JPH06128664A - Inの回収方法 - Google Patents
Inの回収方法Info
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- JPH06128664A JPH06128664A JP29913492A JP29913492A JPH06128664A JP H06128664 A JPH06128664 A JP H06128664A JP 29913492 A JP29913492 A JP 29913492A JP 29913492 A JP29913492 A JP 29913492A JP H06128664 A JPH06128664 A JP H06128664A
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Abstract
nを回収するに際して、従来にもまして効率的に、しか
も、硫化処理の取扱い度をより低い程度に止めることの
出来るInの回収方法を開示する。 【構成】 中間生成物を鉱酸酸性下で還元浸出して浸出
液とし、この浸出液に水酸化アルカリ水溶液を添加して
pHが1.5〜2.5の範囲にある酸性液とし、この酸
性液から残渣を分離して得た濾過済溶液中に板状のCd
を浸漬し、この板状のCdの表面に前記の濾過済溶液を
循環させることにより板状のCdの表面にセメントIn
を置換析出させ、板状のCdの表面より剥離採取したセ
メントInの100重量%に対して5〜20重量%のN
aOHを添加して後、摂氏の200〜300度で加熱し
てソーダスラグと粗Inとを得、この粗Inより公知の
方法により高純度Inを得る。
Description
物からのInの回収に関し、効率良くしかも有害ガスの
発生を伴わない状態で粗Inを得る方法に関する。
に、Znの製錬工程に於ける副産物として産出されるこ
とが知られている。Znの製錬工程においてInやCd
を分離して行く方法としては、先ず、Znの製錬工程に
おいて得られる中間物を鉱酸酸性下で還元浸出して、I
nを含有する浸出液を得、次いで、このInを含有する
浸出液に、浸出液中のIn量に対して1化学当量前後の
Zn粉末もしくはCd−Zn粉末を添加してセメントI
nを置換析出させ、さらに、このセメントInにNaO
Hを添加して加熱融解し、生成したソーダスラグと粗I
nとを分離回収し、この粗Inをさらに電解精製して高
純度のInを入手する方法が採られていた。
Cd共存量が多くなると、セメントIn中に占めるCd
の含有量が高くなったり、セメントInを融解する時に
Cdと共存しているTeのためにセメントInが酸化し
やすい状態となり、結果的に、粗Inを高い歩留まりで
収集することが不可能になる等の不都合を生じていた。
共存する場合には、Inの置換析出工程で、有害なAs
H3 の発生を呼び起こしてしまうが、一端AsH3 を発
生させると、このAsH3 の無害化処理が必須とされ、
作業環境等の整備については高額な投資が余儀無くされ
る。
Zn粉末もしくはCd−Zn粉末を添加するに先立ち、
浸出液中のAsの含有量を0.5ppm未満まで低下さ
せた後、Inを置換析出させることが一般的であった。
て、イオン交換法や溶媒抽出法が提案されているが、こ
れらの方法にても充分に満足の行くほどAsを除去出来
るものではなく、最終的には、硫化処理を施すことによ
りAsをAs2 S3 として固定して分離しなければなら
ない。
採用は、Inの回収工程をより複雑にするばかりでな
く、従来と同様、共存するCdも同時に硫化するためI
nとCdの同時回収効率を低くしてしまう。加えて、こ
れらの金属の硫化工程で発生する悪臭を除去することに
多くの配慮を重ねなければならない。
工程で発生する中間物よりInを回収するに際して、従
来にもまして効率的に、しかも、AsH3 の発生のない
Inの回収方法を開示することをその目的とする。
題を解決するために鋭意研究試験を行った結果、Zn製
錬工程に於いて発生してくるCd、Zn、In、Te、
As等を含有した中間物よりInを回収するに際して、
還元剤としてTe化合物やAs化合物を生成させるに必
要な量の2当量以上の金属Cdと金属Inもしくはこの
ような量の金属CdとInを含有する還元用澱物を用い
て上記中間物を鉱酸酸性下で還元浸出して浸出液とし、
この浸出液に水酸化アルカリ水溶液を添加してpHを
1.5〜2.5に調整し、この液から残渣を分離して得
た濾液中に板状のCdを浸漬し、板状のCdの表面にセ
メントInを置換析出させ、板状のCdの表面より剥離
して得たセメントInに、該セメントInに対して5〜
20重量%のNaOHを添加して後、摂氏200〜30
0度で融解して、発生したソーダスラグを層分解してI
nを回収すること、さらには、セメントInを置換析出
させた後の尾液に、アルカリ水溶液を添加して、そのp
Hを4〜6に調整し、生成した沈澱物を中間物の鉱酸酸
性下における還元浸出時に添加することで前記課題の解
決されることを見出し本発明に至ったものである。
還元浸出させるのは、上記の中間物中に含有されるTe
とAsを難溶性のTe化合物とAs化合物とに変じて系
外に除去し易くするためのものであり、この場合、含有
するTeとAsの2当量をこえる金属CdおよびInを
還元剤として用いているのは、この量が2当量未満では
中間物中に含有されるTeとAsを難溶性のTe化合物
とAs化合物とに変じるのが不十分であるためである。
当量を超える場合には、HClやH2 SO4 等の鉱酸酸
性度には特にこだわらない。さらに、還元剤の濃度は5
0〜200g/リットルとなるように調整することが望
ましい。
ず、一方、充分な量の金属Cdや金属Inを含有する場
合には、還元浸出工程として特にこのような還元剤を添
加する必要はない。
ダスラグの中には一般に粒状の金属Inが懸濁している
ので還元剤として適している。この金属Inが還元剤の
代用をなすばかりでなく、ソーダスラグの利用はInの
回収率の面から見ても有効である。
に規定したのは、金属Cd板を用いた置換反応を有効に
作用させるためのものであり、pH値が1.5未満では
InとCdの酸化還元電位の差が殆ど無いのでInの析
出速度が遅くなってくるためであり、逆に、pH値が
2.5を超えるとIn(OH)3 の生成が加速されこと
から、Cd板表面へのInの析出現象が妨げられて来る
ようになるためである。
に析出してくるセメントInをはぎ取って工程を進める
際に、剥ぎ取りを容易にすると共に、その剥ぎ取ったセ
メントInの中に未反応のCdを介在させないためであ
り、金属Cdを粉末やショットの形状で工程中に供した
のではこの目的が充分に達成出来ないからである。
重量%のNaOHを添加して融解するのは、NaOHの
添加量が5%未満では融解時にセメントInが酸化され
やすくなるためであり、その量が逆に20重量%を超え
ると処理するソーダスラグの量がいたずらに多くなって
くるためである。また、融解温度を摂氏200〜300
度とするのは、200度未満の融解温度で処理したので
はスラグの流動性が悪くなってソーダスラグと粗Inと
の分離が容易でなくなるためであり、300度を超えて
の融解処理ではInの回収性に問題はないものの、高温
処理による作業効率に向上が認められないことと省エネ
ルギーの面から見て得策とは成り得ないためである。
カリ溶液を添加することにより尾液のpH値を4〜6に
調整して尾液中に残存しているInの回収を計っている
が、この場合、そのpH値を4〜6に調整したのは、p
Hの値が4未満ではInを回収するためのIn(OH)
3 が充分に生成されず、逆に、その値が6を超えるとC
dまでが水酸化物になってしまい、繰り返す水酸化物が
増加するのみでなく、尾液よりのCdの直接回収率を低
下させてしまうことになるからである。
重量%のCdを含むものの、TeやAsを殆ど含まれな
いことから高純度Inを製造するに際して、塩素錯体と
してのCdを形成させたのち、アニオン交換樹脂を利用
した電解精製装置を用いてCdを捕捉し、ここにZn製
錬の中間物からその最終目的とする精製Inを容易に電
解精製して純度が99.99%のInを容易に入手し得
た。
置換析出させるために、以下の実施例では、板状のCd
の周囲に液循環を行わせているが、本発明は液循環に限
られない。すなわち、板状のCdを液中で揺動させた
り、液を単に攪拌させてもよい。
nが48.4%であり、Cdが40.6%であり、Te
が1.7%であり、Asが0.02%であり、湿量が3
35kg(乾量が254kg)である含Inセメントに
対して、35重量%のHClを550リットル添加した
状態で凡そ18時間にわたって攪拌した後、250g/
リットルの濃度に調整されているNaOHを160リッ
トル添加してpHが2.0の溶液を作成し、この溶液を
濾過して黒色を呈する残渣を湿量で24kgと濾液13
40リットルを得た。
て水分が38.1%であり、Cdが20.8%であり、
Inが9.8%であり、Teが25.4%であり、As
が0.28%であった。
0g/リットルであり、Cdが88.7g/リットルで
あり、Teが0.005g/リットル以下であり、As
が0.0005g/リットルであって、濾液の組成とし
てはTeとAsが殆ど含まれていなかった。
の中に総表面積が4.9m2 となるように金属Cdの板
材を浸漬して、この金属Cdの板材の周囲を毎分40リ
ットルの割合で72時間にわたって上記の濾液を循環さ
せた後、Cd板の表面に析出していたセメントInをC
d板の表面から剥ぎ取り、充分に水洗し、乾燥し、さら
にNaOHの15kgを合わせた混合物をステンレス製
のるつぼを用いて摂氏250度にて融解し、上下に分離
したソーダスラグ28kgと粗In126kgとを得
た。ソーダスラグはすくい取って粗Inから分離した。
重量%にて、Inが19.3%であり、Cdが0.90
%であり、Teが0.022%であり、Asが0.00
4%であった。
98.6%であり、Cdが1.22%であり、Teが
0.001%以下であり、Asが0.001%以下であ
って、粗InにはTeとAsが殆ど認められない状態で
あった。TeとAsが実質的にソーダスラグに分配され
ていることがわかる。
ットルの割合で72時間にわたって上記の濾液を循環さ
せた後、Cd板の表面に析出していたセメントInをC
d板の表面から剥ぎ取った時点で得られた尾液の組成
は、1リットルの尾液の中にInを6.3gと、Cdを
208gと、Teを0.005g以下と、Asを0.0
005g以下とを含むものであって、この尾液にNaO
Hが250g/リットルの割合で含まれる水溶液を35
リットル使用してpHを5.5に調整し、16時間かけ
て静置沈降させて450リットルのIn(OH)3 相と
1040リットルのCdSO4 相を得た。
ットル当たりInが20.6gであり、CdSO4 相の
組成は1リットル当たり、Cdが195gであり、In
が0.004gであり、Teが0.005g以下であ
り、Asが0.0005g以下であった。CdSO4 相
の不純物が極めて少なく、Cd回収に有利であることが
わかる。
たが浸出時及び置換析出時とも検出されなかった。
を10.6gと、Teを0.42gと、Asを0.01
8gと、遊離H2 SO4 を110gの割合で含んだ含I
n水溶液を1070リットル用意すると共に、組成が重
量%にて、Inが19.3%であり、Cdが0.90%
であり、Teが0.022%であり、Asが0.004
%であるソーダスラグを28kgと、実施例1で得たI
n(OH)3 相を450リットルと、粉末状で湿量5k
g(乾量4.6kg)のCd品位が98.4重量%であ
る還元剤としてのセメントCdとを約1時間にわたって
撹拌し、混合した後、さらに、1リットル中に250g
の割合でNaOHが含まれる苛性ソーダ水溶液を290
リットル加えpHを2.0の水溶液とし、この水溶液を
濾過して湿量9.4kgの残渣と1840リットルの濾
液とを得た。
て、水分が36.1%であり、Cdが24.6%であ
り、Inが7.8%であり、Teが7.6%であり、A
sが0.31%であると共に、濾液の組成は1リットル
当たりCdが93.9gであり、Inが14.6gであ
り,Teが0.005g以下であり、Asが0.000
7gであった。
ようにCd板を浸漬し、毎分40リットルの循環量にて
48時間にわたって上記のCd板の周囲を循環させてそ
の表面にセメントInを析出させたのち、このセメント
InをCd板から剥ぎ取り、次いで充分に水洗したセメ
ントInに対して、さらに、NaOHの3kgを添加
し、ステンレスのるつぼの中で摂氏250度で融解し、
上下に分離したソーダスラグの6.9kgと粗Inの2
3.2kgとを得た。
重量%にて、Inが17.4%であり、Cdが1.1%
であり、Teが0.061%であり、Asが0.010
%であった。
98.04%であり、Cdが1.76%であり、Teが
0.0015以下であり、Asが0.001%以下であ
った。Te、Asがほとんどソーダスラグに分配された
ことがわかる。
たり、Cd116g、In0.97g、Te0.005
g以下、As0.0005g以下を含有し、1リットル
当たり250gのNaOH水溶液を55リットル使用し
てpH5.0に調整し、16時間静置沈降させてIn
(OH)3 相100リットルとCdSO4 相1830リ
ットルを得た。In(OH)3 相の品位は、1リットル
当たりIn19.6gでInが濃縮され、CdSO4 相
の品位は、1リットル当たりCd111g、In0.0
09g、Te0.005g以下、As0.0005g以
下であり、不純物の少ないCdSO4 水溶液を得た。
べたが、浸出時及び置換析出時とも検出されなかった。
020リットルに対して、NaOHを250g/リット
ルの濃度割合で含むアルカリ水溶液の210リットルを
添加してpHが2.0の含In水溶液を用意し、この含
In水溶液を濾過したところ、発生残渣は0.2kgと
少なく、1240リットルの濾液を得た。
り、Cdを69.0gと,Inを8.7gと、Teを
0.34gと、Asを0.015g含有していた。
n粉末を9.2kg添加して緩やかに撹拌し、AsH3
の発生状況を調査したところ、その検出量はピーク時に
2.8ppmを示した。
nは実施例2の場合に比較して泥状であると共に、その
水溶液も黒色を示していた。
の尾液の組成は、1リットル中にCdを68.1gと、
Inを1.32gと、Teを0.02g以下と、Asを
0.001gとを含んでいた。
aOHを1.2kg添加し、ステンレス製のるつぼを用
いて摂氏250度で融解したところ、セメントInの一
部が燃焼現象を示したため、直ちにNaOHを1.0k
g添加した。
は6.7kgであり、粗Inの重量は8.1kgであっ
た。
量%でInが19.8%であり、Cdが5.8%であ
り、Teが5.1%であり、Asが0.09%であり、
同じく粗Inの組成は、Inが94.8%であり、Cd
が4.13%であり、Teが0.001%以下であり、
Asが0.001%以下であった。
の含有度の高い製品を安易な方法で製造できるようにす
ると共に、硫化作業にて精製除去せざるを得ないTeや
Asなどの有害物質の巻き込みを殆ど防止することの可
能性を開示し得た。
極めて簡便な手段にてTeやAs等の含有量の極めて少
ない粗Inの回収を可能にし、これが、高純度Inを製
造する際の環境汚染物質である硫化物の生成を極めて極
小にする方法を開示出来たので斯る手段によって市場に
In製品を送り出している産業界に寄与するところ大な
るものがある。
ある。
Claims (2)
- 【請求項1】 Zn製錬工程に於いて発生してくるC
d、Zn、In、Te、As等を含有した中間物よりI
nを回収するに際して、還元剤としてTe化合物やAs
化合物を生成させるに必要な量の2当量以上の金属Cd
と金属Inもしくはこのような量の金属CdとInを含
有する還元用澱物を用いて上記中間物を鉱酸酸性下で還
元浸出して浸出液とし、この浸出液に水酸化アルカリ水
溶液を添加してpHを1.5〜2.5に調整し、この液
から残渣を分離して得た濾液中に板状のCdを浸漬し、
板状のCdの表面にセメントInを置換析出させ、板状
のCdの表面より剥離して得たセメントInに、該セメ
ントInに対して5〜20重量%のNaOHを添加して
後、摂氏200〜300度で融解して、発生したソーダ
スラグを層分離して粗Inを回収することを特徴とする
Inの回収方法。 - 【請求項2】 セメントInを置換析出させた後の尾液
に、アルカリ水溶液を添加して、そのpHを4〜6に調
整し、生成した沈澱物を中間物の鉱酸酸性下における還
元浸出時に添加することを特徴とする請求項1に記載の
Inの回収方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP29913492A JP3024396B2 (ja) | 1992-10-13 | 1992-10-13 | Inの回収方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP29913492A JP3024396B2 (ja) | 1992-10-13 | 1992-10-13 | Inの回収方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH06128664A true JPH06128664A (ja) | 1994-05-10 |
| JP3024396B2 JP3024396B2 (ja) | 2000-03-21 |
Family
ID=17868568
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP29913492A Expired - Lifetime JP3024396B2 (ja) | 1992-10-13 | 1992-10-13 | Inの回収方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP3024396B2 (ja) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2006241479A (ja) * | 2005-02-28 | 2006-09-14 | Mitsui Mining & Smelting Co Ltd | インジウム含有メタルの製造方法 |
| JP2007270342A (ja) * | 2006-03-06 | 2007-10-18 | Kobelco Eco-Solutions Co Ltd | インジウムの回収方法とその装置 |
| WO2008090671A1 (ja) * | 2007-01-23 | 2008-07-31 | Sharp Kabushiki Kaisha | インジウム及び塩化第二鉄を含有するエッチング廃液からのインジウムの回収方法とその装置 |
| WO2008090672A1 (ja) * | 2007-01-23 | 2008-07-31 | Sharp Kabushiki Kaisha | インジウム及び塩化第二鉄を含有するエッチング廃液からのインジウムの回収方法とその装置 |
-
1992
- 1992-10-13 JP JP29913492A patent/JP3024396B2/ja not_active Expired - Lifetime
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2006241479A (ja) * | 2005-02-28 | 2006-09-14 | Mitsui Mining & Smelting Co Ltd | インジウム含有メタルの製造方法 |
| JP2007270342A (ja) * | 2006-03-06 | 2007-10-18 | Kobelco Eco-Solutions Co Ltd | インジウムの回収方法とその装置 |
| WO2008090671A1 (ja) * | 2007-01-23 | 2008-07-31 | Sharp Kabushiki Kaisha | インジウム及び塩化第二鉄を含有するエッチング廃液からのインジウムの回収方法とその装置 |
| WO2008090672A1 (ja) * | 2007-01-23 | 2008-07-31 | Sharp Kabushiki Kaisha | インジウム及び塩化第二鉄を含有するエッチング廃液からのインジウムの回収方法とその装置 |
| JP5068773B2 (ja) * | 2007-01-23 | 2012-11-07 | シャープ株式会社 | インジウム及び塩化第二鉄を含有するエッチング廃液からのインジウムの回収方法 |
| JP5068772B2 (ja) * | 2007-01-23 | 2012-11-07 | シャープ株式会社 | インジウム及び塩化第二鉄を含有するエッチング廃液からのインジウムの回収方法 |
| US8480785B2 (en) | 2007-01-23 | 2013-07-09 | Sharp Kabushiki Kaisha | Method and apparatus for recovering indium from etching waste solution containing indium and ferric chloride |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP3024396B2 (ja) | 2000-03-21 |
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