JP2017206404A - Method for producing ammonium tungstate - Google Patents
Method for producing ammonium tungstate Download PDFInfo
- Publication number
- JP2017206404A JP2017206404A JP2016098937A JP2016098937A JP2017206404A JP 2017206404 A JP2017206404 A JP 2017206404A JP 2016098937 A JP2016098937 A JP 2016098937A JP 2016098937 A JP2016098937 A JP 2016098937A JP 2017206404 A JP2017206404 A JP 2017206404A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- exchange resin
- anion exchange
- tungstate
- ammonium tungstate
- producing ammonium
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N tungsten Chemical compound [W] WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 78
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 36
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 claims abstract description 65
- -1 tungstate ions Chemical class 0.000 claims abstract description 57
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 32
- PBYZMCDFOULPGH-UHFFFAOYSA-N tungstate Chemical compound [O-][W]([O-])(=O)=O PBYZMCDFOULPGH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- 238000010828 elution Methods 0.000 claims abstract description 6
- 229910052721 tungsten Inorganic materials 0.000 claims description 32
- 239000010937 tungsten Substances 0.000 claims description 32
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 27
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 18
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 13
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims description 11
- HZAXFHJVJLSVMW-UHFFFAOYSA-N 2-Aminoethan-1-ol Chemical compound NCCO HZAXFHJVJLSVMW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 9
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 6
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 6
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 6
- WUGQZFFCHPXWKQ-UHFFFAOYSA-N Propanolamine Chemical compound NCCCO WUGQZFFCHPXWKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 claims description 4
- XMYQHJDBLRZMLW-UHFFFAOYSA-N methanolamine Chemical group NCO XMYQHJDBLRZMLW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229940087646 methanolamine Drugs 0.000 claims description 4
- OTJFQRMIRKXXRS-UHFFFAOYSA-N (hydroxymethylamino)methanol Chemical compound OCNCO OTJFQRMIRKXXRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- KQIXMZWXFFHRAQ-UHFFFAOYSA-N 1-(2-hydroxybutylamino)butan-2-ol Chemical compound CCC(O)CNCC(O)CC KQIXMZWXFFHRAQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- BFIAIMMAHAIVFT-UHFFFAOYSA-N 1-[bis(2-hydroxybutyl)amino]butan-2-ol Chemical compound CCC(O)CN(CC(O)CC)CC(O)CC BFIAIMMAHAIVFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- XNIOWJUQPMKCIJ-UHFFFAOYSA-N 2-(benzylamino)ethanol Chemical compound OCCNCC1=CC=CC=C1 XNIOWJUQPMKCIJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- MIJDSYMOBYNHOT-UHFFFAOYSA-N 2-(ethylamino)ethanol Chemical compound CCNCCO MIJDSYMOBYNHOT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- GVNHOISKXMSMPX-UHFFFAOYSA-N 2-[butyl(2-hydroxyethyl)amino]ethanol Chemical compound CCCCN(CCO)CCO GVNHOISKXMSMPX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- NKFNBVMJTSYZDV-UHFFFAOYSA-N 2-[dodecyl(2-hydroxyethyl)amino]ethanol Chemical compound CCCCCCCCCCCCN(CCO)CCO NKFNBVMJTSYZDV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- GIACMWUKBLHAAG-UHFFFAOYSA-N 2-[hexyl(2-hydroxyethyl)amino]ethanol Chemical compound CCCCCCN(CCO)CCO GIACMWUKBLHAAG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- PYSGFFTXMUWEOT-UHFFFAOYSA-N 3-(dimethylamino)propan-1-ol Chemical compound CN(C)CCCO PYSGFFTXMUWEOT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- KRGXWTOLFOPIKV-UHFFFAOYSA-N 3-(methylamino)propan-1-ol Chemical compound CNCCCO KRGXWTOLFOPIKV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- BLFRQYKZFKYQLO-UHFFFAOYSA-N 4-aminobutan-1-ol Chemical compound NCCCCO BLFRQYKZFKYQLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- UEEJHVSXFDXPFK-UHFFFAOYSA-N N-dimethylaminoethanol Chemical compound CN(C)CCO UEEJHVSXFDXPFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- OPKOKAMJFNKNAS-UHFFFAOYSA-N N-methylethanolamine Chemical compound CNCCO OPKOKAMJFNKNAS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- GSEJCLTVZPLZKY-UHFFFAOYSA-N Triethanolamine Chemical group OCCN(CCO)CCO GSEJCLTVZPLZKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- ITBPIKUGMIZTJR-UHFFFAOYSA-N [bis(hydroxymethyl)amino]methanol Chemical compound OCN(CO)CO ITBPIKUGMIZTJR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229960002887 deanol Drugs 0.000 claims description 3
- ZBCBWPMODOFKDW-UHFFFAOYSA-N diethanolamine Chemical compound OCCNCCO ZBCBWPMODOFKDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000012972 dimethylethanolamine Substances 0.000 claims description 3
- CRVGTESFCCXCTH-UHFFFAOYSA-N methyl diethanolamine Chemical compound OCCN(C)CCO CRVGTESFCCXCTH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000012530 fluid Substances 0.000 claims description 2
- WRMNZCZEMHIOCP-UHFFFAOYSA-N 2-phenylethanol Chemical compound OCCC1=CC=CC=C1 WRMNZCZEMHIOCP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 28
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 15
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 11
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 11
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 9
- CMPGARWFYBADJI-UHFFFAOYSA-L tungstic acid Chemical compound O[W](O)(=O)=O CMPGARWFYBADJI-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 9
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 7
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 7
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 6
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 5
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 3
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 3
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 3
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 3
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 3
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229920001429 chelating resin Polymers 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 239000003480 eluent Substances 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 2
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- ULSIYEODSMZIPX-UHFFFAOYSA-N phenylethanolamine Chemical compound NCC(O)C1=CC=CC=C1 ULSIYEODSMZIPX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N sodium nitrate Chemical compound [Na+].[O-][N+]([O-])=O VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XMVONEAAOPAGAO-UHFFFAOYSA-N sodium tungstate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][W]([O-])(=O)=O XMVONEAAOPAGAO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NKTXJFKBFZWDLD-UHFFFAOYSA-N 3-methyl-3h-dithiole Chemical compound CC1SSC=C1 NKTXJFKBFZWDLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical group [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RZKSECIXORKHQS-UHFFFAOYSA-N Heptan-3-ol Chemical compound CCCCC(O)CC RZKSECIXORKHQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001476 alcoholic effect Effects 0.000 description 1
- 150000001447 alkali salts Chemical class 0.000 description 1
- 150000003863 ammonium salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 239000002585 base Substances 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 159000000007 calcium salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 230000009918 complex formation Effects 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 125000002496 methyl group Chemical group [H]C([H])([H])* 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 description 1
- 125000001997 phenyl group Chemical group [H]C1=C([H])C([H])=C(*)C([H])=C1[H] 0.000 description 1
- 229950006768 phenylethanolamine Drugs 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000010298 pulverizing process Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 235000010344 sodium nitrate Nutrition 0.000 description 1
- 239000004317 sodium nitrate Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 229910052715 tantalum Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Abstract
Description
本発明は、タングステン酸アンモニウムの製造方法に関する。 The present invention relates to a method for producing ammonium tungstate.
従来、鉱石またはスクラップ等のタングステンを含む有価物を含有する原料混合物からタングステンを回収する場合、アルカリで当該原料混合物からタングステン酸を抽出してタングステン酸のアルカリ塩とし、カルシウム塩を添加してタングステン酸カルシウムとして純度を高めた沈殿を作り、続いて酸でタングステン酸とした後にアンモニウム塩を得る方法が知られている。しかしながら、このような方法では微量の不純物の除去が困難となることが多く、採用例は少なくなっている。 Conventionally, when recovering tungsten from a raw material mixture containing valuable materials including tungsten, such as ore or scrap, tungsten acid is extracted from the raw material mixture with an alkali to obtain an alkali salt of tungstic acid, and calcium salt is added to the tungsten. There is known a method in which an ammonium salt is obtained after making a precipitate having a high purity as calcium acid and subsequently converting it into tungstic acid with an acid. However, such a method often makes it difficult to remove a very small amount of impurities, and the number of applications has decreased.
特許文献1には、タングステンを含む有価物を含有する原料混合物からタングステンを回収する方法として、アルカリ溶融塩を用いて当該原料混合物を処理し、タングステン酸ナトリウムを得る方法が開示されている。さらに特許文献2には、当該タングステン酸ナトリウムを処理してタングステン酸アンモニウムを製造する方法が開示されている。 Patent Document 1 discloses a method for obtaining sodium tungstate by treating the raw material mixture with an alkali molten salt as a method for recovering tungsten from the raw material mixture containing a valuable material including tungsten. Further, Patent Document 2 discloses a method for producing ammonium tungstate by treating the sodium tungstate.
しかしながら、特許文献1及び2では、高温のアルカリ溶融塩でタングステンを含む鉱物やスクラップ(超硬材)を処理するため、エネルギー効率が悪い。また、アルカリ溶融塩では、コバルト、鉄など、通常では金属イオンとして存在する金属も、高原子価の酸素酸イオンとなり、添加する硝酸ナトリウムを余計に消費する。このため、あらかじめコバルトなどを、亜鉛を用いて抽出する処理が必要となることがある。 However, in Patent Documents 1 and 2, energy efficiency is poor because minerals and scrap (superhard material) containing tungsten are treated with a high-temperature alkali molten salt. In addition, in an alkali molten salt, metals that normally exist as metal ions, such as cobalt and iron, also become high-valent oxyacid ions, and consume additional sodium nitrate. For this reason, the process which extracts cobalt etc. previously using zinc may be needed.
このような問題に対し、本発明者は、タングステンを含む有価物を含有する原料混合物に対して、アルコールアミンを含有する電解液を用いて電気分解を行うことで、タングステンを効率良くタングステン酸アルコールアミン溶液として回収できることを見出している(特許文献3)。 In order to solve such a problem, the present inventor efficiently converted tungsten to a tungstate alcohol by electrolyzing a raw material mixture containing a valuable material containing tungsten by using an electrolytic solution containing an alcohol amine. It has been found that it can be recovered as an amine solution (Patent Document 3).
タングステン酸アルコールアミン溶液は、このままでは工業用原料として使用に難く、通常利用されている「タングステン酸アンモニウム」の形態に変換することが望ましい。しかしながら、タングステン酸アルコールアミン溶液からタングステン酸アンモニウムを製造する方法は、過去に例が無く、その製造は困難であることが予想されていた。 The tungstic alcoholamine solution is difficult to use as an industrial raw material as it is, and it is desirable to convert it into a commonly used form of “ammonium tungstate”. However, there has been no method for producing ammonium tungstate from a tungstate alcohol amine solution in the past, and its production has been expected to be difficult.
そこで、本発明は、タングステン酸アルコールアミン溶液からタングステン酸アンモニウムを得るための新規な製造方法を提供することを課題とする。 Then, this invention makes it a subject to provide the novel manufacturing method for obtaining ammonium tungstate from a tungstate alcohol amine solution.
本発明者は、上記課題を解決するために鋭意検討した結果、タングステンを含む超硬材に対し、アルコールアミンを含有する電解液で電気分解することでタングステン酸アルコールアミン溶液を得るとき、タングステン酸はポリ酸として生成するため、特別な処理をすること無く単分子のタングステン酸よりも樹脂への吸着容量が増大していることに着目した。そして、タングステン酸アルコールアミン溶液を陰イオン交換樹脂に通液することでタングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させ、続いてアンモニア水を陰イオン交換樹脂に通液することでタングステン酸イオンを溶離させてタングステン酸アンモニウムを得ることができることを見出した。 As a result of diligent studies to solve the above problems, the present inventor obtained a tungstic acid alcoholamine solution by electrolyzing a cemented carbide containing tungsten with an electrolyte containing an alcoholamine. Since it produces | generates as a polyacid, it paid attention to the adsorption capacity to resin increasing rather than a monomolecular tungstic acid, without carrying out a special process. Then, the tungstate alcohol amine solution is passed through the anion exchange resin to adsorb the tungstate ion to the anion exchange resin, and then ammonia water is passed through the anion exchange resin to elute the tungstate ion. And found that ammonium tungstate can be obtained.
以上の知見を基礎として完成した本発明は一側面において、タングステン酸アルコールアミン溶液を陰イオン交換樹脂に通液することでタングステン酸イオンを前記陰イオン交換樹脂に吸着させる工程と、アンモニア水を前記陰イオン交換樹脂に通液することで前記陰イオン交換樹脂に吸着したタングステン酸イオンを溶離させてタングステン酸アンモニウムを得る工程とを含むことを特徴とするタングステン酸アンモニウムの製造方法である。 The present invention completed on the basis of the above knowledge, in one aspect, the step of adsorbing tungstate ion to the anion exchange resin by passing the tungstate alcohol amine solution through the anion exchange resin, And a step of elution of tungstate ions adsorbed on the anion exchange resin by passing the solution through the anion exchange resin to obtain ammonium tungstate.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は一実施形態において、前記アンモニア水におけるアンモニアの濃度が140g/L以上である。 In one embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the ammonia concentration in the ammonia water is 140 g / L or more.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は別の一実施形態において、前記アンモニア水におけるアンモニアの濃度が140〜350g/Lである。 In another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the ammonia concentration in the ammonia water is 140 to 350 g / L.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アンモニア水の通液の空間速度SVが7hr-1以上である。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the space velocity SV of the ammonia water flow is 7 hr −1 or more.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アンモニア水の通液の空間速度SVが7〜20hr-1である。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the space velocity SV of the ammonia water flow is 7 to 20 hr −1 .
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アンモニア水の通液量が、前記陰イオン交換樹脂の体積の0.3倍以上である。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the amount of ammonia water passing is 0.3 times or more the volume of the anion exchange resin.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アンモニア水の通液量が、前記陰イオン交換樹脂の体積の0.3〜3倍である。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the amount of ammonia water passing is 0.3 to 3 times the volume of the anion exchange resin.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記タングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させる工程において、前記タングステン酸アルコールアミン溶液を前記陰イオン交換樹脂に通液することで得られた通液後液を、前記陰イオン交換樹脂に戻して再度通液させる。 In another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, in the step of adsorbing the tungstate ion to the anion exchange resin, the tungstate alcohol amine solution is passed through the anion exchange resin. The liquid after passing through obtained in step 1 is returned to the anion exchange resin and allowed to pass again.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記タングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させる工程の後に、純水を前記陰イオン交換樹脂に通液することで前記陰イオン交換樹脂を洗浄する工程をさらに含む。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, pure water is passed through the anion exchange resin after the step of adsorbing the tungstate ions to the anion exchange resin. The method further includes a step of washing the ion exchange resin.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記タングステン酸アルコールアミン溶液を、タングステンを含む有価物を含有する原料混合物に対して、アルコールアミンを含有する電解液を用いて電気分解を行うことで作製する。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate of the present invention, the tungstate alcohol amine solution is prepared by using an electrolyte containing alcohol amine with respect to a raw material mixture containing a valuable material containing tungsten. It is made by electrolysis.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アルコールアミンが、メタノールアミン、エタノールアミン、プロパノールアミン、ブタノールアミン、ペンタノールアミン、ジメタノールアミン、ジエタノールアミン、トリメタノールアミン、メチルメタノールアミン、メチルエタノールアミン、メチルプロパノールアミン、メチルブタノールアミン、エチルメタノールアミン、エチルエタノールアミン、エチルプロパノールアミン、ジメチルメタノールアミン、ジメチルエタノールアミン、ジメチルプロパノールアミン、メチルジメタノールアミン、メチルジエタノールアミン及びジエチルメタノールアミンからなる群から選択される1種以上である。 In another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the alcohol amine is methanolamine, ethanolamine, propanolamine, butanolamine, pentanolamine, dimethanolamine, diethanolamine, trimethanolamine, methyl. Methanolamine, methylethanolamine, methylpropanolamine, methylbutanolamine, ethylmethanolamine, ethylethanolamine, ethylpropanolamine, dimethylmethanolamine, dimethylethanolamine, dimethylpropanolamine, methyldimethanolamine, methyldiethanolamine and diethylmethanolamine It is 1 or more types selected from the group which consists of.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アルコールアミンが、トリエタノールアミン、ジブタノールアミン、ジペンタノールアミン、ジヘキサノールアミン、トリプロパノールアミン、トリブタノールアミン、メチルジプロパノールアミン、メチルジブタノールアミン、メチルジヘキサノールアミン、エチルジプロパノールアミン、エチルジブタノールアミン及びブチルジエタノールアミンからなる群から選択される1種以上である。 In still another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the alcohol amine is triethanolamine, dibutanolamine, dipentanolamine, dihexanolamine, tripropanolamine, tributanolamine, methyldithiol. One or more selected from the group consisting of propanolamine, methyldibutanolamine, methyldihexanolamine, ethyldipropanolamine, ethyldibutanolamine and butyldiethanolamine.
本発明のタングステン酸アンモニウムの製造方法は更に別の一実施形態において、前記アルコールアミンが、ヘプタノールアミン、デカノールアミン、ノナノールアミン、デカノールアミン、メチルヘキサノールアミン、メチルオクタノールアミン、エチルペンタノールアミン、ヘキシルジエタノールアミン、ジメチルヘキサノールアミン、ラウリルジエタノールアミン、ベンジルエタノールアミン及びフェニルエタノールアミンからなる群から選択される1種以上である。 In another embodiment of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention, the alcohol amine is heptanolamine, decanolamine, nonanolamine, decanolamine, methylhexanolamine, methyloctanolamine, ethylpentanol. One or more selected from the group consisting of amine, hexyldiethanolamine, dimethylhexanolamine, lauryldiethanolamine, benzylethanolamine and phenylethanolamine.
本発明によれば、タングステン酸アルコールアミン溶液からタングステン酸アンモニウムを得るための新規な製造方法を提供することができる。 ADVANTAGE OF THE INVENTION According to this invention, the novel manufacturing method for obtaining ammonium tungstate from a tungstate alcohol amine solution can be provided.
本発明に係るタングステン酸アンモニウムの製造方法は、タングステン酸アルコールアミン溶液を陰イオン交換樹脂に通液することでタングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させる工程と、アンモニア水を陰イオン交換樹脂に通液することで陰イオン交換樹脂に吸着したタングステン酸イオンを溶離させてタングステン酸アンモニウムを得る工程とを含む。当該工程以外の本発明に係るタングステン酸アンモニウムの製造方法にとって好ましい工程も含めて、以下に本発明に係るタングステン酸アンモニウムの製造方法の実施形態を詳細に説明する。 The method for producing ammonium tungstate according to the present invention includes a step of adsorbing tungstate ions on an anion exchange resin by passing a tungstate alcohol amine solution through the anion exchange resin, and ammonia water as an anion exchange resin. And elution of tungstate ions adsorbed on the anion exchange resin by passing the solution to obtain ammonium tungstate. In the following, embodiments of the method for producing ammonium tungstate according to the present invention will be described in detail, including the steps preferable for the method for producing ammonium tungstate according to the present invention other than the above steps.
まず、処理対象となるタングステンを含む有価物を含有する原料混合物を準備する。タングステンを含む有価物を含有する原料混合物としては、タングステンを含む鉱物やスクラップ(超硬材)等が挙げられる。また、より具体的には、タングステンスクラップを粉砕した、いわゆるタングステンリサイクル材等が挙げられる。本発明の処理対象となるタングステンを含む有価物を含有する原料混合物は、例えば、Coを0〜15mass%、Niを0〜5mass%、Feを0〜5mass%、Tiを0〜5mass%、Taを0〜15mass%含有し、タングステンの純度は3〜95mass%である。また、本発明の処理対象となるタングステンを含む有価物を含有する原料混合物は、タングステン以外の有価物を1〜30mass%含有してもよく、タングステン以外の有価物を1〜10mass%含有してもよく、タングステン以外の有価物を3〜10mass%含有してもよい。 First, a raw material mixture containing a valuable material containing tungsten to be processed is prepared. Examples of the raw material mixture containing a valuable material containing tungsten include a mineral containing tungsten and scrap (superhard material). More specifically, a so-called tungsten recycled material obtained by pulverizing tungsten scrap can be used. The raw material mixture containing a valuable material including tungsten to be treated according to the present invention includes, for example, Co of 0 to 15 mass%, Ni of 0 to 5 mass%, Fe of 0 to 5 mass%, Ti of 0 to 5 mass%, Ta Is contained in an amount of 0 to 15 mass%, and the purity of tungsten is 3 to 95 mass%. Moreover, the raw material mixture containing a valuable material containing tungsten to be treated in the present invention may contain 1-30 mass% of a valuable material other than tungsten, or 1-10 mass% of a valuable material other than tungsten. Alternatively, 3 to 10 mass% of valuable materials other than tungsten may be contained.
次に、アノード及びカソード、アルコールアミンを含有する電解液を備えた電解槽を準備し、これを用いてタングステンを含む有価物を含有する原料混合物の電気分解を行い、タングステン酸アルコールアミン溶液を得る。
電解槽は、特に限定されないが、例えば、図1に示す構成であってもよい。図1は、アノードとしてチタンバスケットを用いており、このチタンバスケットの中にタングステンを含む有価物を含有する原料混合物が設けられている。チタンバスケットは、高電圧、高電流及び高温の電解処理条件で安定である点で好ましい。
Next, an anode and a cathode, and an electrolytic cell equipped with an electrolytic solution containing alcohol amine are prepared, and using this, a raw material mixture containing a valuable material containing tungsten is electrolyzed to obtain a tungstate alcohol amine solution. .
Although an electrolytic cell is not specifically limited, For example, the structure shown in FIG. 1 may be sufficient. In FIG. 1, a titanium basket is used as an anode, and a raw material mixture containing a valuable material containing tungsten is provided in the titanium basket. Titanium baskets are preferred in that they are stable under high voltage, high current and high temperature electrolytic treatment conditions.
アルコールアミンは、メタノールアミン、エタノールアミン、プロパノールアミン、ブタノールアミン、ペンタノールアミン、ジメタノールアミン、ジエタノールアミン、トリメタノールアミン、メチルメタノールアミン、メチルエタノールアミン、メチルプロパノールアミン、メチルブタノールアミン、エチルメタノールアミン、エチルエタノールアミン、エチルプロパノールアミン、ジメチルメタノールアミン、ジメチルエタノールアミン、ジメチルプロパノールアミン、メチルジメタノールアミン、メチルジエタノールアミン及びジエチルメタノールアミンからなる群から選択される1種以上であってもよい。 Alcoholamines are methanolamine, ethanolamine, propanolamine, butanolamine, pentanolamine, dimethanolamine, diethanolamine, trimethanolamine, methylmethanolamine, methylethanolamine, methylpropanolamine, methylbutanolamine, ethylmethanolamine, It may be one or more selected from the group consisting of ethylethanolamine, ethylpropanolamine, dimethylmethanolamine, dimethylethanolamine, dimethylpropanolamine, methyldimethanolamine, methyldiethanolamine and diethylmethanolamine.
また、アルコールアミンは、トリエタノールアミン、ジブタノールアミン、ジペンタノールアミン、ジヘキサノールアミン、トリプロパノールアミン、トリブタノールアミン、メチルジプロパノールアミン、メチルジブタノールアミン、メチルジヘキサノールアミン、エチルジプロパノールアミン、エチルジブタノールアミン及びブチルジエタノールアミンからなる群から選択される1種以上であってもよい。 Alcohol amines are triethanolamine, dibutanolamine, dipentanolamine, dihexanolamine, tripropanolamine, tributanolamine, methyldipropanolamine, methyldibutanolamine, methyldihexanolamine, ethyldipropanolamine. One or more selected from the group consisting of ethyldibutanolamine and butyldiethanolamine may be used.
さらに、アルコールアミンは、ヘプタノールアミン、デカノールアミン、ノナノールアミン、デカノールアミン、メチルヘキサノールアミン、メチルオクタノールアミン、エチルペンタノールアミン、ヘキシルジエタノールアミン、ジメチルヘキサノールアミン、ラウリルジエタノールアミン、ベンジルエタノールアミン及びフェニルエタノールアミンからなる群から選択される1種以上であってもよい。 In addition, alcohol amines include heptanolamine, decanolamine, nonanolamine, decanolamine, methylhexanolamine, methyloctanolamine, ethylpentanolamine, hexyldiethanolamine, dimethylhexanolamine, lauryldiethanolamine, benzylethanolamine and phenyl. It may be one or more selected from the group consisting of ethanolamine.
電解液中のアルコールアミンの濃度は、1〜80mass%であるのが好ましい。電解液中のアルコールアミンの濃度が1mass%未満であると、導電性が低くなり過ぎて電気分解が不安定になり、錯体形成が困難となるおそれがある。電解液中のアルコールアミンの濃度が80mass%超であると、電解液の種類によっては水への溶解度を超えてしまうし、必要以上に濃度が高くなり、コストの面で不利となる。電解液中のアルコールアミンの濃度は、より好ましくは2〜50mass%、更により好ましくは5〜40mass%、更により好ましくは5〜20mass%である。 The concentration of alcohol amine in the electrolytic solution is preferably 1 to 80 mass%. If the concentration of the alcohol amine in the electrolytic solution is less than 1 mass%, the conductivity becomes too low and the electrolysis becomes unstable, and complex formation may be difficult. If the concentration of alcoholamine in the electrolytic solution exceeds 80 mass%, the solubility in water may be exceeded depending on the type of the electrolytic solution, and the concentration becomes higher than necessary, which is disadvantageous in terms of cost. The concentration of alcohol amine in the electrolytic solution is more preferably 2 to 50 mass%, still more preferably 5 to 40 mass%, and even more preferably 5 to 20 mass%.
電気分解の際の電解液の温度は20〜80℃に調整して電気分解を行うのが好ましい。電解液の温度が20〜80℃であれば、アルコールアミンが安定化し、アルコールアミンの揮発が良好に抑制される。このため、電解反応において、電解液が揮発せず、安定であり、且つ、不純物が少ないという利点がある。また、電解液の温度は、電解速度の観点から60℃以上の高温に設定することがより好ましい。例えば、アンモニアでは50℃以上は揮発が激しく補給量が大量だが、アルコールアミン系は沸点が高く揮発しづらいため、60℃以上でも問題無く使用可能である。 It is preferable to perform the electrolysis by adjusting the temperature of the electrolytic solution during electrolysis to 20 to 80 ° C. If the temperature of electrolyte solution is 20-80 degreeC, alcoholamine will be stabilized and volatilization of alcoholamine will be suppressed favorably. For this reason, in an electrolytic reaction, there exists an advantage that electrolyte solution does not volatilize, it is stable, and there are few impurities. The temperature of the electrolytic solution is more preferably set to a high temperature of 60 ° C. or more from the viewpoint of electrolysis speed. For example, ammonia is highly volatile at 50 ° C. or higher, and the replenishment amount is large. However, the alcohol amine system has a high boiling point and is difficult to volatilize, so it can be used without problems even at 60 ° C. or higher.
電解液のpHは、7以上であることが好ましい。pHが7未満であると、生成したタングステン酸イオンが溶解していられなくなり、WO3若しくはH2WO4などの形で析出し、結果として電解溶解を阻害してしまう可能性がある。電解液は、より好ましくは、例えばpH10以上の弱アルカリ性となるように調整される。 The pH of the electrolytic solution is preferably 7 or more. If the pH is less than 7, the generated tungstate ions cannot be dissolved and may be deposited in the form of WO 3 or H 2 WO 4, and as a result, electrolytic dissolution may be hindered. More preferably, the electrolytic solution is adjusted to be weakly alkaline, for example, having a pH of 10 or more.
電解液に用いるアルコールアミンは、耐電圧性・耐電流密度性が高く、生産性のためには電気分解における設定電圧及び設定電流密度はそれぞれ高い方が好ましいが、設備の制約やカソード側へのダメージを考えると、設定電圧は20V以下とし、設定電流密度は500A/dm2以下とするのが実用的であるため好ましい。参考に、図2に電気分解における定電圧と電流効率との関係を示す。 Alcoholamine used in the electrolyte has high withstand voltage and high withstand current density. For productivity, it is preferable that the set voltage and set current density in electrolysis are high, respectively. Considering damage, it is preferable that the set voltage is 20 V or less and the set current density is 500 A / dm 2 or less because it is practical. For reference, FIG. 2 shows the relationship between constant voltage and current efficiency in electrolysis.
次に、タングステン酸アルコールアミン溶液を陰イオン交換樹脂に通液することでタングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させる。当該タングステン酸アルコールアミン溶液中のタングステン濃度は特に限定されないが、10〜140g/Lであるのが好ましい。タングステン酸アルコールアミン溶液中のタングステン濃度が10g/L未満である場合、水等の溶媒の量が多過ぎるという問題が生じることがあり、また、140g/Lを超える場合は陰イオン交換樹脂を充填する樹脂充填塔を長くする必要があり設備コストの面で問題が生じることがある。また、このように樹脂充填塔が長いとタングステン酸などの結晶が析出してしまうおそれがある。 Next, the tungstate alcohol amine solution is passed through the anion exchange resin to adsorb the tungstate ion to the anion exchange resin. The tungsten concentration in the tungstate alcohol amine solution is not particularly limited, but is preferably 10 to 140 g / L. When the tungsten concentration in the tungstate alcohol amine solution is less than 10 g / L, there may be a problem that the amount of a solvent such as water is excessive, and when it exceeds 140 g / L, it is filled with an anion exchange resin. It is necessary to lengthen the resin-filled tower, and there may be a problem in terms of equipment cost. In addition, if the resin-filled tower is long as described above, crystals such as tungstic acid may be precipitated.
上述のように、タングステンを含む超硬材に対し、アルコールアミンを含有する電解液で電気分解することでタングステン酸アルコールアミン溶液を得るとき、タングステン酸はポリ酸として生成するため、特別な処理をすること無く単分子のタングステン酸よりも樹脂への吸着容量が増大している。このため、陰イオン交換樹脂に良好に吸着させることができ、タングステン酸イオンをアルコールアミンから良好に分離することができる。 As described above, when a tungsten carbide-alcoholamine solution is obtained by electrolysis with an electrolyte containing an alcoholamine on a cemented carbide containing tungsten, since tungstic acid is generated as a polyacid, a special treatment is performed. Without adsorption, the adsorption capacity to the resin is increased as compared with the monomolecular tungstic acid. For this reason, it can be made to adsorb | suck favorably to an anion exchange resin, and a tungstate ion can be favorably isolate | separated from alcohol amine.
本発明においてタングステン酸イオンは、WO4 2-等のモノタングステン酸イオン、または、HW6O21 5-、H2W12O40 6-及びW12O41 10-等のポリタングステン酸イオンを示す。アルコールアミン溶液中で電解しているタングステン酸のアルコールアミンを生成させるときは、アルコールアミンの濃度がモノタングステン酸の当量よりも少ない場合であっても、安定的に溶液として存在している。このため、大部分がポリタングステン酸として生成していることがわかる。 In the present invention, the tungstate ion is a monotungstate ion such as WO 4 2− or a polytungstate ion such as HW 6 O 21 5− , H 2 W 12 O 40 6− and W 12 O 41 10−. Show. When the alcohol amine of tungstic acid electrolyzed in the alcohol amine solution is generated, even if the concentration of the alcohol amine is less than the equivalent of monotungstic acid, it exists as a stable solution. For this reason, it turns out that most has produced | generated as polytungstic acid.
陰イオン交換樹脂としては、I型、II型のどちらであってもよいが、効率的にタングステン酸を吸着させるためには、強塩基であるI型を用いることが好ましい。また、アルコールアミン溶液を使用するため、有機溶媒で安定的に使用できるイオン交換樹脂が好ましい。具体的には、ダウ・ケミカル社製アンバーライトIRA900JまたはアンバーライトIRA904等が挙げられる。 The anion exchange resin may be either type I or type II, but in order to efficiently adsorb tungstic acid, it is preferable to use type I which is a strong base. Moreover, since an alcoholamine solution is used, an ion exchange resin that can be stably used in an organic solvent is preferable. Specific examples include Amberlite IRA900J or Amberlite IRA904 manufactured by Dow Chemical Company.
陰イオン交換樹脂を充填する樹脂充填塔は、単独であってもよく、2つ以上を連続して用いるものであってもよい。また、そのような樹脂充填塔は、例えば、内径2〜500cmの管に陰イオン交換樹脂を15〜1000cmの高さ(長さ)で充填したものとしてもよい。タングステン酸アルコールアミン溶液の通液速度は、特に限定されないが、空間速度SVが0.5〜10hr-1であるのが好ましく、0.8〜5hr-1であるのがより好ましい。 The resin packed tower filled with the anion exchange resin may be used alone or two or more may be used in succession. Moreover, such a resin packed tower is good also as what packed the pipe | tube with an internal diameter of 2-500 cm with the height (length) of 15-1000 cm of anion exchange resin, for example. Liquid permeation speed of tungstate alcoholic amine solution is not particularly limited, but is preferably a space velocity SV is 0.5~10Hr -1, and more preferably 0.8~5hr -1.
また、タングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させる工程において、タングステン酸アルコールアミン溶液を陰イオン交換樹脂に通液することで得られた通液後液を、陰イオン交換樹脂に戻して再度通液させてもよい。タングステン酸アルコールアミン溶液を陰イオン交換樹脂に通液させて得られた通液後液には、陰イオン交換樹脂に吸着されなかったポリタングステン酸イオンが残存していることがある。このため、上述の構成によって通液後液を再度陰イオン交換樹脂に通液させて、ポリタングステン酸イオンをより多く回収することができる。 Further, in the step of adsorbing tungstate ions to the anion exchange resin, the liquid after passing through obtained by passing the tungstate alcohol amine solution through the anion exchange resin is returned to the anion exchange resin and passed again. You may make it liquid. Polytungstate ions that have not been adsorbed by the anion exchange resin may remain in the post-solution obtained by passing the tungstate alcohol amine solution through the anion exchange resin. For this reason, with the above-described configuration, the post-fluid solution can be passed through the anion exchange resin again, and more polytungstate ions can be recovered.
タングステン酸イオンを陰イオン交換樹脂に吸着させる工程の後に、純水を陰イオン交換樹脂に通液することで陰イオン交換樹脂を洗浄する工程を実施してもよい。このように洗浄によって陰イオン交換樹脂に残存しているアルコールアミンを流し出すことで、次の工程で溶出させるタングステン酸アンモニウムの純度を上げることができる。 After the step of adsorbing tungstate ions on the anion exchange resin, a step of washing the anion exchange resin by passing pure water through the anion exchange resin may be performed. Thus, the purity of ammonium tungstate eluted in the next step can be increased by washing off the alcohol amine remaining in the anion exchange resin by washing.
次に、アンモニア水を陰イオン交換樹脂に通液することで陰イオン交換樹脂に吸着したタングステン酸イオンを溶離させてタングステン酸アンモニウムを得る。これにより、モノタングステン酸イオンが安定して存在することができる。アンモニア水におけるアンモニアの濃度は140g/L以上であるのが好ましい。アンモニア水におけるアンモニア濃度が140g/L未満であると、ポリタングステン酸アンモニウムの結晶を析出してしまうおそれがある。また、アンモニア水におけるアンモニアの濃度は140〜350g/Lであるのが好ましい。アンモニア水におけるアンモニア濃度が350g/Lを超えると、アンモニアの揮発が激しく加圧する等の対策が必要となるおそれがある。 Next, by passing ammonia water through the anion exchange resin, the tungstate ions adsorbed on the anion exchange resin are eluted to obtain ammonium tungstate. Thereby, monotungstate ion can exist stably. The ammonia concentration in the aqueous ammonia is preferably 140 g / L or more. If the ammonia concentration in the aqueous ammonia is less than 140 g / L, crystals of ammonium polytungstate may be precipitated. The ammonia concentration in the aqueous ammonia is preferably 140 to 350 g / L. If the ammonia concentration in the aqueous ammonia exceeds 350 g / L, measures such as excessive volatilization of ammonia may be required.
アンモニア水の陰イオン交換樹脂への通液の空間速度SVは7hr-1以上であるのが好ましい。アンモニア水の陰イオン交換樹脂への通液の空間速度SVが7hr-1未満であると、陰イオン交換樹脂へのアンモニア水の供給が不足してアンモニア濃度が低下し、ポリタングステン酸アンモニウムの結晶を生成するおそれがある。また、アンモニア水の通液の空間速度SVが7〜20hr-1であるのが好ましい。アンモニア水の通液の空間速度SVが20hr-1を超えると、流速が大きくなり過ぎてタングステン酸アンモニウム水溶液の濃度が低下し、回収に要する費用が増えるおそれがある。 It is preferable that the space velocity SV of ammonia water passing through the anion exchange resin is 7 hr −1 or more. When the space velocity SV of the flow of ammonia water to the anion exchange resin is less than 7 hr.sup.- 1 , supply of the ammonia water to the anion exchange resin is insufficient, the ammonia concentration is lowered, and crystals of ammonium polytungstate. May be generated. Moreover, it is preferable that the space velocity SV of the flow of ammonia water is 7 to 20 hr −1 . If the space velocity SV of the aqueous ammonia solution exceeds 20 hr −1 , the flow rate becomes too high, the concentration of the ammonium tungstate aqueous solution decreases, and the cost required for recovery may increase.
アンモニア水の陰イオン交換樹脂への通液量は、陰イオン交換樹脂の体積の0.3倍以上であるのが好ましい。アンモニア水の陰イオン交換樹脂への通液量が陰イオン交換樹脂の体積の0.3倍未満であると、タングステン酸イオンの溶離が不完全となるおそれがある。また、当該アンモニア水の通液量は陰イオン交換樹脂の体積の0.3〜3倍であるのが好ましい。アンモニア水の陰イオン交換樹脂への通液量が陰イオン交換樹脂の体積の3倍を超えると、溶離に関与しないアンモニア水が溶離液に加わることとなり、溶離液中のタングステン濃度が低下するおそれがある。 The amount of ammonia water passing through the anion exchange resin is preferably 0.3 times or more the volume of the anion exchange resin. If the amount of ammonia water passing through the anion exchange resin is less than 0.3 times the volume of the anion exchange resin, elution of tungstate ions may be incomplete. Moreover, it is preferable that the flow rate of the ammonia water is 0.3 to 3 times the volume of the anion exchange resin. If the amount of ammonia water passing through the anion exchange resin exceeds three times the volume of the anion exchange resin, ammonia water that does not participate in elution will be added to the eluent, and the tungsten concentration in the eluent may be reduced. There is.
以下、本発明の実施例を説明するが、実施例は例示目的であって発明が限定されることを意図しない。 Examples of the present invention will be described below, but the examples are for illustrative purposes and are not intended to limit the invention.
(実施例1)
電解槽のアノードとして、表1に示す品位の超硬材スクラップ10kgをチタンバスケットに入れたものを用いた。
電解槽のカソードとして、チタン板を用いた。
電解液に2kgのモノエタノールアミンを用いて純水で20Lとした。次に、整流器を接続し、電流密度を5A/dm2として、100Aの定電流で、温度を70℃にて電解溶解を10時間行った。
Example 1
As the anode of the electrolytic cell, a super hard material scrap of 10 kg of the grade shown in Table 1 in a titanium basket was used.
A titanium plate was used as the cathode of the electrolytic cell.
The electrolyte was made up to 20 L with pure water using 2 kg of monoethanolamine. Next, a rectifier was connected, the current density was 5 A / dm 2 , and electrolytic dissolution was performed at a constant current of 100 A and a temperature of 70 ° C. for 10 hours.
その結果、カソードのチタン板表面に金属コバルトが析出した。また、電解液にはタングステンが溶解してタングステン酸アルコールアミン溶液となっており、且つ、電解液中に残渣が生じた。また、タングステンの溶解量は0.6kgで電流効率はほぼ100%であった。 As a result, metallic cobalt was deposited on the surface of the titanium plate of the cathode. Further, tungsten was dissolved in the electrolytic solution to form a tungstate alcohol amine solution, and a residue was generated in the electrolytic solution. The dissolved amount of tungsten was 0.6 kg and the current efficiency was almost 100%.
次に、内径5cm、高さ20cmの管に陰イオン交換樹脂を充填した樹脂充填塔を準備した。続いて、当該樹脂充填塔内に、上記タングステン酸アルコールアミン溶液を通液した。通液の空間速度SVは10hr-1とした。陰イオン交換樹脂は、あらかじめ塩酸を流して塩化物イオンに置換したものを使用した。
続いて、樹脂充填塔内に純水5Lを通液して、残存しているアルコールアミンを流し出した。
Next, a resin packed tower in which a tube having an inner diameter of 5 cm and a height of 20 cm was filled with an anion exchange resin was prepared. Subsequently, the tungstic alcoholamine solution was passed through the resin packed tower. The space velocity SV of the liquid flow was 10 hr −1 . As the anion exchange resin, a resin which was previously substituted with chloride ions by flowing hydrochloric acid was used.
Subsequently, 5 L of pure water was passed through the resin packed tower to pour out the remaining alcohol amine.
次に、洗浄を終えた樹脂充填塔内に、170g/Lのアンモニア水を空間速度SV10hr-1で10L通液させることで、タングステン酸アンモニウムとして回収した。 Next, 170 g / L of ammonia water was passed through the resin-filled tower after the washing at a space velocity of SV10 hr −1 to recover ammonium tungstate.
Claims (13)
アンモニア水を前記陰イオン交換樹脂に通液することで前記陰イオン交換樹脂に吸着したタングステン酸イオンを溶離させてタングステン酸アンモニウムを得る工程と、
を含むことを特徴とするタングステン酸アンモニウムの製造方法。 Adsorbing tungstate ion on the anion exchange resin by passing the tungstate alcohol amine solution through the anion exchange resin;
Elution of tungstate ions adsorbed on the anion exchange resin by passing ammonia water through the anion exchange resin to obtain ammonium tungstate;
A process for producing ammonium tungstate, comprising:
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2016098937A JP6760759B2 (en) | 2016-05-17 | 2016-05-17 | Manufacturing method of ammonium tungstate |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2016098937A JP6760759B2 (en) | 2016-05-17 | 2016-05-17 | Manufacturing method of ammonium tungstate |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JP2017206404A true JP2017206404A (en) | 2017-11-24 |
JP6760759B2 JP6760759B2 (en) | 2020-09-23 |
Family
ID=60414862
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP2016098937A Active JP6760759B2 (en) | 2016-05-17 | 2016-05-17 | Manufacturing method of ammonium tungstate |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JP6760759B2 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111014723A (en) * | 2019-11-27 | 2020-04-17 | 有研亿金新材料有限公司 | Preparation method of high-purity nano tungsten powder for semiconductor memory |
-
2016
- 2016-05-17 JP JP2016098937A patent/JP6760759B2/en active Active
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111014723A (en) * | 2019-11-27 | 2020-04-17 | 有研亿金新材料有限公司 | Preparation method of high-purity nano tungsten powder for semiconductor memory |
CN111014723B (en) * | 2019-11-27 | 2022-09-20 | 有研亿金新材料有限公司 | Preparation method of high-purity nano tungsten powder for semiconductor memory |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JP6760759B2 (en) | 2020-09-23 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101532095B (en) | Method for producing electrodeposited cobalt by non-hydrochloric acid electrolyte | |
JP2013036111A (en) | Method of recovering tungsten | |
CN104032136B (en) | A kind of method reclaiming copper-indium-galliun-selenium from waste material | |
JP2014501850A (en) | Electrical recovery of gold and silver from thiosulfate solutions | |
CN106430320A (en) | Method for recycling rhenium from tungsten-rhenium alloy waste | |
KR101990234B1 (en) | Manufacturing method of tungsten | |
CN104674298A (en) | Method for recycling and preparing high-purity nickel from recycled nickel-based high-temperature alloy material | |
JP2017206404A (en) | Method for producing ammonium tungstate | |
JP6687603B2 (en) | Method of manufacturing tungsten carbide | |
KR102011588B1 (en) | Recovery method of valuables containing tungsten | |
CN104651880B (en) | The method that a kind of decopper(ing) point cyanogen simultaneous PROCESS FOR TREATMENT silver smelts the lean solution containing cyanogen | |
JP6784510B2 (en) | Method for producing alcohol amine polytungstate | |
JP2020055728A (en) | Method of producing sulfuric acid solution | |
CN107406271B (en) | Process for producing metallic polyacid and metallic polyacid | |
WO2022188240A1 (en) | Method for in-situ synthesis of tungsten carbide powder | |
JP2017226875A (en) | Method for regenerating alcoholamine-containing electrolytic solution | |
JP2023097401A (en) | Method for extracting palladium | |
JP2014019898A (en) | Method for recovering rhenium |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20190328 |
|
A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20191213 |
|
A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20200121 |
|
A601 | Written request for extension of time |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A601 Effective date: 20200323 |
|
A521 | Request for written amendment filed |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20200521 |
|
TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20200804 |
|
A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20200903 |
|
R151 | Written notification of patent or utility model registration |
Ref document number: 6760759 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R151 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |