JPS6319576B2 - - Google Patents
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- JPS6319576B2 JPS6319576B2 JP8071080A JP8071080A JPS6319576B2 JP S6319576 B2 JPS6319576 B2 JP S6319576B2 JP 8071080 A JP8071080 A JP 8071080A JP 8071080 A JP8071080 A JP 8071080A JP S6319576 B2 JPS6319576 B2 JP S6319576B2
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- tin
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- stannate
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Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
本発明は鉛精錬において鉛中に随伴する錫を効
果的に分離回収する方法に関する。 鉛の電解精製において、錫は鉛と挙動を共にし
てカソードに析出するので、この電解精製では錫
を分離除去し難い。このため、得られたカソード
を溶融精製することが行なわれている。この溶融
精製には、例えばハリス法に従い、苛性ソーダや
硝酸ソーダを添加し、錫を含む精製滓を得る方法
が採用されている。 この鉛カソードの精製法を含め、錫含有鉛の溶
融体にソーダ化合物を添加して精製滓を得る場合
に、この精製滓中には鉛も多量に含まれてくるの
で、通常はこれを鉛還元炉に繰返して鉛分を粗鉛
として回収するのが一般であつた。しかし、この
場合には錫分も粗鉛中に入るので、再びカソード
に錫が濃縮され、カソードの精製に負荷が加わる
ことは避けられない。また、かかる精製滓を還元
炉に投入すると、炉内耐火物が精製滓中のアルカ
リにより浸蝕されるという問題も付随する。 本発明は、この鉛精錬工程で発生する精製滓か
ら錫を効率よく分離回収する方法を提供するもの
で、錫含有鉛の溶融体にソーダ化合物例えば苛性
ソーダ、硝酸ソーダを添加して得られる鉛精製滓
に硫黄を添加して水で浸出処理し、これによつて
錫を溶出させ、液中の錫をCa2+で錫酸カルシウ
ムとして沈殿させることによつて錫の分離を図る
ものであり、この沈殿物を還元溶融することによ
つて粗錫の回収を図るものである。 錫含有鉛の溶融体に苛性ソーダ、硝酸ソーダを
添加して溶融処理すると、錫は水溶性の錫酸ソー
ダ、Na2〔Sn（OH）6〕とすることができる。その
さい、錫の１部は錫酸鉛、Pb〔Sn（OH）6〕を形成
するが、これは若干の硫黄の添加によつて、下記
反応式により、水溶性の錫酸ソーダとすることが
できる。 6NaOH＋4S→2Na2S＋Na2S2O3＋3H2O Pb〔Sn（OH）6〕＋Na2S→PbS＋Na2〔Sn（OH）6〕 したがつて鉛精製滓に硫黄を添加して水で浸出
処理すれば、精製滓中の錫のほとんどは浸出する
ことができる。 浸出液中の錫の１部は、第１錫となつているの
で、H2O2等の酸化剤で第２錫としたあと、消石
灰等のCa2+により、水に不溶性の錫酸カルシウ
ムとして沈殿させれば、浸出液中の錫を効率よく
分離することができる。 この殿物を液から分離採取したあとは、これに
コークス等の還元剤を配合して還元溶融すること
によつて粗錫が回収できる。 以上のように、本発明によると従来鉛電解精製
の不純物にすぎなかつた錫を選択的に回収して粗
錫を得ることができる。また、鉛電解精製系で繰
返され濃縮される傾向にあつた錫を系外へ抜出す
ることができるので、溶融精製法で使用される溶
剤や酸化剤を減少させることもできる。 実施例 １ 鉛電解精製カソードを溶融し、これにNaOH
とNaNO3を添加して得た精製滓５Kgに硫黄粉末
150ｇ添加し、水10で浸出した。液温は反応熱
により、約50℃迄上昇した。８時間浸出し、その
結果を表１に示した。表１に見られるとおり錫浸
出率は86.0％であつた。
果的に分離回収する方法に関する。 鉛の電解精製において、錫は鉛と挙動を共にし
てカソードに析出するので、この電解精製では錫
を分離除去し難い。このため、得られたカソード
を溶融精製することが行なわれている。この溶融
精製には、例えばハリス法に従い、苛性ソーダや
硝酸ソーダを添加し、錫を含む精製滓を得る方法
が採用されている。 この鉛カソードの精製法を含め、錫含有鉛の溶
融体にソーダ化合物を添加して精製滓を得る場合
に、この精製滓中には鉛も多量に含まれてくるの
で、通常はこれを鉛還元炉に繰返して鉛分を粗鉛
として回収するのが一般であつた。しかし、この
場合には錫分も粗鉛中に入るので、再びカソード
に錫が濃縮され、カソードの精製に負荷が加わる
ことは避けられない。また、かかる精製滓を還元
炉に投入すると、炉内耐火物が精製滓中のアルカ
リにより浸蝕されるという問題も付随する。 本発明は、この鉛精錬工程で発生する精製滓か
ら錫を効率よく分離回収する方法を提供するもの
で、錫含有鉛の溶融体にソーダ化合物例えば苛性
ソーダ、硝酸ソーダを添加して得られる鉛精製滓
に硫黄を添加して水で浸出処理し、これによつて
錫を溶出させ、液中の錫をCa2+で錫酸カルシウ
ムとして沈殿させることによつて錫の分離を図る
ものであり、この沈殿物を還元溶融することによ
つて粗錫の回収を図るものである。 錫含有鉛の溶融体に苛性ソーダ、硝酸ソーダを
添加して溶融処理すると、錫は水溶性の錫酸ソー
ダ、Na2〔Sn（OH）6〕とすることができる。その
さい、錫の１部は錫酸鉛、Pb〔Sn（OH）6〕を形成
するが、これは若干の硫黄の添加によつて、下記
反応式により、水溶性の錫酸ソーダとすることが
できる。 6NaOH＋4S→2Na2S＋Na2S2O3＋3H2O Pb〔Sn（OH）6〕＋Na2S→PbS＋Na2〔Sn（OH）6〕 したがつて鉛精製滓に硫黄を添加して水で浸出
処理すれば、精製滓中の錫のほとんどは浸出する
ことができる。 浸出液中の錫の１部は、第１錫となつているの
で、H2O2等の酸化剤で第２錫としたあと、消石
灰等のCa2+により、水に不溶性の錫酸カルシウ
ムとして沈殿させれば、浸出液中の錫を効率よく
分離することができる。 この殿物を液から分離採取したあとは、これに
コークス等の還元剤を配合して還元溶融すること
によつて粗錫が回収できる。 以上のように、本発明によると従来鉛電解精製
の不純物にすぎなかつた錫を選択的に回収して粗
錫を得ることができる。また、鉛電解精製系で繰
返され濃縮される傾向にあつた錫を系外へ抜出す
ることができるので、溶融精製法で使用される溶
剤や酸化剤を減少させることもできる。 実施例 １ 鉛電解精製カソードを溶融し、これにNaOH
とNaNO3を添加して得た精製滓５Kgに硫黄粉末
150ｇ添加し、水10で浸出した。液温は反応熱
により、約50℃迄上昇した。８時間浸出し、その
結果を表１に示した。表１に見られるとおり錫浸
出率は86.0％であつた。
【表】
実施例 ２
実施例１で得られた浸出液に、消石灰700ｇを
添加して３時間撹拌を行い、錫を錫酸カルシウム
として沈殿させた。浸出液からの脱錫率は表２に
見られるとおり93.7％であつた。
添加して３時間撹拌を行い、錫を錫酸カルシウム
として沈殿させた。浸出液からの脱錫率は表２に
見られるとおり93.7％であつた。
【表】
実施例 ３
実施例２における錫酸カルシウムとして沈殿し
た残渣2.5Kgに、硼酸３Kgとコークス450ｇとを混
合し、還元溶融行なつて粗錫を得た。表３に見ら
れるとおり還元率96.7％で錫を採取することがで
きた。
た残渣2.5Kgに、硼酸３Kgとコークス450ｇとを混
合し、還元溶融行なつて粗錫を得た。表３に見ら
れるとおり還元率96.7％で錫を採取することがで
きた。
Claims (1)
- １ 鉛精錬において鉛中の錫を分離回収するにさ
いし、錫を含む鉛を溶融し、この溶融体をソーダ
化合物と反応させて溶融体中の錫を錫酸ソーダと
し、この錫酸ソーダと副生する錫酸鉛とを含む滓
を溶融鉛から分離し、この鉛精製滓に硫黄を添加
して水で浸出処理したあとCa2+で錫を錫酸カル
シウムとして沈殿させることからなる鉛精錬にお
ける錫の分離回収法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP8071080A JPS575829A (en) | 1980-06-14 | 1980-06-14 | Separating and recovering method for tin in lead refining process |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP8071080A JPS575829A (en) | 1980-06-14 | 1980-06-14 | Separating and recovering method for tin in lead refining process |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS575829A JPS575829A (en) | 1982-01-12 |
| JPS6319576B2 true JPS6319576B2 (ja) | 1988-04-23 |
Family
ID=13725884
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP8071080A Granted JPS575829A (en) | 1980-06-14 | 1980-06-14 | Separating and recovering method for tin in lead refining process |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS575829A (ja) |
Families Citing this family (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS59180892A (ja) * | 1983-03-31 | 1984-10-15 | Toshiba Corp | 半導体メモリ |
| GB8916673D0 (en) * | 1989-07-21 | 1989-09-06 | Alcan Int Ltd | Method of making alkali metal stannates |
| JP4876221B2 (ja) * | 2005-05-18 | 2012-02-15 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 金属回収方法 |
| US8211207B2 (en) * | 2006-12-05 | 2012-07-03 | Stannum Group LLC | Process for refining lead bullion |
| JP5507310B2 (ja) * | 2010-03-31 | 2014-05-28 | 三井金属鉱業株式会社 | 有価金属の製造方法 |
| US8105416B1 (en) | 2010-05-05 | 2012-01-31 | Stannum Group LLC | Method for reclaiming lead |
| CN102776386B (zh) * | 2012-07-20 | 2014-02-12 | 北京科技大学 | 一种含锡分铅渣回收二氧化锡的方法 |
| CN105366713B (zh) * | 2015-12-10 | 2016-12-07 | 柳州百韧特先进材料有限公司 | 一种利用锡废渣生产高纯度锡酸钠的方法 |
| CN107142376A (zh) * | 2017-04-01 | 2017-09-08 | 中南大学 | 一种高效富集分离复杂含铅贵金属物料中有价金属的方法 |
| JP7243458B2 (ja) * | 2019-05-31 | 2023-03-22 | 三菱マテリアル株式会社 | 錫の回収方法 |
-
1980
- 1980-06-14 JP JP8071080A patent/JPS575829A/ja active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS575829A (en) | 1982-01-12 |
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