炉ダストから得られた二次ダスト（Ａ３０）としては、実験例１の二次ダスト（Ａ１０）でも実験例２の二次ダスト（Ａ２０）でもよいが、二次ダスト（Ａ３０）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：0.22、Mg：2.29、Al：0.32、K：500未満、Ca：1.55、Cr：3未満、Mn：0.59、Fe：0.13、Ni：0.51、Cu：0.77、Cd：0.03、Sn：50未満、Pb：0.14、Zn：29.05、Cl：4.91

［浸出工程］
二次ダスト（Ａ３０）１００ｇをビーカ中の濃度１６．５％ＮａＯＨ水溶液に加えて撹拌後全量濾過し、固形分（Ａ３１）と抽出液（Ｂ３１）を得た。固形分（Ａ３１）を新しい１６．５％ＮａＯＨ水溶液に加えてリパルプした後、全量を濾過して亜鉛抽出液（Ｂ３２）と残渣（Ａ３２）を得た。濾液である亜鉛抽出液（Ｂ３２）にさらに二次ダスト（Ａ３０）を加えて浸出を繰り返した。最終的に得られた浸出液（Ｂ３３）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：101000、Mg：1未満、Al：32、K：232、Ca：2、Cr：10未満、Mn：10未満、Fe：20未満、Ni：20未満、Cu：951、Cd：10未満、Sn：50未満、Pb：3750、Zn：45800

［浸出残渣の分析］
浸出液（Ｂ３３）から分離して得られた浸出残渣（Ａ３３）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：0.08未満、Mg：2.12、Al：0.23、K：0.6未満、Ca：1.32、Cr：0.001、Mn：0.53、Fe：0.13、Ni：0.49、Cu：0.20、Cd：0.03、Sn：0.008未満、Pb：0.09、Zn：0.88

［置換工程］
浸出工程の結果から、浸出液（Ｂ３３）にはＺｎだけではなく、Ｐｂ，Ｃｕもかなりの割合で浸出されることが分かった。このため、浸出液（Ｂ３３）に平均粒径５ｍｍの金属亜鉛粒子を添加して、置換（セメンテーション）をした後、全量濾過した。セメンテーションにより金属粉が得られたことから、Ｃｕ，Ｐｂを分別回収できることが分かった。セメンテーション後の浸出液（Ｂ３４）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：100857、Mg：0.1未満、Al：24、K：120未満、Ca：2、Cr：0.5未満、Mn：1、Fe：2未満、Ni：2未満、Cu：4未満、Cd：1未満、Sn：10未満、Pb：2未満、Zn：51514、Cl：9400

［炭酸亜鉛分離工程］
セメンテーション後の浸出液（Ｂ３４）にＣＯ_２ガスを吹き込み、炭酸亜鉛（Ｐ３１）を析出させ、濾別により採取した。得られた炭酸亜鉛（Ｐ３１）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：0.49、Mg：0.00016、Al：0.0003未満、K：0.02未満、Ca：0.0025未満、Cr：0.00007、Mn：0.00005、Fe：0.0002未満、Ni：0.0002未満、Cu：0.0004未満、Cd：0.00001未満、Sn：0.001未満、Pb：0.0002、Zn：59.9、Cl：0.29

［炭酸亜鉛を採取した後の浸出液の分析］
炭酸亜鉛（Ｐ３１）を採取した後の浸出液（Ｂ３５）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：102462、Mg：1未満、Al：20未満、K：1172、Ca：2、Cr：2未満、Mn：0.7未満、Fe：10未満、Ni：7未満、Cu：20未満、Cd：0.2未満、Sn：30未満、Pb：14、Zn：6978

［補足］
セメンテーションによりＣｕ，Ｐｂを除去した後で炭酸亜鉛（Ｐ３１）を析出させることにより、純度の高い炭酸亜鉛を得ることができる。ＣＯ_２ガス吹き込み後の浸出液（Ｂ３５）に副生するＮａ_２ＣＯ_３およびＮａＨＣＯ_３は、二次ダスト（Ａ３０）に含まれるＣａ（ＯＨ）_２を主成分とする残渣（Ａ３２）と接触させることにより、ＮａＯＨを再生することができる。炭酸亜鉛分離工程に用いるＣＯ_２は炭酸亜鉛分解工程においてＣＯ_２ガスを捕集することができる。Ｎａ分およびＣＯ_２については、理論上薬品の消費なく再利用することができる。浸出工程における不溶解残渣（Ａ３２）のＮｉを陰極で、Ｍｎを陽極で電解回収できる。電気分解工程を採用すれば、塩素をｐＨ調整により塩素ガスとして、または有機物を共存させてクロロホルムなどの揮発性有機塩素化合物として揮散させ、循環アルカリ溶液中の塩化物イオン濃度を調整することもできる。炭酸亜鉛を回収した後の浸出液（Ｂ３５）はイオン交換法によりＮａＯＨとして再生しても良い。また、炭酸ナトリウムを結晶化して分離回収しても良い。

＜実験例４＞
［繰り返しの亜鉛抽出］
実験例２で生じた電解尾液（Ｑ２１）を亜鉛抽出工程のアルカリ溶液として繰り返し使用した結果、２００ｍｌの亜鉛抽出液（Ｂ４１）が得られた。亜鉛抽出液（Ｂ４１）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：87240、Mg：0.1未満、Al：63、K：725、Ca：20、Cr：102、Mn：0.5未満、Fe：6、Ni：1未満、Cu：17、Cd：1未満、Sn：15未満、Pb：68、Zn：25457未満、Cl：1500

［塩素除去工程］
塩素濃度が１５００ｍｇ／ｌである亜鉛抽出液（Ｂ４１）に塩素除去剤として硝酸銀を添加し、析出したＡｇＣｌを塩素化合物（Ａ４１）として濾過により除去した。これにより、ＡｇＣｌを除去した後に濾液として得られる亜鉛抽出液（Ｂ４２）の塩素濃度を２４０ｍｇ／ｌに低減することができた。

［置換工程］
塩素除去工程を経た亜鉛抽出液（Ｂ４２）に金属亜鉛粒子を接触させ、亜鉛抽出液（Ｂ４２）に残留する銀塩を金属銀として析出させて濾別し、濾液として銀が亜鉛に置換された亜鉛抽出液（Ｂ４３）を得た。

［電気分解工程］
置換工程を経た亜鉛抽出液（Ｂ４３）を電解浴として電気分解し、金属亜鉛３．７ｇを採取した。電気分解条件は、定電流３７５ｍＡ、電極ＳＵＳ３０４（厚さ１ｍｍの平板、液中の寸法が幅２０ｍｍ×高さ３０ｍｍ）、電極間距離２０ｍｍ、幾何面積基準の電流密度６２．５ｍＡ／ｃｍ^２、電解時間１０時間とした。得られた金属Ｚｎは平滑な箔で、Ｚｎ析出の電流効率は８１％、極間電圧の平均値は２．４Ｖであった。

［補足］
銀イオン源に硝酸銀を使ったが、電解浴中に残留するＮＯ_３ ^－は電解還元されてＮＨ_４ ^－となり爆発性の窒化銀を生成する恐れがある。このため、銀イオン源は硝酸銀以外の方が好ましい。電気分解後の浸出液（電解尾液）は再び亜鉛抽出工程におけるアルカリ溶液として循環的に使用することができる。

＜実験例５＞
［１回目の亜鉛抽出工程］
Ｚｎを含有する原料として、実験例３と同じ二次ダスト（Ａ３０）を用いた。濃度１６．５％のＮａＯＨ水溶液に二次ダスト（Ａ３０）１００ｇを加えて撹拌後全量濾過し、固形分（Ａ５１）とアルカリ浸出液（Ｂ５１）を得た。アルカリ浸出液（Ｂ５１）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：119000、Mg：0.1未満、Al：113、K：400未満、Ca：20、Cr：1、Mn：0、Fe：2、Ni：2未満、Cu：246、Cd：0、Sn：12、Pb：545、Zn：29518

［２回目の亜鉛抽出工程］
１回目の亜鉛抽出工程で得られた固形分（Ａ５１）を新しい１６．５％ＮａＯＨ水溶液に加えてさらにＺｎ抽出をし、全量濾過し、残渣（Ａ５２）とアルカリ浸出液（Ｂ５２）を得た。残渣（Ａ５２）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：7.2、Mg：6.0、Al：0.7、K：0.5未満、Ca：1.2、Cr：0.001未満、Mn：0.2、Fe：0.2、Ni：1.1、Cu：0.4、Cd：2.0、Sn：0.1、Pb：0.01、Zn：2.0

［１回目の置換工程］
１回目の亜鉛抽出工程で得られたアルカリ浸出液（Ｂ５１）に新しい金属亜鉛粒子を添加し、置換（セメンテーション）をした後、全量濾過し、セメンテーション後の浸出液（Ｂ５３）を得た。浸出液（Ｂ５３）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：117612、Mg：1未満、Al：13、K：300未満、Ca：21、Cr：1未満、Mn：1未満、Fe：5未満、Ni：5未満、Cu：5未満、Cd：1未満、Sn：10未満、Pb：5未満、Zn：29943、Cl：2000

［１回目の電気分解工程］
１回目の置換工程で得られた浸出液（Ｂ５３）をそのまま電解浴として、電気分解により金属亜鉛粉末（Ｐ５１）２．６ｇ（純度９２％、粒径約５００μｍ）を採取した。電気分解条件は、定電流２５０ｍＡ、電極ＳＵＳ３０４（厚さ１ｍｍの平板、液中の寸法が幅２０ｍｍ×高さ２０ｍｍ）、電極間距離２０ｍｍ、幾何面積基準の電流密度６２．５ｍＡ／ｃｍ^２、電解時間８時間とした。銀塩等の塩素除去剤を使用せずに、Ｃｌ^－濃度が２０００ｍｇ／ｌである浸出液（Ｂ５３）をそのまま電気分解した。Ｚｎ析出の電流効率は９７．７％、極間電圧の平均値は２．３５Ｖであった。

［金属亜鉛粉末（Ｐ５１）の分析］
金属亜鉛粉末（Ｐ５１）に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：5未満、Mg：0.01未満、Al：0.1未満、K：8、Ca：0.08、Cr：0.02、Mn：0.01未満、Fe：0.1未満、Ni：0.1未満、Cu：0.1未満、Cd：0.01未満、Sn：1未満、Pb：0.1未満、Zn：92

［１回目の電気分解工程後の電解浴の分析］
１回目の電気分解工程により金属亜鉛粉末（Ｐ５１）を採取した後に残った電解浴（Ｑ５１）に含まれる主な成分の濃度（ｍｇ／ｌ）を分析した結果は次のとおりである。
Na：117750、Mg：1未満、Al：13.0、K：300未満、Ca：24、Cr：1未満、Mn：1未満、Fe：5未満、Ni：5未満、Cu：5未満、Cd：1未満、Sn：10未満、Pb：5未満、Zn：18402

［２回目の置換工程］
２回目の亜鉛抽出工程で得られたアルカリ浸出液（Ｂ５２）に、１回目の電気分解工程で得られた金属亜鉛粉末（Ｐ５１）を添加し、置換（セメンテーション）をした。全量濾過により、セメンテーション後の濾液（Ｂ５４）を得た。

［２回目の電気分解工程］
セメンテーション後の濾液（Ｂ５４）をそのまま電解浴（塩素濃度２５０ｍｇ／ｌ）として、電気分解により平滑な金属亜鉛（箔）を採取した。

＜実験例６＞
［１回目のアルカリ浸出工程］
電気炉ダスト１００ｇを濃度４５％のＮａＯＨ水溶液５００ｍｌに接触させ、最高温度を１８０℃として４時間浸出し、固形分５１．３ｇと、洗浄水を含む濾液１２３１ｍｌを得た。

［２回目のアルカリ浸出工程］
１回目のアルカリ浸出工程で得られた固形分を新たに濃度４５％のＮａＯＨ水溶液５００ｍｌに接触させ、最高温度を１８０℃として４時間浸出し、残渣３１．６ｇと、洗浄水を含む濾液１３３７ｍｌを得た。ＩＣＰ分析法により、残渣に含まれる主な成分の割合（重量％）を分析した結果は次のとおりである。
Na：9、Mg：1.1、Al：0.3、K：3未満、Ca：3.7、Cr：0.98、Mn：5.5、Fe：32、Cu：0.2、Zn：8、Cd：0.12、Sn：0.2未満、Pb：0.1

＜実験例７＞
電気炉ダスト４ｇと固形ＮａＯＨ６．８ｇと脱塩水２９ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（１００ｍｌ）に収容した。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１７ｗｔ％）が沸騰するように３０分間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。グラスファイバ／Ｃ濾紙を濾材として使用した吸引濾過により、希釈後の混合物を固形分および浸出液に分離した後、濾材上に脱塩水を加えて固形分を洗浄した。濾材上に残った固形分を残渣、濾材を通過した脱塩水を洗浄水とした。この場合、Ｚｎ浸出率は、９４．２ｗｔ％であった。

＜実験例８＞
電気炉ダスト４ｇと固形ＮａＯＨ６．８ｇと脱塩水２９ｇとを混合してガラス製のビーカ（１００ｍｌ）に収容した。ビーカ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１７ｗｔ％）を８０℃で約半日加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。希釈後の混合物を実験例７と同様に処理して、浸出液、残渣および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎ浸出率は、６７．０ｗｔ％であった。

＜実験例９＞
電気炉ダスト４ｇと固形ＮａＯＨ６．８ｇと脱塩水２９ｇとを混合してポリテトラフルオロエチレン（ＰＴＦＥ）製の密閉容器（１００ｍｌ）に収容した。密閉容器内で内圧の計算値が最高で０．０１７ＭＰａとなるように、密閉容器内の混合物（ＮａＯＨ濃度１７ｗｔ％）を３０分間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。希釈後の混合物を実験例７と同様に処理して、浸出液、残渣および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎ浸出率は、８２．５ｗｔ％であった。

＜実験例１０＞
電気炉ダスト４ｇと固形ＮａＯＨ６．８ｇと脱塩水２９ｇとを混合してニッケル製のるつぼ（１００ｍｌ）に収容した。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１７ｗｔ％）を大気圧の下、１００℃で加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。希釈後の混合物を実験例７と同様に処理して、浸出液、残渣および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎ浸出率は、８２．０ｗｔ％であった。

＜実験例７～１０の分析結果の詳細＞
表１に、実験例７～１０で得られた浸出液、残渣および洗浄水の分析結果の詳細を示す。なお、Ｚｎ浸出率（ｗｔ％）は、Ｚｎの合計量（ｇ）に対して、液相（浸出液および洗浄水）に浸出されたＺｎの量（ｇ）が占める割合である。各試料中のＺｎおよびＦｅの定量は、溶液（浸出液、残渣の３５％塩酸溶液または洗浄水）のＩＣＰ分析により実施した。

＜実験例１１＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ１７ｇと脱塩水７３ｇとを混合してポリテトラフルオロエチレン（ＰＴＦＥ）製の密閉容器（１００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は１８ｗｔ％である。密閉容器内の混合物（ＮａＯＨ濃度１７ｗｔ％）を１５分間で炉内空間温度を２２０℃まで昇温し、その後２２０℃を保持して５．７５時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。グラスファイバ／Ｃ濾紙を濾材として使用した吸引濾過により、希釈後の混合物を固形分および浸出液に分離した後、濾材上にＮａＯＨ水溶液（濃度１６．２５％）を加えて固形分を一次洗浄し、さらに脱塩水を加えて固形分を二次洗浄した。濾材上に残った固形分を残渣、濾材を通過したＮａＯＨ水溶液を洗浄液、濾材を通過した脱塩水を洗浄水とした。この場合、Ｚｎの浸出率は、６１．２％であった。

＜実験例１２＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ１７ｇと脱塩水７３ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２００ｍｌ）に収容し、ホットプレート上で加熱した。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１７ｗｔ％）を約１００℃で沸騰させた後１３８℃に達するまで４時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を１１．２４％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、８４．３％であった。

＜実験例１３＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ１７ｇと脱塩水８７ｇとを混合してポリテトラフルオロエチレン（ＰＴＦＥ）製の密閉容器（１００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は１６ｗｔ％である。密閉容器内の混合物（ＮａＯＨ濃度１５ｗｔ％）を、１５分間で炉内空間温度を２２０℃まで昇温し、その後２２０℃を保持して５．２５時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を１７．７２％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、６９．０％であった。

＜実験例１４＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ１７ｇと脱塩水１３５ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は１１．２ｗｔ％である。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１０．５ｗｔ％）をホットプレート上で加熱し、約１００℃で沸騰させた後１８０℃に達するまで２．７５時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を１７％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、７１．３％であった。

＜実験例１５＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ６７．４ｇと脱塩水７６ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は４７ｗｔ％である。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度４４ｗｔ％）をホットプレート上で加熱し、約１３２℃で沸騰させた後１８０℃に達するまで８時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を４６．９４％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、９８．６％であった。

＜実験例１６＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ１７ｇと脱塩水１００ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は１４．５ｗｔ％である。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１３．４ｗｔ％）をホットプレート上で加熱し、約１００℃で沸騰させた後２１０℃に達するまで４時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を１７．６５％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、９７．０％であった。

＜実験例１７＞
実験例１２の残渣から分取した３．３ｇと固形ＮａＯＨ１７ｇと脱塩水１００ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は１４．５ｗｔ％である。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度１４．１ｗｔ％）をホットプレート上で加熱し、約１００℃で沸騰させた後１８０℃に達するまで２．２６時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を１７．０３％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、９８．２％であった。

＜実験例１８＞
電気炉ダスト１０ｇと固形ＮａＯＨ６７．４ｇと脱塩水７６ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２００ｍｌ）に収容した。この場合、固形ＮａＯＨと脱塩水を合わせて得られる溶液のＮａＯＨ濃度は４７ｗｔ％である。るつぼ内の混合物（ＮａＯＨ濃度４４ｗｔ％）をホットプレート上で加熱し、約１３２℃で沸騰させた後１８０℃に達するまで２．６７時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。一次洗浄に用いるＮａＯＨ水溶液の濃度を４０．１２％としたこと以外は、希釈後の混合物を実験例１１と同様に処理して、浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水を得た。この場合、Ｚｎの浸出率は、９４．６％であった。

＜実験例１１～１８の分析結果の詳細＞
表２に、実験例１１～１８で得られた浸出液、残渣、洗浄液および洗浄水の分析結果の詳細を示す。なお、Ｚｎ浸出率（ｗｔ％）は、Ｚｎの合計量（ｇ）に対して、液相（浸出液、洗浄液および洗浄水）に浸出されたＺｎの量（ｇ）が占める割合である。各試料中のＺｎおよびＦｅの定量は、溶液（浸出液、残渣の３５％塩酸溶液、洗浄液または洗浄水）のＩＣＰ分析により実施した。

＜実験例１９＞
［電気炉ダスト］
実験例１９で用いた電気炉ダストに含まれる主な成分の割合（重量％）は次のとおりであった。
Na：1.49、Mg：0.55、Al：0.37、K：3.13、Ca：1.38、Cr：0.56、Mn：2.15、Fe：12.3、Ni：0.03、Cu：0.16、Cd：0.06、Sn：0.02、Pb：1.78、Zn：40.59、Si:1.41、Cl:4.97

［アルカリ洗浄および亜鉛抽出工程］
電気炉ダスト１００ｇと０．８重量％ＮａＯＨ水溶液７３０ｍｌとを１０００ｍｌのビーカに入れて撹拌洗浄した後、濾過した。得られた洗浄後の電気炉ダストと固形ＮａＯＨ３３３ｇと脱塩水４０７ｇとを混合してアルミナ製のるつぼ（２０００ｍｌ）に収容し、るつぼ内の混合物を撹拌しながらホットプレート上で加熱し、約１３２℃で沸騰させた後１８０℃に達するまで４時間加熱した。加熱後の混合物に脱塩水を加えて希釈した。グラスファイバ／Ｃ濾紙を濾材として使用した吸引濾過により、希釈後の混合物を固形分および浸出液に分離した。この場合、Ｚｎの浸出率は、９４．１％であった。得られた未洗浄の固形分を純水で洗浄した後、濾過して乾燥重量３３．３ｇの残渣を得た。

［エアレーション工程］
分取した浸出液に空気を吹き込み、鉄、クロム、およびマンガンを含む沈殿物を析出させ、グラスファイバ／Ｃ濾紙を濾材として使用した吸引濾過により沈殿物を濾液と分離した。

［置換工程］
エアレーション工程を経た浸出液に金属亜鉛粒子を接触させ、浸出液に残留する鉛などの重金属を析出させて濾別し、濾液として鉛などの重金属が亜鉛に置換された浸出液を得た。

［電気分解工程］
置換工程を経た浸出液を分取し、電解浴として電気分解し、金属亜鉛３．７ｇを採取した。電気分解条件は、定電流３７５ｍＡ、電極ＳＵＳ３０４（厚さ１ｍｍの平板、液中の寸法が幅２０ｍｍ×高さ３０ｍｍ）、電極間距離２０ｍｍ、幾何面積基準の電流密度６２．５ｍＡ／ｃｍ^２、電解時間１０時間とした。得られた金属Ｚｎは平滑な箔で、Ｚｎ析出の電流効率は９８．４％、極間電圧の平均値は２．４Ｖであった。

本発明は、電気炉ダスト等の亜鉛を含む原料から亜鉛を回収し、亜鉛地金、酸化亜鉛、炭酸亜鉛等の製品を製造することができる。

Ｍ…モータ、Ｓ１…溶解工程、Ｓ２…固液分離工程、Ｓ３…不純物除去工程、Ｓ４…電気分解工程、Ｓ５…再生工程、Ｓ６…アルカリ洗浄工程、Ｓ７…炭酸化工程、Ｓ８…熱処理工程、Ｓ９…アルカリ化工程、１，１Ａ…原料、２…アルカリ流体、３…生成物、４…固相、５，６…液相、５ａ…除去剤、５ｂ…不純物、７…亜鉛地金、８…電気分解工程の残液、９…再生されたアルカリ流体、１０，１０Ａ，２０…回収システム、１０ａ…アルカリ水溶液、１０ｂ…アルカリ洗浄液、１１…前処理装置、１１ａ…前処理された混合物、１２…供給容器、１２ａ…スラリー状の混合物、１３…予備加熱装置、１３ａ…加熱された混合物、１３ｂ…蒸気、１４…反応容器、１４ａ…反応後の混合物、１４ｂ…反応中の混合物、１５…降圧装置、１５ａ…水蒸気、１６…沈殿槽、１６ａ…上澄み、１６ｂ…沈殿物、１６ｃ…沈殿剤、１７…濾過装置、１７ａ…濾液、１８…洗浄槽、１８ａ…スラリー、１８ｂ…洗浄水、１９…脱水装置、１９ａ…残渣、１９ｂ…水相、２１…炭酸化剤、２２…炭酸亜鉛、２３…酸化亜鉛、２４…炭酸化工程の残液、２５…アルカリ化剤、２６…炭酸塩沈殿。

Claims (9)

1. 亜鉛を含有する原料を、温度１００℃以上のアルカリ流体で処理して、前記原料に含まれる亜鉛を溶解する溶解工程と、
   前記溶解工程で前記原料から抽出された亜鉛を回収する回収工程と、
   を有し、
   前記回収工程が、亜鉛を含有する液相から電気分解により金属亜鉛を得る電気分解工程を含み、
   前記溶解工程に先立って、前記原料をアルカリ水溶液で洗浄して、可溶性のハロゲン化合物を除去するアルカリ洗浄工程を更に有し、
   前記アルカリ洗浄工程で用いる前記アルカリ水溶液の濃度は、前記溶解工程で用いる前記アルカリ流体の濃度よりも低く設定され、
   前記アルカリ洗浄工程において洗浄に用いられた後の前記アルカリ水溶液は、前記可溶性のハロゲン化物を含むと共に、前記溶解工程及び前記電気分解工程に送られることなく系外に排出される一方で、前記アルカリ洗浄工程において前記アルカリ水溶液で前記可溶性のハロゲン化合物が除去された後の前記原料は、前記溶解工程に送られ、前記溶解工程において、前記原料に含まれる前記亜鉛が溶解した前記アルカリ流体が得られ、前記電気分解工程において、電解浴として用いる前記アルカリ流体由来の前記液相中の塩素濃度は１０００ｐｐｍ以下とされることを特徴とする亜鉛の回収方法。
2. 前記原料が鉄分を含有することを特徴とする請求項１に記載の亜鉛の回収方法。
3. 前記原料がジンクフェライトを含有することを特徴とする請求項１または２に記載の亜鉛の回収方法。
4. 前記溶解工程を、大気圧、温度１００～２００℃で行うことを特徴とする請求項１～３のいずれか１項に記載の亜鉛の回収方法。
5. 前記溶解工程を、圧力が大気圧より０．０１７ＭＰａ～２ＭＰａ高い加圧条件下、温度１０５～２２０℃で行うことを特徴とする請求項１～３のいずれか１項に記載の亜鉛の回収方法。
6. 前記原料が有機ハロゲン化合物を含有し、
   前記回収工程が、亜鉛を含有する液相から電気分解により金属亜鉛を得る電気分解工程を含み、
   前記溶解工程において、前記アルカリ流体により前記有機ハロゲン化合物を分解し、前記電気分解工程に先立って、ハロゲンを系外に排出することを特徴とする請求項１～５のいずれか１項に記載の亜鉛の回収方法。
7. 前記回収工程が、前記原料に含まれる鉄分を含有する固相と、亜鉛を含有する液相とを分離する固液分離工程を含むことを特徴とする請求項１～６のいずれか１項に記載の亜鉛の回収方法。
8. 前記回収工程において、亜鉛を亜鉛地金として回収することを特徴とする請求項１～７のいずれか１項に記載の亜鉛の回収方法。
9. 前記回収工程を経た残液に含まれるアルカリ金属塩を電気分解または濃縮によりアルカリ流体に再生する再生工程を有し、
   前記再生工程で得られたアルカリ流体を前記溶解工程に供給することを特徴とする請求項１～８のいずれか１項に記載の亜鉛の回収方法。

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