JP2007113084A - Method for reducing cupric chloride ion - Google Patents

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Abstract

<P>PROBLEM TO BE SOLVED: To provide a method for reducing cupric chloride ions by which cupric chloride ions can efficiently be reduced into cuprous chloride ions in order to obtain a reduced product liquid, in which cuprous chloride ions exist at high ratio, by a method utilizing a copper concentrate as a reducing agent, regardless of the difference in the mineral composition of the copper concentrate in a wet type copper refining process. <P>SOLUTION: In the wet type copper refining process, when a process where cupric chloride ions are reduced into cuprous chloride ions is performed, (i) reaction temperature is set to 90 to 120°C, (ii) copper concentrate comprising at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite, chalcocite and bornite is used as the reducing agent, and (iii) the amount of the reducing agent to be added is decided based on the containing ratio of the copper sulfide mineral(s) in the copper concentrate for controlling the final oxidation-reduction potential after completion of the reduction reaction to desired value. <P>COPYRIGHT: (C)2007,JPO&INPIT

Description

本発明は、塩化第2銅イオンの還元方法に関し、さらに詳しくは、銅硫化鉱物を含む銅原料を塩素浸出して塩化第2銅イオンを形成させる工程と、浸出された塩化第2銅イオンを還元剤によって塩化第1銅イオンに還元する工程と、還元された塩化第1銅イオンを電解採取する工程とを含む湿式銅製錬プロセスにおいて、上記塩化第2銅イオンを塩化第1銅イオンに還元する工程を実施するに当たり、還元剤として銅精鉱を利用したやり方で、塩化第1銅イオンが高比率で存在する還元生成液を得るために、銅精鉱の鉱物組成の違いにかかわらず、効率的に還元することができる塩化第2銅イオンの還元方法に関する。   The present invention relates to a method for reducing cupric chloride ions, and more specifically, a step of leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral to form cupric chloride ions, and leaching the cupric chloride ions. In a wet copper smelting process including a step of reducing to cuprous chloride ions by a reducing agent and a step of electrolytically collecting the reduced cuprous chloride ions, the cupric chloride ions are reduced to cuprous chloride ions. In order to obtain a reduction product liquid containing cupric chloride ions in a high ratio in a manner using copper concentrate as a reducing agent, regardless of the difference in the mineral composition of copper concentrate, The present invention relates to a method for reducing cupric chloride ions that can be efficiently reduced.

現在、世界の銅の大部分が、銅硫化物精鉱を原料とした乾式溶錬法によって製造されている。乾式溶錬法による銅製錬は、銅硫化物精鉱を溶錬炉、転炉、精製炉等の一連の乾式製錬の後、得られた粗銅を電解精製する方法であり、大量の鉱石を効率よく処理するのに適した方法であるが、その反面、小型設備では反応効率が悪いので、大型設備のために膨大な設備投資が必要であること、また生成する大量のSOガスの回収が不可欠であること等の課題がある。 Currently, most of the world's copper is produced by the dry smelting method using copper sulfide concentrate as a raw material. Copper smelting by dry smelting is a method in which copper sulfide concentrate is subjected to a series of dry smelting processes such as a smelting furnace, converter and refining furnace, and then the resulting crude copper is electrolytically purified. Although it is a method suitable for efficient processing, the reaction efficiency is poor in small equipment, but on the other hand, enormous capital investment is required for large equipment, and a large amount of SO 2 gas is recovered. There are issues such as being indispensable.

このような状況下、近年、湿式法による製錬方法が研究されている。従来、湿式法による銅精錬としては、酸化銅鉱物を含有する銅鉱石を用いて、積み上げた鉱石に硫酸を散布して銅を浸出し、該浸出生成液の銅濃度を上げるために溶媒抽出法で処理した後、電解採取する方法が工業的に広く用いられている。しかしながら、銅鉱石の大部分を占める硫化鉱に前記方法を適用した場合、一般に硫化鉱の鉱物組成はいずれも天然鉱物であるので単一の鉱物組成のものはなく、各種の硫化銅鉱物が混合物の状態で処理されている。ここで、輝銅鉱及び斑銅鉱は硫酸浸出において易溶解性であるが、一方含有鉱物として最も賦存量の多い黄銅鉱では、硫酸による浸出速度が遅く、かつ銅浸出率が低い結果となるという問題があった。そのため、湿式法による製錬方法では、乾式溶錬に匹敵する生産性を得ることは困難であった。   Under such circumstances, in recent years, a smelting method using a wet method has been studied. Conventionally, as copper refining by a wet method, using copper ore containing copper oxide minerals, sulfuric acid is sprayed on the piled ore to leach copper, and solvent extraction method to increase the copper concentration of the leaching product liquid After the treatment with, the method of electrolytic collection is widely used industrially. However, when the above method is applied to sulfide ore occupying most of copper ore, the mineral composition of sulfide ore is generally a natural mineral, so there is no single mineral composition, and various copper sulfide minerals are a mixture. It is processed in the state. Here, chalcocite and porphyry are easily soluble in sulfuric acid leaching, while chalcopyrite, which has the highest abundance as a contained mineral, has a problem that the leaching rate with sulfuric acid is slow and the copper leaching rate is low. was there. Therefore, it has been difficult to obtain productivity comparable to dry smelting by a smelting method using a wet method.

そこで、黄銅鉱を始めとする硫化銅鉱物を含む銅精鉱の湿式製錬法において、銅精鉱を塩化物水溶液又は塩素ガスで浸出し、電解採取して金属銅を得る湿式製錬法が提案されている。例えば、硫化銅鉱物を含む銅原料を塩素浸出する工程、該浸出生成液に還元剤を添加して銅イオンを還元する工程、及び該銅イオンを電解採取する工程を含む湿式銅精錬プロセス(例えば、特許文献1参照。)では、上記乾式溶錬法の多くの基本的な課題のほか、湿式製錬法としての多くの課題、例えば硫黄の酸化の抑制、黄銅鉱からの銅の高浸出率、及び随伴する有価金属の回収等が解決される。   Therefore, in the hydrometallurgical process for copper concentrates containing copper sulfide minerals such as chalcopyrite, there is a hydrometallurgical process in which copper concentrate is leached with an aqueous chloride solution or chlorine gas and electrowinned to obtain metallic copper. Proposed. For example, a wet copper refining process (for example, a step of leaching a copper raw material containing copper sulfide minerals, a step of reducing a copper ion by adding a reducing agent to the leaching product solution, and a step of electrowinning the copper ion) In addition to many basic problems of the above-mentioned dry smelting method, many problems as a wet smelting method, for example, suppression of sulfur oxidation, high leaching rate of copper from chalcopyrite And the recovery of the accompanying valuable metals is solved.

ところで、従来、工業的に行われている硫酸浴での電解採取法は、硫酸第2銅(2価)イオンを電解によって還元して金属として析出するものである。塩化物水溶液を用いる塩化浴では、銅イオンは硫酸浴と違って1価あるいは2価の形態で存在できる。したがって、塩化第1銅イオンから電解採取すると、塩化第2銅イオンから電解採取したときの半分の電気量で済むことになり、電力コストは大きく低減できる。
すなわち、前記銅イオンを還元する工程の目的は、銅イオンを電解採取する工程に先立って、硫化銅鉱物を含む銅原料を塩素浸出する工程で得られる浸出生成液中の塩化第2銅(2価)イオンを塩化第1銅(1価)イオンに予め還元することである。ここで、浸出生成液中に鉄が共存する場合には、同時に、鉄は塩化第2鉄(3価)イオンから塩化第1鉄(2価)イオンへ還元される。
By the way, conventionally, the electrolytic extraction method in a sulfuric acid bath which is industrially performed is to reduce cupric sulfate (divalent) ions by electrolysis and deposit as a metal. Unlike a sulfuric acid bath, copper ions can exist in a monovalent or divalent form in a chloride bath using an aqueous chloride solution. Therefore, when the electrolytic collection is performed from the cuprous chloride ion, the amount of electricity that is half of that obtained by the electrolytic collection from the cupric chloride ion is sufficient, and the power cost can be greatly reduced.
That is, the purpose of the step of reducing the copper ions is to obtain cupric chloride (2) in the leaching product obtained in the step of leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral prior to the step of electrolytically collecting copper ions. (Reduced) ions are previously reduced to cuprous chloride (monovalent) ions. Here, when iron coexists in the leaching solution, iron is simultaneously reduced from ferric chloride (trivalent) ions to ferrous chloride (divalent) ions.

一般に、塩化物水溶液中の銅と鉄を第1銅イオンと第1鉄イオンに還元する方法として最も簡便な方法は、還元剤として金属銅あるいは鉄等の銅よりも卑な金属を使用することであるが、それぞれ銅の直接収率の低下、電解液の鉄濃度の上昇等、経済的効率上の問題がある。また、亜硫酸ガス、亜硫酸塩などを使用する方法では、液中の硫酸イオン濃度が上昇し、これを除去するためのコストが増加する等の実用上の問題がある。   In general, the simplest method for reducing copper and iron in an aqueous chloride solution to cuprous ions and ferrous ions is to use metallic copper or a base metal rather than copper such as iron as the reducing agent. However, there are problems in economic efficiency such as a decrease in the direct yield of copper and an increase in the iron concentration of the electrolyte. Moreover, the method using sulfite gas, sulfite, etc. has practical problems such as an increase in the sulfate ion concentration in the liquid and an increase in the cost for removing it.

また、高圧下高温で、塩素浸出生成液を黄銅鉱(CuFeS)等の銅原料と接蝕させる方法(例えば、特許文献2参照。)では、浸出生成液中の第2銅イオンを第1銅イオンに効果的に還元することができるが、オートクレーブ等の設備コストが上昇すること、反応の制御や取扱が煩雑になること等の課題がある。 Further, in a method of corroding a chlorine leaching product liquid with a copper raw material such as chalcopyrite (CuFeS 2 ) under high pressure and high temperature (see, for example, Patent Document 2), the second copper ion in the leaching product liquid is a first. Although it can be effectively reduced to copper ions, there are problems such as an increase in the cost of equipment such as an autoclave, and complicated control and handling of the reaction.

この解決策として、硫化銅鉱物を含む銅原料を塩素浸出する工程、該浸出生成液に還元剤を添加して銅イオンを還元する工程、及び該銅イオンを電解採取する工程を含む湿式銅製錬プロセスにおいて、前記銅イオンを還元する工程の際に、還元剤として黄銅鉱を主鉱物とする銅精鉱を大気圧下100〜120℃の温度の浸出生成液中に添加しスラリーを形成し、その後、還元反応を行う塩化第2銅イオンの還元方法(例えば、特許文献3参照。)が提案されている。この提案により、還元剤として黄銅鉱を主鉱物とする銅精鉱を用いて第2銅イオンを還元して、第1銅イオンが高比率で存在する還元生成液を得ることができるが、使用する銅精鉱の産地、鉱床等の変動により、還元反応の効率に差違があり、浸出生成液に対する添加割合の必要量等操業条件に影響を及ぼすことが示された。   As a solution to this, a wet copper smelting process including a step of leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral, a step of reducing a copper ion by adding a reducing agent to the leaching solution, and a step of electrolytically collecting the copper ion In the process, in the step of reducing the copper ions, copper concentrate containing chalcopyrite as a main mineral as a reducing agent is added to a leaching product solution at a temperature of 100 to 120 ° C. under atmospheric pressure to form a slurry, Thereafter, a reduction method of cupric chloride ion that performs a reduction reaction (for example, see Patent Document 3) has been proposed. According to this proposal, it is possible to reduce the cupric ion using copper concentrate with chalcopyrite as the main mineral as a reducing agent, and obtain a reduction product liquid in which the cuprous ion is present in a high ratio. It has been shown that there are differences in the efficiency of the reduction reaction due to changes in the production area and deposits of the copper concentrates that affect the operating conditions such as the required amount of addition to the leaching solution.

以上の状況から、銅精鉱を塩化物水溶液又は塩素ガスで浸出し電解採取して金属銅を得る湿式製錬法において銅イオンを還元する工程の際に、還元剤として銅精鉱を用いて、銅精鉱の鉱物組成の違いにかかわらず、浸出生成液中の塩化第2銅イオンを塩化第1銅イオンへ安定的かつ効率的に還元する方法が求められている。   From the above situation, copper concentrate is used as a reducing agent in the process of reducing copper ions in a wet smelting method in which copper concentrate is leached with an aqueous chloride solution or chlorine gas to obtain metal copper by electrowinning. Regardless of the difference in the mineral composition of copper concentrate, a method for stably and efficiently reducing cupric chloride ions in the leaching solution to cuprous chloride ions is required.

特開2005−60813号公報(第1頁、第2頁)JP 2005-60813 A (first page, second page) 特開2004−244663号公報(第1頁、第2頁)JP-A-2004-244663 (first page, second page) 特開2005−232594号公報(第1頁、第2頁)JP-A-2005-232594 (first page, second page)

本発明の目的は、上記の従来技術の問題点に鑑み、銅硫化鉱物を含む銅原料を塩素浸出して塩化第2銅イオンを形成させる工程と、浸出された塩化第2銅イオンを還元剤によって塩化第1銅イオンに還元する工程と、還元された塩化第1銅イオンを電解採取する工程とを含む湿式銅製錬プロセスにおいて、上記塩化第2銅イオンを塩化第1銅イオンに還元する工程を実施するに当たり、還元剤として銅精鉱を利用したやり方で、塩化第1銅イオンが高比率で存在する還元生成液を得るために、銅精鉱の鉱物組成の違いにかかわらず、効率的に還元することができる塩化第2銅イオンの還元方法を提供することにある。   In view of the above-mentioned problems of the prior art, an object of the present invention is to form a cupric chloride ion by leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral to form a cupric chloride ion, and to reduce the extracted cupric chloride ion to a reducing agent. A step of reducing the cupric chloride ion to cuprous chloride ion in a wet copper smelting process including a step of reducing to cuprous chloride ion by electrolysis and a step of electrolytically collecting the reduced cuprous chloride ion. In order to obtain a reduction product liquid containing cupric chloride ions in a high ratio by using copper concentrate as a reducing agent, it is efficient regardless of the difference in the mineral composition of copper concentrate. An object of the present invention is to provide a method for reducing cupric chloride ions that can be reduced to a low level.

本発明者らは、上記目的を達成するために、上記湿式銅製錬プロセスにおいて、塩化第2銅イオンを還元する方法について、鋭意研究を重ねた結果、該銅イオンを還元する工程の際に、反応温度を特定の温度範囲に設定した上で、還元剤として黄銅鉱、輝銅鉱又は斑銅鉱から選ばれる少なくとも1種の硫化銅鉱物を含む銅精鉱を用い、かつその還元剤の添加量を、還元反応終了後の最終酸化還元電位を所望の値に制御するために、銅精鉱中における硫化銅鉱物の含有割合を基準にして決定したところ、銅精鉱の鉱物組成の違いにかかわらず、不足のない還元力で安定的かつ効率的に還元することができることを見出し、本発明を完成した。   In order to achieve the above object, the present inventors have conducted extensive research on the method of reducing cupric chloride ions in the wet copper smelting process, and as a result, in the step of reducing the copper ions, After setting the reaction temperature within a specific temperature range, copper concentrate containing at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite, chalcocite or porphyry is used as the reducing agent, and the amount of the reducing agent added is In order to control the final redox potential after the reduction reaction to a desired value, it was determined based on the copper sulfide mineral content in the copper concentrate regardless of the difference in the mineral composition of the copper concentrate. The present inventors have found that the reduction can be performed stably and efficiently with a reducing power without deficiency.

すなわち、本発明の第1の発明によれば、銅硫化鉱物を含む銅原料を塩素浸出して塩化第2銅イオンを形成させる工程と、浸出された塩化第2銅イオンを還元剤によって塩化第1銅イオンに還元する工程と、還元された塩化第1銅イオンを電解採取する工程とを含む湿式銅製錬プロセスにおいて、
上記塩化第2銅イオンを塩化第1銅イオンに還元する工程を実施するに当たり、
イ)反応温度は、90〜120℃の温度に設定し、
ロ)還元剤は、黄銅鉱、輝銅鉱又は斑銅鉱から選ばれる少なくとも1種の硫化銅鉱物を含む銅精鉱を用い、さらに、
ハ)還元剤の添加量は、還元反応終了後の最終酸化還元電位を所望の値に制御するために、銅精鉱中における硫化銅鉱物の含有割合を基準にして決定することを特徴とする塩化第2銅イオンの還元方法が提供される。
That is, according to the first invention of the present invention, the step of leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral to form cupric chloride ions and the leached cupric chloride ions with a reducing agent are chlorinated. In a wet copper smelting process including a step of reducing to one copper ion and a step of electrolytically collecting the reduced cuprous chloride ion,
In carrying out the step of reducing the cupric chloride ion to cuprous chloride ion,
B) The reaction temperature is set to 90 to 120 ° C,
B) The reducing agent is a copper concentrate containing at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite, chalcocite or porphyry,
C) The amount of the reducing agent added is determined based on the content ratio of the copper sulfide mineral in the copper concentrate in order to control the final redox potential after completion of the reduction reaction to a desired value. A method for reducing cupric chloride ions is provided.

また、本発明の第2の発明によれば、第1の発明において、前記還元剤の添加量は、下記の式(1)を満足するスラリー濃度(C)以上の値に調整すること特徴とする塩化第2銅イオンの還元方法が提供される。
C=(A−B)/(a×D/100+b×E/100+c×F/100)………(1)
(式中、Aは、浸出生成液の酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)を表し、単位はmVである。Bは、所望の還元反応後の最終酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)を表し、単位はmVである。Cは、スラリー濃度を表し、単位はg/Lである。D、E及びFは、それぞれ銅精鉱中の黄銅鉱、輝銅鉱及び斑銅鉱の含有割合(重量%)を表す。a、b及びcは、銅精鉱を用いた還元後において所望の組成となる浸出生成液を所望の温度に制御して単位濃度(1g/L)の硫化銅鉱物を単独添加したときに得られる酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)の低下値を表す。)
According to the second invention of the present invention, in the first invention, the amount of the reducing agent added is adjusted to a value equal to or higher than the slurry concentration (C) satisfying the following formula (1): A method for reducing cupric chloride ions is provided.
C = (A−B) / (a × D / 100 + b × E / 100 + c × F / 100) (1)
(In the formula, A represents the oxidation-reduction potential of the leaching solution (Ag / AgCl electrode standard), and the unit is mV. B is the final oxidation-reduction potential after the desired reduction reaction (Ag / AgCl electrode standard). The unit is mV, C is the slurry concentration, and the unit is g / L. D, E, and F are the contents of chalcopyrite, chalcopyrite, and chalcopyrite, respectively, in the copper concentrate ( A, b, and c represent a unit concentration (1 g / L) of copper sulfide mineral by controlling the leaching product liquid having a desired composition after reduction using copper concentrate to a desired temperature. (Denotes the reduction value of the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) obtained when added alone.)

また、本発明の第3の発明によれば、第2の発明において、前記式(1)の式中で、aが1.49、bが1.58、cが0.56であることをこと特徴とする塩化第2銅イオンの還元方法が提供される。   According to the third invention of the present invention, in the second invention, in the formula (1), a is 1.49, b is 1.58, and c is 0.56. A method for reducing cupric chloride ions is provided.

また、本発明の第4の発明によれば、第2又は3の発明において、前記式(1)の式中で、Bが380であることをこと特徴とする塩化第2銅イオンの還元方法が提供される。   According to the fourth invention of the present invention, in the second or third invention, B is 380 in the formula (1), wherein the cupric chloride ion is reduced. Is provided.

また、本発明の第5の発明によれば、第1〜4のいずれかの発明において、前記銅精鉱の粒度は、平均粒子径(D50)で0.5〜60μmに調整すること特徴とする塩化第2銅イオンの還元方法が提供される。   According to a fifth invention of the present invention, in any one of the first to fourth inventions, the particle size of the copper concentrate is adjusted to an average particle size (D50) of 0.5 to 60 μm. A method for reducing cupric chloride ions is provided.

本発明の塩化第2銅イオンの還元方法は、第1の発明によれば、銅硫化鉱物を含む銅原料を塩素浸出して塩化第2銅イオンを形成させる工程と、浸出された塩化第2銅イオンを還元剤によって塩化第1銅イオンに還元する工程と、還元された塩化第1銅イオンを電解採取する工程とを含む湿式銅製錬プロセスにおいて、上記塩化第2銅イオンを還元する工程において、還元剤として銅精鉱を用いて塩化第2銅イオンを還元して、塩化第1銅イオンを得るにあたって、銅精鉱の鉱物組成の違いにかかわらず、浸出生成液に対する添加量を定め、不足のない還元力で安定的かつ効率的に還元することができるので、その工業的価値は極めて大きい。   According to the method for reducing cupric chloride ions of the present invention, according to the first aspect, a step of leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral to form cupric chloride ions and leached second chloride chloride. In the process of reducing the cupric chloride ion in a wet copper smelting process, including a step of reducing copper ion to cuprous chloride ion by a reducing agent and a step of electrolytically collecting the reduced cuprous chloride ion. In order to obtain cuprous chloride ions by reducing cupric chloride ions using copper concentrate as a reducing agent, regardless of the difference in the mineral composition of copper concentrate, the amount added to the leaching product liquid is determined, Since the reduction can be performed stably and efficiently with a reducing power without deficiency, its industrial value is extremely large.

また、第2の発明では、浸出生成液に対する銅精鉱の添加量が、形成するスラリー濃度と、浸出生成液の酸化還元電位、所望の還元反応後の最終酸化還元電位、硫化銅鉱物の還元力を意味する、浸出生成液に単位濃度(1g/L)の硫化銅鉱物を単独添加したときの酸化還元電位の低下値、及び銅精鉱中の硫化銅鉱物の組成割合との関係式を用いて求めることができるので、簡便でありより有利である。また、第3の発明では、代表値として、aが1.49、bが1.58、及びcが0.56を用いることができる。また、第4の発明では、塩化第1銅イオンが高比率で存在する還元生成液を得ることができる。さらに、第5の発明では、銅精鉱の粒度を最適化することにより、還元反応をより効率的に行うことができるので、より有利である。   In addition, in the second invention, the amount of copper concentrate added to the leaching product liquid is such that the slurry concentration to be formed, the redox potential of the leaching product liquid, the final redox potential after the desired reduction reaction, the reduction of the copper sulfide mineral The relationship between the reduction value of the oxidation-reduction potential when a unit concentration (1 g / L) of copper sulfide mineral is added to the leaching product liquid, and the composition ratio of the copper sulfide mineral in the copper concentrate. Since it can be calculated | required using, it is simple and is more advantageous. In the third invention, a representative value of 1.49, b of 1.58, and c of 0.56 can be used as representative values. In the fourth aspect of the invention, a reduction product liquid in which cuprous chloride ions are present in a high ratio can be obtained. Furthermore, the fifth invention is more advantageous because the reduction reaction can be performed more efficiently by optimizing the particle size of the copper concentrate.

以下、本発明の塩化第2銅イオンの還元方法を詳細に説明する。
本発明の塩化第2銅イオンの還元方法は、銅硫化鉱物を含む銅原料を塩素浸出して塩化第2銅イオンを形成させる工程と、浸出された塩化第2銅イオンを還元剤によって塩化第1銅イオンに還元する工程と、還元された塩化第1銅イオンを電解採取する工程とを含む湿式銅製錬プロセスにおいて、上記塩化第2銅イオンを塩化第1銅イオンに還元する工程を実施するに当たり、イ)反応温度は、90〜120℃の温度に設定し、ロ)還元剤は、黄銅鉱、輝銅鉱又は斑銅鉱から選ばれる少なくとも1種の硫化銅鉱物を含む銅精鉱を用い、さらに、ハ)還元剤の添加量は、還元反応終了後の最終酸化還元電位を所望の値に制御するために、銅精鉱中における硫化銅鉱物の含有割合を基準にして決定することを特徴とする。
Hereinafter, the cupric chloride ion reduction method of the present invention will be described in detail.
The method for reducing cupric chloride ion according to the present invention includes a step of leaching a copper raw material containing a copper sulfide mineral to form cupric chloride ions, and leaching the leached cupric chloride ions with a reducing agent. In the wet copper smelting process including the step of reducing to 1 copper ion and the step of electrolytically collecting the reduced cuprous chloride ion, the step of reducing the cupric chloride ion to cuprous chloride ion is performed. In the above, a) the reaction temperature is set at a temperature of 90 to 120 ° C., and b) the reducing agent is a copper concentrate containing at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite, chalcopyrite or porphyry, Furthermore, the amount of addition of the reducing agent is determined based on the content ratio of the copper sulfide mineral in the copper concentrate in order to control the final oxidation-reduction potential after the reduction reaction to a desired value. And

本発明の還元方法おいて、還元剤である硫化銅鉱物と浸出生成液中の第2銅イオン及び第2鉄イオンとの反応性が、還元生成液の酸化還元電位の低下、すなわち還元反応の進行度合にとって重要である。
ここで、硫化銅鉱物が黄銅鉱の場合の還元反応を一例として示す。還元反応は、第2銅イオンと第2鉄イオンを、第1銅イオンと第1鉄イオンに還元し、かつ単体硫黄を生成する反応であり、以下の化学反応式1及び2で表わされる、第2銅イオンと第2鉄イオンとによる黄銅鉱の浸出反応である。
In the reduction method of the present invention, the reactivity of the copper sulfide mineral, which is a reducing agent, with the cupric ions and ferric ions in the leaching product solution is a reduction in the redox potential of the reduction product solution, that is, the reduction reaction. It is important for the degree of progress.
Here, a reduction reaction when the copper sulfide mineral is chalcopyrite is shown as an example. The reduction reaction is a reaction in which cupric ions and ferric ions are reduced to cuprous ions and ferrous ions and elemental sulfur is generated, and is represented by the following chemical reaction formulas 1 and 2. It is a leaching reaction of chalcopyrite with cupric ions and ferric ions.

化学反応式1:Cu2++1/3CuFeS→4/3Cu+1/3Fe2++2/3S、
化学反応式2:Fe3++1/3CuFeS→1/3Cu+4/3Fe2++2/3S
Chemical reaction formula 1: Cu 2+ + 1 / 3CuFeS 2 → 4 / 3Cu + + 1 / 3Fe 2+ + 2 / 3S,
Chemical reaction formula 2: Fe 3+ + 1 / 3CuFeS 2 → 1 / 3Cu + + 4 / 3Fe 2+ + 2 / 3S

上記反応において、浸出生成液中の第2銅イオン及び第2鉄イオンと、還元剤である黄銅鉱との反応性は、浸出生成液の各イオン濃度、酸化還元電位等のほか、黄銅鉱の粒度、還元温度、スラリー濃度等の条件によって制御される。   In the above reaction, the reactivity of the cupric and ferric ions in the leaching solution and the chalcopyrite, which is the reducing agent, depends on the concentration of each ion in the leaching solution, the oxidation-reduction potential, etc. It is controlled by conditions such as particle size, reduction temperature, and slurry concentration.

本発明の還元方法において、還元剤として黄銅鉱、輝銅鉱又は斑銅鉱から選ばれる少なくとも1種の硫化銅鉱物を含む銅精鉱を用いて、浸出生成液を還元する際に、銅精鉱中の各硫化銅鉱物の含有割合に基づいて浸出生成液に対する銅精鉱の添加量を定め、該添加量によりスラリーを形成して、90〜120℃の温度で還元反応を行なうことが重要である。これによって、銅精鉱の含有組成の違いにかかわらず、不足のない還元力で安定的かつ効率的に還元することができる。
すなわち、浸出生成液を還元する際に、銅精鉱に含まれる硫化銅鉱物によって、浸出生成液に対する還元力が異なる。したがって、各硫化銅鉱物又は銅精鉱のこれらの含有割合を考慮した添加量を用いてスラリーを形成することが、不足のない還元力で効率的に還元を行なうために、重要な意義を有する。
In the reduction method of the present invention, the copper concentrate containing at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite, chalcopyrite, or porphyry as a reducing agent is used to reduce the leaching product liquid. It is important to determine the amount of copper concentrate to be added to the leaching solution based on the content of each copper sulfide mineral and form a slurry with the amount of addition and perform a reduction reaction at a temperature of 90 to 120 ° C. . Thereby, it can reduce stably and efficiently with the reducing power without deficiency irrespective of the difference in the content composition of copper concentrate.
That is, when reducing the leaching solution, the reducing power for the leaching solution varies depending on the copper sulfide mineral contained in the copper concentrate. Therefore, it is important to form a slurry using the addition amount considering the content ratio of each copper sulfide mineral or copper concentrate in order to efficiently reduce with a reducing power without deficiency. .

上記還元方法における実施態様の一つとして、銅精鉱の添加量は、下記の式(1)を満足するスラリー濃度(C)以上の値であることが好ましい。   As one embodiment of the above reduction method, the amount of copper concentrate added is preferably a value equal to or higher than the slurry concentration (C) that satisfies the following formula (1).

C=(A−B)/(a×D/100+b×E/100+c×F/100)………(1)   C = (A−B) / (a × D / 100 + b × E / 100 + c × F / 100) (1)

ここで、式中、Aは、浸出生成液の酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)を表し、単位はmVである。Bは、所望の還元反応後の最終酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)を表し、単位はmVである。D、E及びFは、それぞれ銅精鉱中の黄銅鉱、輝銅鉱及び斑銅鉱の含有割合(重量%)を表す。a、b及びcは、銅精鉱を用いた還元後において所望の組成となる浸出生成液を所望の温度に制御して単位濃度(1g/L)の硫化銅鉱物を単独添加したときに得られる酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)の低下値を表し、単位はmV/(g/L)である。   Here, in the formula, A represents the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) of the leaching solution, and the unit is mV. B represents the final oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) after the desired reduction reaction, and the unit is mV. D, E, and F represent the content ratio (% by weight) of chalcopyrite, chalcocite and chalcopyrite, respectively, in the copper concentrate. a, b, and c are obtained when a leaching product liquid having a desired composition after reduction using copper concentrate is controlled at a desired temperature and a copper sulfide mineral having a unit concentration (1 g / L) is added alone. The reduction value of the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) is expressed, and the unit is mV / (g / L).

すなわち、式(1)でスラリー濃度(C)は、還元により低下させるべき酸化還元電位(A−B)を、浸出生成液に単位濃度(1g/L)の硫化銅鉱物を単独添加したときに得られた酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)の低下値を組成割合で総和した、すなわち銅精鉱の還元力で除したものとして求められる。   That is, in the formula (1), the slurry concentration (C) is the redox potential (AB) that should be reduced by reduction, when the copper sulfide mineral having a unit concentration (1 g / L) is added to the leaching product liquid alone. It is obtained as the sum of the reduced values of the obtained oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) by the composition ratio, that is, divided by the reducing power of copper concentrate.

また、a、b及びcの値としては、銅精鉱を用いた還元後において所望の組成(銅及び鉄濃度)となる浸出生成液を所望の温度に制御して所定量の硫化銅鉱物を添加したときの酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)の低下値から求められる。例えば、代表的な液組成を有する浸出生成液(液組成:銅20g/L、鉄100g/L、塩素200g/L)を103〜105℃に制御して求めた、a、b及びcの値は、それぞれ、1.49、1.58、0.56である。ただし、酸化還元電位としては、90℃規準である。   In addition, the values of a, b, and c are determined by controlling the leaching product liquid having a desired composition (copper and iron concentration) after reduction using copper concentrate to a desired temperature to obtain a predetermined amount of copper sulfide mineral. It is determined from the decreased value of the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) when added. For example, the values of a, b and c obtained by controlling a leaching solution having a typical liquid composition (liquid composition: copper 20 g / L, iron 100 g / L, chlorine 200 g / L) at 103 to 105 ° C. Are 1.49, 1.58, and 0.56, respectively. However, the oxidation-reduction potential is 90 ° C. standard.

したがって、上記a、b及びcの値を用いた場合、上記の式(1)より、スラリー濃度(C)と、浸出生成液の酸化還元電位(A)、所望の還元反応後の最終酸化還元電位(B)、及び銅精鉱中の黄銅鉱、輝銅鉱及び斑銅鉱の含有割合(D、E、F)との関係を表す下記の式(2)が得られる。ただし、酸化還元電位としては、90℃規準である。   Therefore, when the values of a, b and c are used, from the above equation (1), the slurry concentration (C), the oxidation-reduction potential (A) of the leaching product liquid, and the final oxidation-reduction after the desired reduction reaction The following formula (2) representing the relationship between the potential (B) and the content ratios (D, E, F) of chalcopyrite, chalcocite and porphyry in the copper concentrate is obtained. However, the oxidation-reduction potential is 90 ° C. standard.

C=(A−B)/(1.49×D/100+1.58×E/100+0.56×F/100)………(2)   C = (A−B) / (1.49 × D / 100 + 1.58 × E / 100 + 0.56 × F / 100) (2)

上記還元方法に用いる銅精鉱としては、黄銅鉱(CuFeS)、輝銅鉱(CuS)又は斑銅鉱(CuFeS)から選ばれる少なくとも1種の硫化銅鉱物を含む銅精鉱であり、例えば、黄銅鉱、輝銅鉱、斑銅鉱等の硫化銅鉱物を含有する鉱石を、浮遊選鉱法などの物理分離手段によって硫化鉱物を濃集して得られる銅精鉱が用いられる。例えば、上記湿式銅精錬プロセスにおいて、硫化銅鉱物を含む銅原料として黄銅鉱を主鉱物とする銅精鉱を用いる場合には、これを還元剤として用いることができる。これによって、塩素浸出する工程に先立って銅精鉱を部分浸出することができるので、効率的である。 The copper concentrate used in the reduction method is a copper concentrate containing at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite (CuFeS 2 ), chalcocite (Cu 2 S), or chalcopyrite (Cu 5 FeS 4 ). For example, copper concentrate obtained by concentrating sulfide minerals by physical separation means such as flotation is used for ores containing copper sulfide minerals such as chalcopyrite, chalcopyrite, and chalcopyrite. For example, in the above-mentioned wet copper refining process, when copper concentrate containing chalcopyrite as a main mineral is used as a copper raw material containing copper sulfide mineral, this can be used as a reducing agent. This is efficient because the copper concentrate can be partially leached prior to the chlorine leaching step.

上記銅精鉱の粒度としては、特に限定されるものではなく、通常浮遊選鉱法で得られる粒度、例えば平均粒子径(D50)100μm以下が用いられるが、銅精鉱の平均粒子径(D50)が微細であるほど還元反応が進行しやすくなるので、平均粒子径(D50)は、好ましくは0.5〜60μm、さらに所要反応時間及び次工程でのろ過性を考慮するとより好ましくは5〜15μmに調整される。なお、銅精鉱の平均粒子径(D50)は、体積頻度累積が50容量%に相当するもので、マイクロトラック粒度分布計で測定されたものである。   The particle size of the copper concentrate is not particularly limited, and a particle size usually obtained by a flotation method, for example, an average particle size (D50) of 100 μm or less is used, but an average particle size (D50) of the copper concentrate is used. Since the reduction reaction is more likely to proceed as the particle size becomes finer, the average particle size (D50) is preferably 0.5 to 60 μm, and more preferably 5 to 15 μm in view of the required reaction time and filterability in the next step. Adjusted to In addition, the average particle diameter (D50) of copper concentrate corresponds to 50 volume% of volume frequency accumulation, and was measured with the micro track particle size distribution meter.

上記還元方法に用いる浸出生成液としては、特に限定されるものではなく、第2銅イオンと第2鉄イオンを含み、かつその沸点が100℃以上の塩化物水溶液が用いられるが、例えば、硫化銅鉱物を含む銅原料を塩素浸出する工程で得られる銅と鉄を含む塩化物水溶液が好ましい。上記湿式銅精錬プロセスにおいて塩素浸出工程の好ましい操業条件による場合、この塩化物水溶液は、酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)は浸出条件で異なるが通常480〜600mVであり、塩素イオン濃度は200〜400g/Lである。すなわち、この液の沸点は、この塩素イオン濃度範囲において100℃以上である。   The leaching product used in the reduction method is not particularly limited, and an aqueous chloride solution containing cupric ions and ferric ions and having a boiling point of 100 ° C. or higher is used. A chloride aqueous solution containing copper and iron obtained in the step of leaching a copper raw material containing copper mineral is preferred. In the case of the above-mentioned wet copper refining process, when the chlorine leaching process is performed under preferable operating conditions, this chloride aqueous solution usually has a redox potential (Ag / AgCl electrode standard) of 480 to 600 mV depending on the leaching conditions, and the chlorine ion concentration is 200. -400 g / L. That is, the boiling point of this liquid is 100 ° C. or higher in this chlorine ion concentration range.

上記還元反応に用いる温度としては、特に限定されるものではなく、90〜120℃が好ましい。すなわち、温度が120℃を超えると、大気圧下での処理ができない。一方、90℃未満では、銅精鉱を微細化しても反応が遅く、長時間の処理を要するので効率が低い。さらに、反応の促進及び熱エネルギー補給の面からは100〜104℃がより好ましい。また、還元反応の終了に必要とされる時間の間、その温度範囲に維持される。
ところで、上記湿式銅精錬プロセスにおいて塩素浸出工程の好ましい操業条件による場合、塩素浸出は、通常塩化物イオン濃度6モル/L以上の浸出液で大気圧下100〜110℃で行われるが、さらに浸出生成液の加熱濃縮を行うことで、浸出生成液の沸点は120℃程度まで上昇させることができる。これ以上濃縮を進めると浸出生成液中の溶解物が結晶として析出し始めるので、液状を保てなくなる。また、ここで、浸出生成液のハンドリングにおいて液温の低下がある場合には、加熱等の温度調整を行うことができる。
It does not specifically limit as temperature used for the said reduction reaction, 90-120 degreeC is preferable. That is, when the temperature exceeds 120 ° C., the treatment under atmospheric pressure cannot be performed. On the other hand, when the temperature is lower than 90 ° C., the reaction is slow even if the copper concentrate is refined, and the efficiency is low because a long time treatment is required. Furthermore, 100-104 degreeC is more preferable from the surface of promotion of reaction and heat energy supply. Further, the temperature is maintained in the temperature range for the time required for the completion of the reduction reaction.
By the way, in the above-mentioned wet copper refining process, when the preferred operating conditions of the chlorine leaching process are used, chlorine leaching is usually performed at 100 to 110 ° C. under atmospheric pressure with a leaching solution having a chloride ion concentration of 6 mol / L or more. By boiling the liquid, the boiling point of the leaching product liquid can be raised to about 120 ° C. If the concentration is further advanced, the dissolved substance in the leaching product liquid starts to be precipitated as crystals, so that the liquid state cannot be maintained. Here, when there is a drop in the liquid temperature in handling the leaching product liquid, temperature adjustment such as heating can be performed.

上記還元反応に用いる時間としては、特に限定されるものではなく、所望の酸化還元電位、例えば400mV(Ag/AgCl電極規準、90℃)以下が得られる反応時間が用いられるが、銅硫化物精鉱の粒度、水分率等、及び温度、塩素イオン濃度等の還元反応条件によって、反応速度が異なる。したがって、経済性の面から、1〜5時間が用いられ、特に、還元反応が十分に進む3〜5時間がより好ましい。   The time used for the reduction reaction is not particularly limited, and a reaction time for obtaining a desired oxidation-reduction potential, for example, 400 mV (Ag / AgCl electrode standard, 90 ° C.) or less is used. The reaction rate varies depending on the particle size of the ore, the water content, etc., and the reduction reaction conditions such as temperature and chloride ion concentration. Therefore, from the economical aspect, 1 to 5 hours are used, and in particular, 3 to 5 hours in which the reduction reaction sufficiently proceeds is more preferable.

上記還元反応によって、前記銅イオンを還元する工程の際に、90℃で測定した酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準、90℃)を、所望の酸化還元電位、即ち銅硫化物精鉱を用いて第2銅イオンを還元して第1銅イオンが高比率で存在する状態である400mV以下、好ましくは380mV以下にまで低下させることができる。すなわち、大気圧下の処理で第2銅イオンを第1銅イオンに効率的に還元して、酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準、90℃)が400mV以下、望ましくは380mV以下の還元生成液を得ることができることを意味する。   In the step of reducing the copper ions by the above reduction reaction, the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard, 90 ° C.) measured at 90 ° C. is used as the desired oxidation-reduction potential, that is, copper sulfide concentrate. Then, the second copper ions can be reduced to 400 mV or less, preferably 380 mV or less, in which the first copper ions are present in a high ratio. That is, a reduction product solution in which cupric ions are efficiently reduced to cuprous ions by treatment under atmospheric pressure, and an oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard, 90 ° C.) is 400 mV or less, preferably 380 mV or less. Means you can get

ところで、鉄イオンなどが共存する浸出生成液の第1銅と第2銅の形態を正確に分析することは困難であるが、例えば、合成試験液での知見では、酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準、90℃)が、400mVを超えると、液中には第2銅イオンが存在すると推定される。すなわち、塩化第1銅と塩化第2鉄を一定濃度に混合した溶液を90℃まで加熱した際に、酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準、90℃)は380〜400mVを示す。したがって、銅イオンと鉄イオンが第1銅イオンと第1鉄イオンで存在するには、酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準、90℃)が400mV以下、また、完全に第1銅イオンと第1鉄イオンとするためには380mV以下にすることが求められると推察される。   By the way, although it is difficult to accurately analyze the form of the cuprous and cupric copper in the leaching product liquid in which iron ions and the like coexist, for example, in the knowledge of the synthetic test liquid, the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl When the electrode standard (90 ° C.) exceeds 400 mV, it is estimated that cupric ions are present in the liquid. That is, when a solution in which cuprous chloride and ferric chloride are mixed at a constant concentration is heated to 90 ° C., the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard, 90 ° C.) shows 380 to 400 mV. Therefore, in order for copper ions and iron ions to exist as cuprous ions and ferrous ions, the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard, 90 ° C.) is 400 mV or less, and completely the first copper ions and the second ions. It is presumed that it is required to be 380 mV or less in order to obtain 1 iron ion.

以下に、本発明の実施例及び比較例によって本発明をさらに詳細に説明するが、本発明は、これらの実施例によってなんら限定されるものではない。なお、実施例及び比較例で用いた金属の分析及び銅精鉱の平均粒子径(D50)は、以下の通りである。
(1)金属の分析:ICP発光分析法で行った。
(2)銅精鉱の平均粒子径(D50)の測定:マイクロトラック粒度分布計で測定した。
Hereinafter, the present invention will be described in more detail by way of examples and comparative examples of the present invention, but the present invention is not limited to these examples. In addition, the analysis of the metal used by the Example and the comparative example and the average particle diameter (D50) of a copper concentrate are as follows.
(1) Metal analysis: ICP emission analysis was performed.
(2) Measurement of average particle diameter (D50) of copper concentrate: It was measured with a Microtrac particle size distribution meter.

(実施例1)
還元剤として銅精鉱A(粒度:D50=22.0μm、組成:銅30.2重量%、鉄29.1重量%、硫黄31.5重量%)を原料として用いた。この銅精鉱の鉱物組成は、反射顕微鏡観察による鉱物割合を重量換算したもので、黄銅鉱87.9%、輝銅鉱0.05%、斑銅鉱0.0%、黄鉄鉱5.6%、脈石成分6.3%であつた。また、液組成:銅20g/L、鉄100g/L、塩素200g/L)の浸出生成液を用いた。この浸出生成液の酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準、90℃)は517mVであった。
まず、上記浸出生成液を反応容器中で105℃まで加熱した後、スラリー濃度が110g/Lになるように上記銅精鉱を投入し、撹拌しながら液中の銅イオンを還元した。
なお、スラリー濃度は、次の式(2):C=(A−B)/(1.49×D/100+1.58×E/100+0.56×F/100)を用いて、A=517(mV)、B=380(mV)、D=87.9(重量%)、E=0.05(重量%)の場合について算出したところ、104g/Lであった。
その後、時間とともに酸化還元電位は低下し、最終酸化還元電位は380mV以下となりそのときの液中の第2銅イオンは第1銅イオンへ、第2鉄イオンは第1鉄イオンへ還元反応は完了していた。
Example 1
As a reducing agent, copper concentrate A (particle size: D50 = 22.0 μm, composition: copper 30.2 wt%, iron 29.1 wt%, sulfur 31.5 wt%) was used as a raw material. The mineral composition of this copper concentrate is obtained by converting the mineral ratio by observation with a reflection microscope to weight conversion, 87.9% of chalcopyrite, 0.05% of chalcopyrite, 0.0% of chalcopyrite, 5.6% of pyrite, pulse The stone content was 6.3%. In addition, a leaching product liquid of liquid composition: copper 20 g / L, iron 100 g / L, chlorine 200 g / L) was used. The oxidation reduction potential (Ag / AgCl electrode standard, 90 ° C.) of this leaching product solution was 517 mV.
First, after the said leaching product liquid was heated to 105 degreeC in reaction container, the said copper concentrate was thrown in so that a slurry density | concentration might be 110 g / L, and the copper ion in a liquid was reduce | restored, stirring.
Note that the slurry concentration is A = 517 (C = (A−B) / (1.49 × D / 100 + 1.58 × E / 100 + 0.56 × F / 100) using the following formula (2): mV), B = 380 (mV), D = 87.9 (% by weight) and E = 0.05 (% by weight) were calculated to be 104 g / L.
Thereafter, the redox potential decreases with time, and the final redox potential becomes 380 mV or less. At that time, the cupric ions in the liquid are changed to cuprous ions, and the ferric ions are converted to ferrous ions. Was.

(実施例2)
還元剤として銅精鉱B(粒度:D50=14.94μm、組成:銅32.2重量%、鉄17.4重量%、硫黄23.7重量%)を原料として用いたこと、及びスラリー濃度が145g/Lであったこと以外は実施例1と同様に行なったところ、最終酸化還元電位は380mV以下となりそのときの液中の第2銅イオンは第1銅イオンへ、第2鉄イオンは第1鉄イオンへ還元反応は完了していた。
なお、この銅精鉱の鉱物組成は、反射顕微鏡観察による鉱物割合を重量換算したもので、黄銅鉱50.6%、輝銅鉱10.9%、斑銅鉱9.8%、黄鉄鉱4.8%、脈石成分23.7%であつた。このときの、式(2)より算出されたスラリー濃度は、A=517(mV)、B=380(mV)、D=50.6(重量%)、E=10.9(重量%)、F=9.8(重量%)を用いて、140g/Lであった。
(Example 2)
Copper concentrate B (particle size: D50 = 14.94 μm, composition: copper 32.2 wt%, iron 17.4 wt%, sulfur 23.7 wt%) was used as a reducing agent, and the slurry concentration was Except that it was 145 g / L, it was carried out in the same manner as in Example 1. As a result, the final oxidation-reduction potential became 380 mV or less, and the second copper ion in the liquid at that time was changed to the first copper ion, and the second iron ion was The reduction reaction to ferrous ions was complete.
In addition, the mineral composition of this copper concentrate is obtained by converting the mineral ratio obtained by observation with a reflection microscope into a weight conversion, 50.6% of chalcopyrite, 10.9% of chalcopyrite, 9.8% of chalcopyrite, and 4.8% of pyrite. The gangue component was 23.7%. At this time, the slurry concentration calculated from the equation (2) is A = 517 (mV), B = 380 (mV), D = 50.6 (wt%), E = 10.9 (wt%), Using F = 9.8 (wt%), it was 140 g / L.

(比較例1)
スラリー濃度が85g/Lであったこと以外は実施例1と同様に行なったところ、最終酸化還元電位は405mVとなりそのときの液中の第2銅イオンの第1銅イオンへ還元反応は十分に進行していなかった。
(Comparative Example 1)
Except that the slurry concentration was 85 g / L, it was carried out in the same manner as in Example 1. As a result, the final oxidation-reduction potential was 405 mV, and the reduction reaction of the cupric ions in the liquid to the first copper ions was sufficiently performed. It was not progressing.

(比較例2)
スラリー濃度が90g/Lであったこと以外は実施例2と同様に行なったところ、最終酸化還元電位は429mVとなりそのときの液中の第2銅イオンの第1銅イオンへ還元反応は十分に進行していなかった。
(Comparative Example 2)
When the same procedure as in Example 2 was performed except that the slurry concentration was 90 g / L, the final oxidation-reduction potential was 429 mV, and the reduction reaction of the second copper ions in the liquid to the first copper ions was sufficiently performed. It was not progressing.

以上より、実施例1又は2では、還元反応終了後の最終酸化還元電位を所望の値に制御するため、銅精鉱中の硫化銅鉱物の含有割合に基づいて浸出生成液に対する銅精鉱の添加量を定め、該添加量によりスラリーを形成し、本発明の方法に従って行われたので、最終酸化還元電位が380mV以下にまで低下し、塩化第1銅イオンが高比率で存在する還元生成液が得られることが分かる。これに対して、比較例1又は2では、銅精鉱の添加量がこれらの条件に合わないので、第2銅イオンの還元反応おいて満足すべき結果が得られないことが分かる。   As mentioned above, in Example 1 or 2, in order to control the final oxidation-reduction potential after completion of the reduction reaction to a desired value, based on the content ratio of the copper sulfide mineral in the copper concentrate, Since the amount of addition was determined, a slurry was formed with the amount of addition, and the process was performed according to the method of the present invention, the final oxidation-reduction potential was lowered to 380 mV or less, and a reduction product solution containing cuprous chloride ions in a high ratio. It can be seen that On the other hand, in Comparative Example 1 or 2, since the addition amount of copper concentrate does not meet these conditions, it can be seen that satisfactory results cannot be obtained in the reduction reaction of the cupric ion.

以上より明らかなように、本発明の塩化第2銅イオンの還元方法は、還元剤として銅精鉱を用いて塩化第2銅イオンを還元して、塩化第1銅イオンを得るにあたって、銅精鉱の鉱物組成を基準にして浸出生成液に対する添加量を定め、銅精鉱の鉱物組成の違いにかかわらず、不足のない還元力で効率的に還元することができるので、上記湿式銅製錬プロセスにおいて、銅イオンを還元する工程の際に好適に用いられる。   As is clear from the above, the cupric chloride ion reduction method of the present invention reduces the cupric chloride ion using copper concentrate as a reducing agent to obtain cuprous chloride ion. The amount of addition to the leaching solution is determined based on the mineral composition of the ore, and regardless of the difference in the mineral composition of the copper concentrate, it can be efficiently reduced with a sufficient reducing power. In the above, it is suitably used in the step of reducing copper ions.

Claims (5)

銅硫化鉱物を含む銅原料を塩素浸出して塩化第2銅イオンを形成させる工程と、浸出された塩化第2銅イオンを還元剤によって塩化第1銅イオンに還元する工程と、還元された塩化第1銅イオンを電解採取する工程とを含む湿式銅製錬プロセスにおいて、
上記塩化第2銅イオンを塩化第1銅イオンに還元する工程を実施するに当たり、
イ)反応温度は、90〜120℃の温度に設定し、
ロ)還元剤は、黄銅鉱、輝銅鉱又は斑銅鉱から選ばれる少なくとも1種の硫化銅鉱物を含む銅精鉱を用い、さらに、
ハ)還元剤の添加量は、還元反応終了後の最終酸化還元電位を所望の値に制御するために、銅精鉱中における硫化銅鉱物の含有割合を基準にして決定することを特徴とする塩化第2銅イオンの還元方法。
A step of leaching a copper raw material containing copper sulfide minerals to form cupric chloride ions; a step of reducing the leached cupric chloride ions to cuprous chloride ions by a reducing agent; and reduced chloride In a wet copper smelting process including a step of electrolytically collecting cuprous ions,
In carrying out the step of reducing the cupric chloride ion to cuprous chloride ion,
B) The reaction temperature is set to 90 to 120 ° C,
B) The reducing agent is a copper concentrate containing at least one copper sulfide mineral selected from chalcopyrite, chalcocite or porphyry,
C) The amount of the reducing agent added is determined based on the content ratio of the copper sulfide mineral in the copper concentrate in order to control the final redox potential after completion of the reduction reaction to a desired value. Reduction method of cupric chloride ion.
前記還元剤の添加量は、下記の式(1)を満足するスラリー濃度(C)以上の値に調整すること特徴とする請求項1に記載の塩化第2銅イオンの還元方法。
C=(A−B)/(a×D/100+b×E/100+c×F/100)………(1)
(式中、Aは、浸出生成液の酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)を表し、単位はmVである。Bは、所望の還元反応後の最終酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)を表し、単位はmVである。Cは、スラリー濃度を表し、単位はg/Lである。D、E及びFは、それぞれ銅精鉱中の黄銅鉱、輝銅鉱及び斑銅鉱の含有割合(重量%)を表す。a、b及びcは、銅精鉱を用いた還元後において所望の組成となる浸出生成液を所望の温度に制御して単位濃度(1g/L)の硫化銅鉱物を単独添加したときに得られる酸化還元電位(Ag/AgCl電極規準)の低下値を表す。)
2. The cupric chloride ion reduction method according to claim 1, wherein the addition amount of the reducing agent is adjusted to a value equal to or higher than a slurry concentration (C) satisfying the following formula (1).
C = (A−B) / (a × D / 100 + b × E / 100 + c × F / 100) (1)
(In the formula, A represents the oxidation-reduction potential of the leaching solution (Ag / AgCl electrode standard), and the unit is mV. B is the final oxidation-reduction potential after the desired reduction reaction (Ag / AgCl electrode standard). The unit is mV, C is the slurry concentration, and the unit is g / L. D, E, and F are the contents of chalcopyrite, chalcopyrite, and chalcopyrite, respectively, in the copper concentrate ( A, b, and c represent a unit concentration (1 g / L) of copper sulfide mineral by controlling the leaching product liquid having a desired composition after reduction using copper concentrate to a desired temperature. (Denotes the reduction value of the oxidation-reduction potential (Ag / AgCl electrode standard) obtained when added alone.)
前記式(1)の式中で、aが1.49、bが1.58、cが0.56であることをこと特徴とする請求項2に記載の塩化第2銅イオンの還元方法。   3. The method for reducing cupric chloride ions according to claim 2, wherein a is 1.49, b is 1.58, and c is 0.56 in the formula (1). 前記式(1)の式中で、Bが380であることをこと特徴とする請求項2又は3に記載の塩化第2銅イオンの還元方法。   The method for reducing cupric chloride ions according to claim 2 or 3, wherein B is 380 in the formula (1). 前記銅精鉱の粒度は、平均粒子径(D50)で0.5〜60μmに調整すること特徴とする請求項1〜4のいずれか1項に記載の塩化第2銅イオンの還元方法。   The method for reducing cupric chloride ions according to any one of claims 1 to 4, wherein a particle size of the copper concentrate is adjusted to an average particle size (D50) of 0.5 to 60 µm.
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