JPH05311259A - 鉛電解アノードスライムの湿式処理方法 - Google Patents
鉛電解アノードスライムの湿式処理方法Info
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- JPH05311259A JPH05311259A JP11847792A JP11847792A JPH05311259A JP H05311259 A JPH05311259 A JP H05311259A JP 11847792 A JP11847792 A JP 11847792A JP 11847792 A JP11847792 A JP 11847792A JP H05311259 A JPH05311259 A JP H05311259A
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Abstract
(57)【要約】
【目的】 鉛電解アノードスライムの有価物を湿式処理
により回収する。 【構成】 （ａ）鉛電解アノードスライムに付着してい
る珪弗酸分を希硫酸もしくは水で洗浄し；（ｂ）含銅硫
酸酸性溶液中で空気酸化してアノードスライム中の銅を
浸出し；（ｃ）銅スライムを苛性ソーダ溶液にて浸出
し；（ｄ）（ｃ）の脱硫酸スライムを珪弗酸溶液にして
Ｐｂ，Ｓｂ及びＢｉを溶出し；Ａｕ及びＡｇを含有する
浸出スライムから分離し、（ｅ）（ｃ）の脱硫酸スライ
ムの珪弗酸溶出液に含まれるＳｂイオン及びＢｉイオン
を金属鉛により置換処理し、（ｆ）（ｅ）の鉛置換処理
後の後液に含まれる鉛イオンを電解採取し、電解後液を
（ｄ）の硫酸スライムの溶解用珪弗酸溶液として用いる
か、あるいは（ｅ）の鉛置換処理後液を硫酸で処理して
Ｐｂを回収する。
により回収する。 【構成】 （ａ）鉛電解アノードスライムに付着してい
る珪弗酸分を希硫酸もしくは水で洗浄し；（ｂ）含銅硫
酸酸性溶液中で空気酸化してアノードスライム中の銅を
浸出し；（ｃ）銅スライムを苛性ソーダ溶液にて浸出
し；（ｄ）（ｃ）の脱硫酸スライムを珪弗酸溶液にして
Ｐｂ，Ｓｂ及びＢｉを溶出し；Ａｕ及びＡｇを含有する
浸出スライムから分離し、（ｅ）（ｃ）の脱硫酸スライ
ムの珪弗酸溶出液に含まれるＳｂイオン及びＢｉイオン
を金属鉛により置換処理し、（ｆ）（ｅ）の鉛置換処理
後の後液に含まれる鉛イオンを電解採取し、電解後液を
（ｄ）の硫酸スライムの溶解用珪弗酸溶液として用いる
か、あるいは（ｅ）の鉛置換処理後液を硫酸で処理して
Ｐｂを回収する。
Description
【０００１】
【産業上の利用分野】本発明は、鉛電解アノードスライ
ム（以下単に「アノ−ドスライム」という）の湿式処理
による有価物回収方法に関するものであり、さらに詳し
く述べるならば鉛電解工程で産出するアノードスライム
から銅、金、銀、アンチモン、ビスマス及び鉛などを回
収する有価物回収方法に関するものである。上記した有
価物を回収するためには従来乾式法が行われていたが、
本発明は湿式法によりこれら有価物を回収する方法に関
するものである。本発明が有価物回収の対象とするアノ
ードスライムは、典型的には、Ｃｕ：２〜５ｗｔ％、Ａ
ｕ：０．３〜１．０ｗｔ％、Ａｇ：１０〜１７ｗｔ％、
Ｓｂ：１９〜２７ｗｔ％、Ｂｉ：１９〜２９ｗｔ％、Ｐ
ｂ：８〜１５ｗｔ％（％は固形分に対する重量％）を含
有するものである。
ム（以下単に「アノ−ドスライム」という）の湿式処理
による有価物回収方法に関するものであり、さらに詳し
く述べるならば鉛電解工程で産出するアノードスライム
から銅、金、銀、アンチモン、ビスマス及び鉛などを回
収する有価物回収方法に関するものである。上記した有
価物を回収するためには従来乾式法が行われていたが、
本発明は湿式法によりこれら有価物を回収する方法に関
するものである。本発明が有価物回収の対象とするアノ
ードスライムは、典型的には、Ｃｕ：２〜５ｗｔ％、Ａ
ｕ：０．３〜１．０ｗｔ％、Ａｇ：１０〜１７ｗｔ％、
Ｓｂ：１９〜２７ｗｔ％、Ｂｉ：１９〜２９ｗｔ％、Ｐ
ｂ：８〜１５ｗｔ％（％は固形分に対する重量％）を含
有するものである。
【０００２】
【従来の技術】従来の乾式法では、アノードスライムを
電気炉及び溶殿炉で還元溶解して得られた還元メタルを
灰吹き法により酸化してまずＳｂを揮発除去し、さらに
酸化させてＢｉ及びＣｕをＰｂＯ滓中に濃縮しＡｕ−Ａ
ｇ合金を得、Ｂｉ及びＣｕを含有するＰｂＯ滓を電気炉
中で還元して粗Ｂｉを得るなどの一連の乾式法によりＳ
ｂ，Ｂｉ，Ａｕ，Ａｇなどを分離精製している。
電気炉及び溶殿炉で還元溶解して得られた還元メタルを
灰吹き法により酸化してまずＳｂを揮発除去し、さらに
酸化させてＢｉ及びＣｕをＰｂＯ滓中に濃縮しＡｕ−Ａ
ｇ合金を得、Ｂｉ及びＣｕを含有するＰｂＯ滓を電気炉
中で還元して粗Ｂｉを得るなどの一連の乾式法によりＳ
ｂ，Ｂｉ，Ａｕ，Ａｇなどを分離精製している。
【０００３】
【発明が解決しようとする課題】したがって従来の乾式
法では粉塵の発生が避けられない。さらに、各工程にお
ける有価物の分離度が低いために、有価物非分離スライ
ムを前工程へ戻して処理を繰り返す繰返し量が多くな
り、またこのために金銀の停滞日数が長くなる、などの
問題がある。したがって、本発明の目的は上記欠点を回
収した有価物を効率的に回収することができる分離精製
方法を提供することにある。
法では粉塵の発生が避けられない。さらに、各工程にお
ける有価物の分離度が低いために、有価物非分離スライ
ムを前工程へ戻して処理を繰り返す繰返し量が多くな
り、またこのために金銀の停滞日数が長くなる、などの
問題がある。したがって、本発明の目的は上記欠点を回
収した有価物を効率的に回収することができる分離精製
方法を提供することにある。
【０００４】
【課題を解決するための手段】上記目的を達成するため
に本発明者は検討を重ねた結果、鉛電解アノードスライ
ムから銅及び金銀を分離する第一の発明として、鉛電解
アノードスライムに付着している珪弗酸分を希硫酸もし
くは水で洗浄した後、含銅硫酸酸性溶液中で空気酸化し
て前記鉛電解アノードスライム中のＣｕを浸出するとと
もに、Ｃｕをスライム中のＡｕ、Ａｇ、Ｓｂ、Ｂｉ及び
Ｐｂから分離して脱銅スライムを得、この脱銅スライム
を苛性ソーダ溶液にリパルプしそして攪拌浸出すること
により硫酸分を溶出分離し、前記硫酸分の溶出分離によ
り残存した脱硫酸スライムを珪弗酸溶液にリパルプしそ
して攪拌浸出することにより、Ｐｂ，Ｓｂ及びＢｉを溶
出し、Ａｕ及びＡｇを含有する浸出スライムから分離す
る方法、さらにＳｂ及びＢｉを分離する第二の発明とし
て、第一の発明の処理の後に、脱硫酸スライムの珪弗酸
溶出液に含まれるＳｂイオン及びＢｉイオンを金属鉛に
より置換処理してＳｂ及びＢｉを置換メタルとして回収
する方法、及びさらにＰｂを回収する第三の発明とし
て、第二の発明の処理の後に、鉛置換処理後の後液に含
まれる鉛イオンを硫酸で処理してＰｂを回収する方法の
発明を完成した。
に本発明者は検討を重ねた結果、鉛電解アノードスライ
ムから銅及び金銀を分離する第一の発明として、鉛電解
アノードスライムに付着している珪弗酸分を希硫酸もし
くは水で洗浄した後、含銅硫酸酸性溶液中で空気酸化し
て前記鉛電解アノードスライム中のＣｕを浸出するとと
もに、Ｃｕをスライム中のＡｕ、Ａｇ、Ｓｂ、Ｂｉ及び
Ｐｂから分離して脱銅スライムを得、この脱銅スライム
を苛性ソーダ溶液にリパルプしそして攪拌浸出すること
により硫酸分を溶出分離し、前記硫酸分の溶出分離によ
り残存した脱硫酸スライムを珪弗酸溶液にリパルプしそ
して攪拌浸出することにより、Ｐｂ，Ｓｂ及びＢｉを溶
出し、Ａｕ及びＡｇを含有する浸出スライムから分離す
る方法、さらにＳｂ及びＢｉを分離する第二の発明とし
て、第一の発明の処理の後に、脱硫酸スライムの珪弗酸
溶出液に含まれるＳｂイオン及びＢｉイオンを金属鉛に
より置換処理してＳｂ及びＢｉを置換メタルとして回収
する方法、及びさらにＰｂを回収する第三の発明とし
て、第二の発明の処理の後に、鉛置換処理後の後液に含
まれる鉛イオンを硫酸で処理してＰｂを回収する方法の
発明を完成した。
【０００５】以下本発明の構成を説明する。鉛電解は珪
弗酸浴中で実施されるために、アノードスライムには珪
弗酸が付着している。このアノードスライムをそのまま
硫酸浸出工程に送ると、Ｓｂ，Ｂｉなどが溶出されるの
で、珪弗酸を除去するためにアノードスライムを予め洗
浄することが必要である。洗浄には希硫酸溶液または水
を使用する。ただし、水洗浄を行うと珪弗酸が加水分解
してＳｉＯ2 が沈殿するので、希硫酸の使用が好まし
い。希硫酸溶液の濃度は特に限定されないが、遊離硫酸
濃度が３〜１０ｇ／Ｌの範囲内にあることが好ましい。
なお洗浄後のアノードスライムは銅の浸出工程に、また
水洗液はＰｂ+2及びＨ2 ＳｉＦ6 を含有しているので、
これらを有効利用するために鉛電解工程に戻す。
弗酸浴中で実施されるために、アノードスライムには珪
弗酸が付着している。このアノードスライムをそのまま
硫酸浸出工程に送ると、Ｓｂ，Ｂｉなどが溶出されるの
で、珪弗酸を除去するためにアノードスライムを予め洗
浄することが必要である。洗浄には希硫酸溶液または水
を使用する。ただし、水洗浄を行うと珪弗酸が加水分解
してＳｉＯ2 が沈殿するので、希硫酸の使用が好まし
い。希硫酸溶液の濃度は特に限定されないが、遊離硫酸
濃度が３〜１０ｇ／Ｌの範囲内にあることが好ましい。
なお洗浄後のアノードスライムは銅の浸出工程に、また
水洗液はＰｂ+2及びＨ2 ＳｉＦ6 を含有しているので、
これらを有効利用するために鉛電解工程に戻す。
【０００６】上述のように珪弗酸洗浄を行った後に硫酸
浸出を行う。アノードスライムを構成するＡｕ，Ａｇ，
Ｓｂ，Ｂｉ，Ｃｕなどの有価物はほとんどがメタリック
状であるので、アノードスライムを硫酸溶液によりリパ
ルプして、液温が典型的には４０℃以上、好ましくは６
０℃以上の条件下で空気を吹き込みながら浸出処理する
ことにより、Ｃｕを９０ｗｔ％以上の回収率で効率的に
浸出することができる。また、Ａｕ，Ａｇ，Ｓｂ，Ｂ
ｉ，Ｐｂなどの有価物はアノードスライム中に残存す
る。
浸出を行う。アノードスライムを構成するＡｕ，Ａｇ，
Ｓｂ，Ｂｉ，Ｃｕなどの有価物はほとんどがメタリック
状であるので、アノードスライムを硫酸溶液によりリパ
ルプして、液温が典型的には４０℃以上、好ましくは６
０℃以上の条件下で空気を吹き込みながら浸出処理する
ことにより、Ｃｕを９０ｗｔ％以上の回収率で効率的に
浸出することができる。また、Ａｕ，Ａｇ，Ｓｂ，Ｂ
ｉ，Ｐｂなどの有価物はアノードスライム中に残存す
る。
【０００７】空気吹き込み量は、パルプ１Ｌ当たり毎分
０．５Ｌ／Ｌ／ｍｉｎ以上が好ましい。より好ましい空
気吹き込み量は３Ｌ／Ｌ／ｍｉｎ以上であり、Ｃｕ浸出
率をさらに高めることができる。銅浸出液中の硫酸（Ｈ
2 ＳＯ4 ）濃度は３０〜６０ｇ／Ｌであることが好まし
い。
０．５Ｌ／Ｌ／ｍｉｎ以上が好ましい。より好ましい空
気吹き込み量は３Ｌ／Ｌ／ｍｉｎ以上であり、Ｃｕ浸出
率をさらに高めることができる。銅浸出液中の硫酸（Ｈ
2 ＳＯ4 ）濃度は３０〜６０ｇ／Ｌであることが好まし
い。
【０００８】上記浸出液に含有されるＣｕ2+は電解採取
により回収する。Ｃｕ2+の電解条件は通常のものであ
る。なお電解浴中のＣｕ2+濃度は一般に５〜３０ｇ／Ｌ
であり、この場合の電流効率は８０〜９５％である。
により回収する。Ｃｕ2+の電解条件は通常のものであ
る。なお電解浴中のＣｕ2+濃度は一般に５〜３０ｇ／Ｌ
であり、この場合の電流効率は８０〜９５％である。
【０００９】本発明の好ましい実施態様によると、電解
採取により脱銅された銅浸出後液の一部を硫酸浸出工程
に戻すことにより、浸出液中のＣｕ+2濃度を高め、銅浸
出速度を高めることができる。
採取により脱銅された銅浸出後液の一部を硫酸浸出工程
に戻すことにより、浸出液中のＣｕ+2濃度を高め、銅浸
出速度を高めることができる。
【００１０】次に脱銅スライムを苛性ソーダ溶液により
リパルプし、硫酸鉛として存在する硫酸分を脱銅スライ
ムから分離するとともにＮａ2 ＳＯ4 溶液として回収す
る。この結果アノードスライムから、次工程の珪弗酸処
理の効率を低下させる硫酸分を除去し、これを副産物と
して回収することができる。リパルプはスラリー濃度が
１００〜２００ｇ／ＬでかつＮａＯＨ添加当量が１．１
〜１．６の条件で行うことが好ましい。ＮａＯＨ添加当
量は次式： ＰｂＳＯ4 （ｓ）＋ＮａＯＨ（ａｑ）＝Ｐｂ（ＯＨ）2
（ｓ）＋Ｎａ2 ＳＯ4 （ａｑ） を想定して算出したものである。
リパルプし、硫酸鉛として存在する硫酸分を脱銅スライ
ムから分離するとともにＮａ2 ＳＯ4 溶液として回収す
る。この結果アノードスライムから、次工程の珪弗酸処
理の効率を低下させる硫酸分を除去し、これを副産物と
して回収することができる。リパルプはスラリー濃度が
１００〜２００ｇ／ＬでかつＮａＯＨ添加当量が１．１
〜１．６の条件で行うことが好ましい。ＮａＯＨ添加当
量は次式： ＰｂＳＯ4 （ｓ）＋ＮａＯＨ（ａｑ）＝Ｐｂ（ＯＨ）2
（ｓ）＋Ｎａ2 ＳＯ4 （ａｑ） を想定して算出したものである。
【００１１】続いて脱硫酸スライムを珪弗酸溶液により
リパルプし撹拌浸出を行う。これにより、Ｂｉ，Ｓｂ，
Ｐｂを浸出し、Ａｕ，Ａｇをスライム中に残すことがで
きる。リパルプはスラリー濃度が５０〜１５０ｇ／Ｌで
かつ珪弗酸添加当量が３．５〜５．５の条件で行うこと
が好ましい。ここで、珪弗酸添加当量は次式を想定して
算出したものである。 Ｐｂ（ＯＨ）2 ＋Ｈ2 ＳｉＦ6 ＝ＰｂＳｉＦ6 ＋２Ｈ2 Ｏ Ｂｉ（ＯＨ）3 ＋３Ｈ2 ＳｉＦ6 ＝Ｂｉ2 （ＳｉＦ6 ）3 ＋３Ｈ2 Ｏ Ｓｂ2 Ｏ3 ＋３Ｈ2 Ｏ＝２Ｈ3 ＳｂＯ3 以上の浸出処理によりアノードスライム中に残されたＡ
ｕ及びＡｇを通常の回収工程により回収する。
リパルプし撹拌浸出を行う。これにより、Ｂｉ，Ｓｂ，
Ｐｂを浸出し、Ａｕ，Ａｇをスライム中に残すことがで
きる。リパルプはスラリー濃度が５０〜１５０ｇ／Ｌで
かつ珪弗酸添加当量が３．５〜５．５の条件で行うこと
が好ましい。ここで、珪弗酸添加当量は次式を想定して
算出したものである。 Ｐｂ（ＯＨ）2 ＋Ｈ2 ＳｉＦ6 ＝ＰｂＳｉＦ6 ＋２Ｈ2 Ｏ Ｂｉ（ＯＨ）3 ＋３Ｈ2 ＳｉＦ6 ＝Ｂｉ2 （ＳｉＦ6 ）3 ＋３Ｈ2 Ｏ Ｓｂ2 Ｏ3 ＋３Ｈ2 Ｏ＝２Ｈ3 ＳｂＯ3 以上の浸出処理によりアノードスライム中に残されたＡ
ｕ及びＡｇを通常の回収工程により回収する。
【００１２】一方、上記の浸出処理により得られた含Ｂ
ｉ−Ｓｂ浸出液を本発明の第二においてはＰｂ置換処理
し、Ｓｂ+3及びＢｉ+3を置換メタルとして選択的に沈殿
させる。この置換処理は横形回転置換槽にＰｂ粒子、
塊、片などと含Ｂｉ−Ｓｂ浸出液を挿入し、置換槽を回
転させながら、Ｐｂ粒子などの表面に置換メタルを沈殿
させる方法によることが好ましい。またＰｂは含Ｂｉ−
Ｓｂ浸出液の１リットル当り１〜２ｋｇを装入すること
が好ましい。Ｐｂ粒子などの表面で置換反応が起こり、
そこに沈殿した置換メタルは掻き落として回収する。一
方、置換後液はＰｂＳｉＦ6 を含有しているので、本発
明の第三においてはＰｂを回収するため該後液に硫酸を
添加し、ＰｂＳＯ4 として分離し、脱鉛後液は脱硫酸ス
ライムの浸出に使用することができる。Ｐｂ電解条件は
通常のものでよく、また電解採取後液を脱硫酸スライム
の浸出に繰り返し使用することにより処理工程をクロー
ズドプロセスとすることができる。
ｉ−Ｓｂ浸出液を本発明の第二においてはＰｂ置換処理
し、Ｓｂ+3及びＢｉ+3を置換メタルとして選択的に沈殿
させる。この置換処理は横形回転置換槽にＰｂ粒子、
塊、片などと含Ｂｉ−Ｓｂ浸出液を挿入し、置換槽を回
転させながら、Ｐｂ粒子などの表面に置換メタルを沈殿
させる方法によることが好ましい。またＰｂは含Ｂｉ−
Ｓｂ浸出液の１リットル当り１〜２ｋｇを装入すること
が好ましい。Ｐｂ粒子などの表面で置換反応が起こり、
そこに沈殿した置換メタルは掻き落として回収する。一
方、置換後液はＰｂＳｉＦ6 を含有しているので、本発
明の第三においてはＰｂを回収するため該後液に硫酸を
添加し、ＰｂＳＯ4 として分離し、脱鉛後液は脱硫酸ス
ライムの浸出に使用することができる。Ｐｂ電解条件は
通常のものでよく、また電解採取後液を脱硫酸スライム
の浸出に繰り返し使用することにより処理工程をクロー
ズドプロセスとすることができる。
【００１３】上記の置換後液からＰｂを回収するにはＰ
ｂ電解採取方法によることもできる。
ｂ電解採取方法によることもできる。
【００１４】Ｐｂ粒などから掻き落とした置換メタルは
加熱溶解して、好ましくは５００℃で空気を溶融Ｓｂ−
Ｂｉに吹き込むことにより、高品質の酸化アンチモンを
揮発回収することができる。次にこの揮発処理メタルは
電解精製を施し、電気ビスマスを回収することができ
る。
加熱溶解して、好ましくは５００℃で空気を溶融Ｓｂ−
Ｂｉに吹き込むことにより、高品質の酸化アンチモンを
揮発回収することができる。次にこの揮発処理メタルは
電解精製を施し、電気ビスマスを回収することができ
る。
【００１５】
【作用】図２は各種アノードスライムを遊離Ｈ2 ＳＯ4
濃度が１００ｇ／Ｌ及び５０ｇ／Ｌの硫酸溶液で浸出し
た場合のＳｂ浸出率を示すグラフである。浸出条件は以
下のとおりであった。 パルプ量：１Ｌ スラリー濃度：２００ｇ／Ｌ 浸出時間：６時間 浸出温度：６０℃ 空気吹き込み量：２Ｌ／ｍｉｎ 攪拌速度：１４００ｒｐｍ 攪拌機：浮選鉱機型エアレーター
濃度が１００ｇ／Ｌ及び５０ｇ／Ｌの硫酸溶液で浸出し
た場合のＳｂ浸出率を示すグラフである。浸出条件は以
下のとおりであった。 パルプ量：１Ｌ スラリー濃度：２００ｇ／Ｌ 浸出時間：６時間 浸出温度：６０℃ 空気吹き込み量：２Ｌ／ｍｉｎ 攪拌速度：１４００ｒｐｍ 攪拌機：浮選鉱機型エアレーター
【００１６】使用したスライムは以下のものである。 （ａ）元スライム、すなわち鉛電解で得られたままのア
ノードスライム（洗浄をしないで水分を含有した状態で
のＳｂ浸出率を調査する比較例） （ｂ）乾燥スライム（洗浄をしないで乾燥をした場合の
Ｓｂ浸出率を調査する比較例） （ｃ）硫酸洗浄スライム（６ｇ／Ｌ−Ｈ2 ＳＯ4 溶液で
アノードスライムを洗浄した本発明の好ましい実施態
様） （ｄ）水洗スライム（水でアノードスライムを洗浄した
本発明の実施態様） Ｓｂ浸出率を示す図２より、銅浸出に先立って予め行う
硫酸洗浄または水洗浄がＳｂの浸出液中への移行を防止
するのに有効であることが分かる。
ノードスライム（洗浄をしないで水分を含有した状態で
のＳｂ浸出率を調査する比較例） （ｂ）乾燥スライム（洗浄をしないで乾燥をした場合の
Ｓｂ浸出率を調査する比較例） （ｃ）硫酸洗浄スライム（６ｇ／Ｌ−Ｈ2 ＳＯ4 溶液で
アノードスライムを洗浄した本発明の好ましい実施態
様） （ｄ）水洗スライム（水でアノードスライムを洗浄した
本発明の実施態様） Ｓｂ浸出率を示す図２より、銅浸出に先立って予め行う
硫酸洗浄または水洗浄がＳｂの浸出液中への移行を防止
するのに有効であることが分かる。
【００１７】図３には、珪弗酸洗浄を行ったアノードス
ライムを下記条件で硫酸溶液によりリパルプし、また硫
酸浸出を行った結果を示す。リパルプ条件 パルプ量：１Ｌ スラリー濃度：２００ｇ／Ｌ 遊離硫酸濃度： ５０ｇ／Ｌ浸出条件 空気吹き込み量：２Ｌ／ｍｉｎ 浸出温度：６０℃ 攪拌機：浮選鉱機型エアレーター 攪拌速度：１４００ｒｐｍ 上記浸出によるＣｕとＳｂ浸出率の時間変化を図３に示
す。
ライムを下記条件で硫酸溶液によりリパルプし、また硫
酸浸出を行った結果を示す。リパルプ条件 パルプ量：１Ｌ スラリー濃度：２００ｇ／Ｌ 遊離硫酸濃度： ５０ｇ／Ｌ浸出条件 空気吹き込み量：２Ｌ／ｍｉｎ 浸出温度：６０℃ 攪拌機：浮選鉱機型エアレーター 攪拌速度：１４００ｒｐｍ 上記浸出によるＣｕとＳｂ浸出率の時間変化を図３に示
す。
【００１８】図３に示すように硫酸溶液中で空気を吹き
込みながら浸出を行うことによりＳｂを溶出させること
なくＣｕを浸出分離することができる。アノードスライ
ム中のＰｂ，Ｂｉ，Ｃｕなどはメタリック上で存在して
いる。これらのＰｂ，Ｂｉ，ＣｕなどはＣｕの溶解を妨
げるので、Ｃｕイオンにより一旦酸化を行う。図３にお
いて２時間の浸出で表れるＳｂのピークは、Ｃｕイオン
の作用によりＳｂが浸出液中でイオン化していることを
示す。その後アノードスライムからのＣｕの浸出が始ま
り、浸出液のＣｕ濃度が急速に増大する。
込みながら浸出を行うことによりＳｂを溶出させること
なくＣｕを浸出分離することができる。アノードスライ
ム中のＰｂ，Ｂｉ，Ｃｕなどはメタリック上で存在して
いる。これらのＰｂ，Ｂｉ，ＣｕなどはＣｕの溶解を妨
げるので、Ｃｕイオンにより一旦酸化を行う。図３にお
いて２時間の浸出で表れるＳｂのピークは、Ｃｕイオン
の作用によりＳｂが浸出液中でイオン化していることを
示す。その後アノードスライムからのＣｕの浸出が始ま
り、浸出液のＣｕ濃度が急速に増大する。
【００１９】この脱銅処理により得られる含銅浸出液の
一部を脱銅用硫酸浸出液として繰り返し使用することに
よりＣｕ+2の浸出速度が大幅に高めれられる。この結
果、含銅浸出液のＣｕ+2濃度が高められ、銅電解採取に
おける電流効率が８０〜９５％に大幅に高められる。
一部を脱銅用硫酸浸出液として繰り返し使用することに
よりＣｕ+2の浸出速度が大幅に高めれられる。この結
果、含銅浸出液のＣｕ+2濃度が高められ、銅電解採取に
おける電流効率が８０〜９５％に大幅に高められる。
【００２０】図４には、硫酸洗浄を行ったアノードスラ
イムを下記条件でＮａＯＨ溶液によりリパルプし、また
浸出を行った結果を示す。 スラリー濃度：２１０ｇ／Ｌ 浸出温度：室温 浸出時間：３０分 攪拌速度：３５０ｒｐｍ 上記浸出の浸出液のＮａＯＨ当量と硫酸分浸出率の関係
を図４に示す。図４よりＮａＯＨ当量が１．６〜２．２
であると高い硫酸分浸出率となることが分かる。
イムを下記条件でＮａＯＨ溶液によりリパルプし、また
浸出を行った結果を示す。 スラリー濃度：２１０ｇ／Ｌ 浸出温度：室温 浸出時間：３０分 攪拌速度：３５０ｒｐｍ 上記浸出の浸出液のＮａＯＨ当量と硫酸分浸出率の関係
を図４に示す。図４よりＮａＯＨ当量が１．６〜２．２
であると高い硫酸分浸出率となることが分かる。
【００２１】図５には、硫酸分の浸出を行いＡｕ，Ａ
ｇ，ＳｂおよびＢｉを含むスライムを下記条件で珪弗酸
浸出した結果を示す。 スラリー濃度：１００ｇ／Ｌ 浸出温度：室温 浸出時間：６０分 攪拌速度：３６０ｒｐｍ 上記浸出の浸出液のＨ2 ＳｉＦ6 添加当量とＰｂ，Ｓ
ｉ，Ｓｂ浸出率の関係を図５に示す。
ｇ，ＳｂおよびＢｉを含むスライムを下記条件で珪弗酸
浸出した結果を示す。 スラリー濃度：１００ｇ／Ｌ 浸出温度：室温 浸出時間：６０分 攪拌速度：３６０ｒｐｍ 上記浸出の浸出液のＨ2 ＳｉＦ6 添加当量とＰｂ，Ｓ
ｉ，Ｓｂ浸出率の関係を図５に示す。
【００２２】図５よりＨ2 ＳｉＦ6 添加当量が４以上で
あると各成分とも高浸出率となることが分かる。すなわ
ちこの当量が５を超えると、ＰｂＳｉＦ6 の溶解度に余
裕がないため逆にＰｂの浸出率が急激に低下するが、Ｐ
ｂはＡｕ、Ａｇの回収工程あるいはＢｉ，Ｓｂの回収工
程の何れで分離してもよい。しかしＨ2 ＳｉＦ6 添加当
量が７を越えるとＨ2 ＳｉＦ6 ガスのため作業環境の汚
染の問題がある。
あると各成分とも高浸出率となることが分かる。すなわ
ちこの当量が５を超えると、ＰｂＳｉＦ6 の溶解度に余
裕がないため逆にＰｂの浸出率が急激に低下するが、Ｐ
ｂはＡｕ、Ａｇの回収工程あるいはＢｉ，Ｓｂの回収工
程の何れで分離してもよい。しかしＨ2 ＳｉＦ6 添加当
量が７を越えるとＨ2 ＳｉＦ6 ガスのため作業環境の汚
染の問題がある。
【００２３】図６には、上記の方法で浸出を行って得ら
れた、ＳｂおよびＢｉを含む浸出液を下記条件でＰｂ置
換処理した結果を示す。 浸出液量：１Ｌ 鉛粒量：１７×１５×１５ｍｍの粒を２０個 置換温度：室温 回転速度：６０ｒｐｍ 図６より、Ｓｂ+3及びＢｉ+3をＰｂ置換により効率良く
メタルとして回収できることが分かる。
れた、ＳｂおよびＢｉを含む浸出液を下記条件でＰｂ置
換処理した結果を示す。 浸出液量：１Ｌ 鉛粒量：１７×１５×１５ｍｍの粒を２０個 置換温度：室温 回転速度：６０ｒｐｍ 図６より、Ｓｂ+3及びＢｉ+3をＰｂ置換により効率良く
メタルとして回収できることが分かる。
【００２４】以下、図１のフローチャートを参照して実
施例により本発明を詳しく説明する。
施例により本発明を詳しく説明する。
【００２５】
【実施例】下記組成のアノードスライムを図１に示すフ
ローチャートにより有価物の回収を行った。また回収に
使用した薬剤は、アノードスライムの重量（水分を含
む）を１ｋｇとして、示す。 （ａ）アノードスライム組成：Ｐｂ：１０．０ｗｔ％；
Ａｇ：１２．８ｗｔ％；Ａｕ：１．０１ｗｔ％；Ｂｉ：
２７．２ｗｔ％；Ｓｂ：２５．２ｗｔ％；Ａｓ：０．５
ｗｔ％；Ｃｕ：３．５２ｗｔ％；Ｔ．ＳｉＦ6 ：２．１
ｗｔ％
ローチャートにより有価物の回収を行った。また回収に
使用した薬剤は、アノードスライムの重量（水分を含
む）を１ｋｇとして、示す。 （ａ）アノードスライム組成：Ｐｂ：１０．０ｗｔ％；
Ａｇ：１２．８ｗｔ％；Ａｕ：１．０１ｗｔ％；Ｂｉ：
２７．２ｗｔ％；Ｓｂ：２５．２ｗｔ％；Ａｓ：０．５
ｗｔ％；Ｃｕ：３．５２ｗｔ％；Ｔ．ＳｉＦ6 ：２．１
ｗｔ％
【００２６】アノードスライムを３Ｌの水（ｂ）で洗浄
して脱珪弗酸処理した。また別の処理ではアノードスラ
イムを３Ｌの希硫酸溶液（遊離Ｈ2 ＳＯ4 濃度：６ｇ／
Ｌ）（ｂ）で洗浄した。脱珪弗酸処理後のアノードスラ
イムは８００ｇとなった。またその組成は下記のとお
りであった。
して脱珪弗酸処理した。また別の処理ではアノードスラ
イムを３Ｌの希硫酸溶液（遊離Ｈ2 ＳＯ4 濃度：６ｇ／
Ｌ）（ｂ）で洗浄した。脱珪弗酸処理後のアノードスラ
イムは８００ｇとなった。またその組成は下記のとお
りであった。
【００２７】脱珪弗酸処理後のアノードスライム（ｃ）
組成：Ｐｂ：１０．５ｗｔ％；Ａｇ：１６．０ｗｔ％；
Ａｕ：１．２６ｗｔ％；Ｂｉ：３４．０ｗｔ％；Ｓｂ：
３１．５ｗｔ％；Ａｓ：０．６３ｗｔ％；Ｃｕ：４．４
ｗｔ％；Ｔ・ＳｉＦ6 ：０．０５ｗｔ％ 脱珪弗酸処理後の水洗水（ｄ）は容量が３Ｌであり、組
成は、Ｐｂ：５．３３ｇ／Ｌ；Ｔ・ＳｉＦ6 は６．８７
ｇ／Ｌであった。この水洗水を鉛電解工程に戻した。
組成：Ｐｂ：１０．５ｗｔ％；Ａｇ：１６．０ｗｔ％；
Ａｕ：１．２６ｗｔ％；Ｂｉ：３４．０ｗｔ％；Ｓｂ：
３１．５ｗｔ％；Ａｓ：０．６３ｗｔ％；Ｃｕ：４．４
ｗｔ％；Ｔ・ＳｉＦ6 ：０．０５ｗｔ％ 脱珪弗酸処理後の水洗水（ｄ）は容量が３Ｌであり、組
成は、Ｐｂ：５．３３ｇ／Ｌ；Ｔ・ＳｉＦ6 は６．８７
ｇ／Ｌであった。この水洗水を鉛電解工程に戻した。
【００２８】脱珪弗酸処理後のアノードスライム（ｃ）
に１００％Ｈ2 ＳＯ4 （ｇ）を２０４ｇ添加してリパル
プし、Ｈ2 ＳＯ4 濃度を５０ｇ／Ｌとした。このアノー
ドスライムパルプに空気（ｆ）を６．５Ｌ／ｍｉｎの割
合で６．５時間、総量で２．５ｍ3 吹き込んで銅の浸出
を行った。得られた含銅浸出液（ｅ）は、容量が４Ｌで
あり、組成が次のとおりであり、浸出率は９５％であっ
た。 含銅浸出液（ｅ）組成：Ｃｕ：１６．６ｇ／Ｌ；Ａｓ：
０．１ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．３ｇ／Ｌ；Ｓｂ：０．１ｇ／
Ｌ；遊離Ｈ2 ＳＯ4 ：２１．０ｇ／Ｌ
に１００％Ｈ2 ＳＯ4 （ｇ）を２０４ｇ添加してリパル
プし、Ｈ2 ＳＯ4 濃度を５０ｇ／Ｌとした。このアノー
ドスライムパルプに空気（ｆ）を６．５Ｌ／ｍｉｎの割
合で６．５時間、総量で２．５ｍ3 吹き込んで銅の浸出
を行った。得られた含銅浸出液（ｅ）は、容量が４Ｌで
あり、組成が次のとおりであり、浸出率は９５％であっ
た。 含銅浸出液（ｅ）組成：Ｃｕ：１６．６ｇ／Ｌ；Ａｓ：
０．１ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．３ｇ／Ｌ；Ｓｂ：０．１ｇ／
Ｌ；遊離Ｈ2 ＳＯ4 ：２１．０ｇ／Ｌ
【００２９】含銅浸出液（ｅ）を電解採取し、電着銅
（ｊ）（組成−Ｃｕ：９９ｗｔ％；Ｂｉ：０．２ｗｔ
％）を３３．９ｇ得た。この電着銅（ｊ）は銅製錬工程
に回して、純銅として回収した。一方電解採取工程では
副産物として電解採取後液（ｉ）が４．０Ｌ得られ、こ
の組成は以下のとおりであった。 電解採取後液（ｉ）組成：Ｃｕ：８．２ｇ／Ｌ；Ａｓ：
０．１ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．１ｇ／Ｌ；Ｓｂ：０．１ｇ／
Ｌ；遊離Ｈ2 ＳＯ4 ：５０ｇ／Ｌ
（ｊ）（組成−Ｃｕ：９９ｗｔ％；Ｂｉ：０．２ｗｔ
％）を３３．９ｇ得た。この電着銅（ｊ）は銅製錬工程
に回して、純銅として回収した。一方電解採取工程では
副産物として電解採取後液（ｉ）が４．０Ｌ得られ、こ
の組成は以下のとおりであった。 電解採取後液（ｉ）組成：Ｃｕ：８．２ｇ／Ｌ；Ａｓ：
０．１ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．１ｇ／Ｌ；Ｓｂ：０．１ｇ／
Ｌ；遊離Ｈ2 ＳＯ4 ：５０ｇ／Ｌ
【００３０】脱銅スライム（Ｔ・ＳＯ4 ；１３．１２ｗ
ｔ％）から脱硫酸することにより次の組成の脱硫酸スラ
イム（ｋ）が得られた。 脱硫酸スライム（ｋ）組成：Ｃｕ：０．３３ｗｔ％；Ａ
ｇ：１４．８ｗｔ％；Ｂｉ：３１．６ｗｔ％；Ｓｂ：２
９．３ｗｔ％；Ａｓ：０．３ｗｔ％；Ａｕ：１．１７ｗ
ｔ％；Ｐｂ：９．７ｗｔ％；Ｔ・ＳＯ4 ；０．５５ｗｔ
％
ｔ％）から脱硫酸することにより次の組成の脱硫酸スラ
イム（ｋ）が得られた。 脱硫酸スライム（ｋ）組成：Ｃｕ：０．３３ｗｔ％；Ａ
ｇ：１４．８ｗｔ％；Ｂｉ：３１．６ｗｔ％；Ｓｂ：２
９．３ｗｔ％；Ａｓ：０．３ｗｔ％；Ａｕ：１．１７ｗ
ｔ％；Ｐｂ：９．７ｗｔ％；Ｔ・ＳＯ4 ；０．５５ｗｔ
％
【００３１】脱硫酸により４ＬのＮａ2 ＳＯ4 液（組
成：Ｔ・ＳＯ4 ：２９．９ｇ／Ｌ；Ｎａ：３０．９ｇ／
Ｌ）が得られた。これは排水処理工程に送った。
成：Ｔ・ＳＯ4 ：２９．９ｇ／Ｌ；Ｎａ：３０．９ｇ／
Ｌ）が得られた。これは排水処理工程に送った。
【００３２】脱硫酸スライム（ｋ）にはＨ2 ＳｉＦ6
（ｍ）を１００％Ｈ2 ＳｉＦ6 に換算して２．５ｋｇ添
加して、Ｈ2 ＳｉＦ6 濃度が２００ｇ／Ｌの含Ｂｉ浸出
液（ｎ）を８．６Ｌ得た。この含Ｂｉ浸出液（ｎ）の組
成は下記の通りであった。 含Ｂｉ浸出液（ｎ）組成：Ｂｉ：２９．７ｇ／Ｌ；Ｓ
ｂ：２６．７ｇ／Ｌ；Ｐｂ：９．０ｇ／Ｌ；Ａｓ：０．
２ｇ／Ｌ；ｆ・Ｈ2 ＳｉＦ6 ：２００ｇ／Ｌ
（ｍ）を１００％Ｈ2 ＳｉＦ6 に換算して２．５ｋｇ添
加して、Ｈ2 ＳｉＦ6 濃度が２００ｇ／Ｌの含Ｂｉ浸出
液（ｎ）を８．６Ｌ得た。この含Ｂｉ浸出液（ｎ）の組
成は下記の通りであった。 含Ｂｉ浸出液（ｎ）組成：Ｂｉ：２９．７ｇ／Ｌ；Ｓ
ｂ：２６．７ｇ／Ｌ；Ｐｂ：９．０ｇ／Ｌ；Ａｓ：０．
２ｇ／Ｌ；ｆ・Ｈ2 ＳｉＦ6 ：２００ｇ／Ｌ
【００３３】含Ｂｉ浸出液（ｎ）から分離された浸出ス
ライム（ｇ）の組成はＰｂ：０．５ｗｔ％；Ｂｉ：０．
９ｗｔ％；Ｓｂ：９．１ｗｔ％；Ａｇ：２５．０ｗｔ
％；Ａｕ：５．９ｗｔ％；Ａｓ：０．２ｗｔ％であっ
た。この浸出スライム（ｇ）は現状の金銀回収工程に送
りＡｕ，Ａｇを回収した。
ライム（ｇ）の組成はＰｂ：０．５ｗｔ％；Ｂｉ：０．
９ｗｔ％；Ｓｂ：９．１ｗｔ％；Ａｇ：２５．０ｗｔ
％；Ａｕ：５．９ｗｔ％；Ａｓ：０．２ｗｔ％であっ
た。この浸出スライム（ｇ）は現状の金銀回収工程に送
りＡｕ，Ａｇを回収した。
【００３４】含Ｂｉ浸出液（ｎ）に金属Ｐｂ（ｏ）を１
０００ｇ添加して横型回転炉で置換処理を行った。この
結果４９４ｇの置換メタル（ｐ）（組成：Ｂｉ：５１．
３ｗｔｗｔ％；Ｓｂ：４５．６ｗｔ％；Ｐｂ：１．３ｗ
ｔ％）を得た。
０００ｇ添加して横型回転炉で置換処理を行った。この
結果４９４ｇの置換メタル（ｐ）（組成：Ｂｉ：５１．
３ｗｔｗｔ％；Ｓｂ：４５．６ｗｔ％；Ｐｂ：１．３ｗ
ｔ％）を得た。
【００３５】置換メタル（ｐ）及び金属Ｐｂ（ｏ）を除
去した後の置換後液（ｑ）は容量が８．６Ｌであり、そ
の組成は以下のとおりであった。 置換後液（ｑ）組成：Ｐｂ：１２６ｇ／Ｌ；ｆ・Ｈ2 Ｓ
ｉＦ6 ：２０２ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．２ｇ／Ｌ；Ｓｂ：
０．５ｇ／Ｌ
去した後の置換後液（ｑ）は容量が８．６Ｌであり、そ
の組成は以下のとおりであった。 置換後液（ｑ）組成：Ｐｂ：１２６ｇ／Ｌ；ｆ・Ｈ2 Ｓ
ｉＦ6 ：２０２ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．２ｇ／Ｌ；Ｓｂ：
０．５ｇ／Ｌ
【００３６】置換後液（ｑ）は濃硫酸（ｘ）を添加し、
３．４７１ｇの硫酸鉛泥（ｒ）（組成：Ｐｂ：３１ｗｔ
％；Ｂｉ：０．０５ｗｔ％；Ｓｂ：０．０３ｗｔ％）を
得た。この硫酸鉛泥は鉛製錬工程に送り、鉛を回収し
た。一方鉛を分離した後の脱鉛後液（ｓ）は容量が８．
６Ｌであり、その組成は下記の通りであった。 脱鉛後液（ｑ）組成：Ｐｂ：１．０ｇ／Ｌ；ｆ・Ｈ2 Ｓ
ｉＦ6 ：８７ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．２ｇ／Ｌ；Ｓｂ：０．
４ｇ／Ｌ この脱鉛後液は脱硫酸スライム（ｋ）浸出用Ｈ2 ＳｉＦ
6 （ｍ）として繰り返し利用した。
３．４７１ｇの硫酸鉛泥（ｒ）（組成：Ｐｂ：３１ｗｔ
％；Ｂｉ：０．０５ｗｔ％；Ｓｂ：０．０３ｗｔ％）を
得た。この硫酸鉛泥は鉛製錬工程に送り、鉛を回収し
た。一方鉛を分離した後の脱鉛後液（ｓ）は容量が８．
６Ｌであり、その組成は下記の通りであった。 脱鉛後液（ｑ）組成：Ｐｂ：１．０ｇ／Ｌ；ｆ・Ｈ2 Ｓ
ｉＦ6 ：８７ｇ／Ｌ；Ｂｉ：０．２ｇ／Ｌ；Ｓｂ：０．
４ｇ／Ｌ この脱鉛後液は脱硫酸スライム（ｋ）浸出用Ｈ2 ＳｉＦ
6 （ｍ）として繰り返し利用した。
【００３７】置換メタル（ｐ）は５００℃にて溶解後空
気（ｔ）を０．６ｍ3 吹き込んで、酸化アンチモン
（ｕ）を揮発させた。酸化アンチモン（ｕ）は２５０ｇ
得られ、その組成はＳｂ８３．５ｗｔ％であり、残部は
Ｓｂ2 Ｏ3 相当の酸素であった。酸化アンチモンはその
まま外販した。
気（ｔ）を０．６ｍ3 吹き込んで、酸化アンチモン
（ｕ）を揮発させた。酸化アンチモン（ｕ）は２５０ｇ
得られ、その組成はＳｂ８３．５ｗｔ％であり、残部は
Ｓｂ2 Ｏ3 相当の酸素であった。酸化アンチモンはその
まま外販した。
【００３８】揮発残渣である処理メタル（ｖ）は、２７
８ｇであり、その組成はＢｉ：９１．１ｗｔ％，Ｓｂ：
４．０ｗｔ％，Ｐｂ：４．１ｗｔ％であった。この処理
メタル（ｖ）は現行のＢｉ精製工程に送り、純Ｂｉを得
た。
８ｇであり、その組成はＢｉ：９１．１ｗｔ％，Ｓｂ：
４．０ｗｔ％，Ｐｂ：４．１ｗｔ％であった。この処理
メタル（ｖ）は現行のＢｉ精製工程に送り、純Ｂｉを得
た。
【００３９】
（１）本発明の第一は以上のように構成し鉛電解アノー
ドスライムを湿式で処理し、Ｃｕを回収するので、粉塵
の発生がなく、集塵設備が不要になり作業環境が大幅に
向上した。 さらに、含銅浸出液の電解後液を銅浸出工程に戻すこと
により銅の脱銅工程での銅の除去率が９５ｗｔ％以上と
高くなり、銅から金銀を分離するためのの繰り返し工程
が少なくなる。 （２）本発明の第二においても鉛電解アノードスライム
を湿式で処理し、Ｃｕ，Ｓｂ及びＢｉを回収するので、
粉塵の発生がなく、集塵設備が不要になり作業環境が大
幅に向上した。さらにこれらの有価物の回収効率が高い
ので、アノードスライムの繰り返し量を少なくすること
ができる。 （３）本発明の第三においても鉛電解アノードスライム
を湿式で処理し、Ｃｕ，Ｓｂ、Ｂｉ及びＰｂを回収する
ので、粉塵の発生がなく、集塵設備が不要になり作業環
境が大幅に向上した。さらにこれらの有価物の回収効率
が高いので、アノードスライムの繰り返し量を少なくす
ることができる。なお、ＳｂとＢｉを相互に分離するた
めには乾式法によるが、全体の工程ではこの部分だけが
乾式法であるので、上記した利点は依然として顕著であ
る。 （４）上記発明の実施態様として、含銅浸出液の電解後
液を銅浸出工程に戻すことにより銅の脱銅工程での銅の
除去率が９５ｗｔ％以上と高くなり、銅から金銀を分離
するためのの繰り返し工程が少なくなる。
ドスライムを湿式で処理し、Ｃｕを回収するので、粉塵
の発生がなく、集塵設備が不要になり作業環境が大幅に
向上した。 さらに、含銅浸出液の電解後液を銅浸出工程に戻すこと
により銅の脱銅工程での銅の除去率が９５ｗｔ％以上と
高くなり、銅から金銀を分離するためのの繰り返し工程
が少なくなる。 （２）本発明の第二においても鉛電解アノードスライム
を湿式で処理し、Ｃｕ，Ｓｂ及びＢｉを回収するので、
粉塵の発生がなく、集塵設備が不要になり作業環境が大
幅に向上した。さらにこれらの有価物の回収効率が高い
ので、アノードスライムの繰り返し量を少なくすること
ができる。 （３）本発明の第三においても鉛電解アノードスライム
を湿式で処理し、Ｃｕ，Ｓｂ、Ｂｉ及びＰｂを回収する
ので、粉塵の発生がなく、集塵設備が不要になり作業環
境が大幅に向上した。さらにこれらの有価物の回収効率
が高いので、アノードスライムの繰り返し量を少なくす
ることができる。なお、ＳｂとＢｉを相互に分離するた
めには乾式法によるが、全体の工程ではこの部分だけが
乾式法であるので、上記した利点は依然として顕著であ
る。 （４）上記発明の実施態様として、含銅浸出液の電解後
液を銅浸出工程に戻すことにより銅の脱銅工程での銅の
除去率が９５ｗｔ％以上と高くなり、銅から金銀を分離
するためのの繰り返し工程が少なくなる。
【図１】本発明による鉛電解アノードスライムの処理フ
ローチャートである。
ローチャートである。
【図２】各種アノードスライムのＳｂ浸出率を示すグラ
フである。
フである。
【図３】ＣｕとＳｂの浸出率を示すグラフである。
【図４】脱銅スライムの硫酸分浸出率をＮａＯＨ添加当
量との関係で示すグラフである。
量との関係で示すグラフである。
【図５】脱硫酸スライムの浸出率をＨ2 ＳｉＦ6 添加当
量との関係で示すグラフである。
量との関係で示すグラフである。
【図６】含Ｂｉ浸出液の金属Ｐｂによる置換成績を示す
グラフである。
グラフである。
───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (51)Int.Cl.5 識別記号 庁内整理番号 ＦＩ 技術表示箇所 Ｃ２２Ｂ 30/06
Claims (4)
- 【請求項１】 鉛電解アノードスライムに付着している
珪弗酸分を希硫酸もしくは水で洗浄した後、含銅硫酸酸
性溶液中で空気酸化して前記鉛電解アノードスライム中
のＣｕを浸出するとともに、Ｃｕをスライム中のＡｕ、
Ａｇ、Ｓｂ、Ｂｉ及びＰｂから分離して脱銅スライムを
得、この脱銅スライムを苛性ソーダ溶液にリパルプしそ
して攪拌浸出することにより硫酸分を溶出分離し、前記
硫酸分の溶出分離により残存した脱硫酸スライムを珪弗
酸溶液にリパルプしそして攪拌浸出することにより、Ｐ
ｂ，Ｓｂ及びＢｉを溶出し、Ａｕ及びＡｇを含有する浸
出スライムから分離することを特徴とする鉛電解アノー
ドスライムの湿式処理方法。 - 【請求項２】 前記脱硫酸スライムの珪弗酸溶出液に含
まれるＳｂイオン及びＢｉイオンを金属鉛により置換処
理してＳｂ及びＢｉを置換メタルとして回収することを
特徴とする請求項１記載の鉛電解アノードスライムの湿
式処理方法。 - 【請求項３】 前記鉛置換処理後の鉛イオンを含む後液
に硫酸を添加してＰｂを回収し、この脱鉛後液を脱硫酸
スライムの溶解用珪弗酸溶液として繰り返し使用するこ
とを特徴とする請求項２記載の鉛電解アノードスライム
の湿式処理方法。 - 【請求項４】 前記含銅硫酸酸性溶出液中での浸出後の
浸出後液を電解処理して銅を電解採取するとともに、電
解後液を銅浸出液の少なくとも一部として使用すること
を特徴とする請求項１から３までのいずれか１項記載の
鉛電解アノードスライムの湿式処理方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP11847792A JPH05311259A (ja) | 1992-04-13 | 1992-04-13 | 鉛電解アノードスライムの湿式処理方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP11847792A JPH05311259A (ja) | 1992-04-13 | 1992-04-13 | 鉛電解アノードスライムの湿式処理方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH05311259A true JPH05311259A (ja) | 1993-11-22 |
Family
ID=14737646
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP11847792A Pending JPH05311259A (ja) | 1992-04-13 | 1992-04-13 | 鉛電解アノードスライムの湿式処理方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH05311259A (ja) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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| WO2011063577A1 (zh) * | 2009-11-24 | 2011-06-03 | 江西稀有金属钨业控股集团有限公司 | 一种洗涤电解铅铋合金阳极泥的方法 |
| JP4866732B2 (ja) * | 2003-09-23 | 2012-02-01 | オウトテック オサケイティオ ユルキネン | 陽極汚泥の処理方法 |
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| CN106916954A (zh) * | 2017-01-20 | 2017-07-04 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种洗涤铅阳极泥并回收铅阳极泥中铅的方法 |
-
1992
- 1992-04-13 JP JP11847792A patent/JPH05311259A/ja active Pending
Cited By (13)
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| AU2009355804B2 (en) * | 2009-11-24 | 2013-03-28 | Jiangxi Rare Earth and Rare Metals Tungsten Group Holding Co., Ltd. | Method of washing anode slime from lead-bismuth alloy electrolysis |
| JP2013511623A (ja) * | 2009-11-24 | 2013-04-04 | チャンシー レア アース アンド レア メタルズ タングステン グループ コーポレーション | 電解鉛−ビスマス合金からアノードスライムを洗浄する方法 |
| WO2011063577A1 (zh) * | 2009-11-24 | 2011-06-03 | 江西稀有金属钨业控股集团有限公司 | 一种洗涤电解铅铋合金阳极泥的方法 |
| US9051624B2 (en) | 2009-11-24 | 2015-06-09 | Jiangxi Rare Earth and Rare Metals Tungsten Group Holding Co., Ltd. | Method of washing anode slime from lead-bismuth alloy electrolysis |
| WO2016049994A1 (zh) * | 2014-09-29 | 2016-04-07 | 湖南江冶机电科技股份有限公司 | 一种基于研磨机制的铅膏脱硫方法 |
| CN105506294A (zh) * | 2016-02-23 | 2016-04-20 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种综合回收电解锰阳极泥中锰和铅的方法 |
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| CN106916954A (zh) * | 2017-01-20 | 2017-07-04 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种洗涤铅阳极泥并回收铅阳极泥中铅的方法 |
| CN106916954B (zh) * | 2017-01-20 | 2019-03-29 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种洗涤铅阳极泥并回收铅阳极泥中铅的方法 |
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