JP5100104B2 - Method for producing ammonium tungstate aqueous solution - Google Patents

Method for producing ammonium tungstate aqueous solution Download PDF

Info

Publication number
JP5100104B2
JP5100104B2 JP2006340956A JP2006340956A JP5100104B2 JP 5100104 B2 JP5100104 B2 JP 5100104B2 JP 2006340956 A JP2006340956 A JP 2006340956A JP 2006340956 A JP2006340956 A JP 2006340956A JP 5100104 B2 JP5100104 B2 JP 5100104B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
fraction
tungstate
eluent
ammonium
concentration
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.)
Active
Application number
JP2006340956A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JP2008150251A (en
Inventor
哲郎 武藤
周作 吉良
治 前田
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Japan New Metals Co Ltd
Original Assignee
Japan New Metals Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Japan New Metals Co Ltd filed Critical Japan New Metals Co Ltd
Priority to JP2006340956A priority Critical patent/JP5100104B2/en
Publication of JP2008150251A publication Critical patent/JP2008150251A/en
Application granted granted Critical
Publication of JP5100104B2 publication Critical patent/JP5100104B2/en
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Landscapes

  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Description

本発明は、CL形強塩基性陰イオン交換樹脂を使用してタングステン酸ナトリウム水溶液からタングステン酸アンモニウム水溶液を高濃度、且つ高回収率で製造する方法に関する。 The present invention relates to a method for producing an ammonium tungstate aqueous solution from a sodium tungstate aqueous solution at a high concentration and a high recovery rate using a CL-type strongly basic anion exchange resin.

高純度パラタングステン酸アンモニウム結晶は、半導体電極、配線等の製造に使用されるタングステンターゲットのような電子工業用タングステン材料の原料として用いられているが、近年半導体デバイスの進展に伴いより高品質のタングステン原料が所望されてきている。   High purity ammonium paratungstate crystal is used as a raw material for tungsten materials for electronics industry such as tungsten targets used in the manufacture of semiconductor electrodes, wiring, etc. Tungsten raw materials have been desired.

パラタングステン酸アンモニウムは、通常、原料鉱石から数工程を経て得られるタングステン酸ナトリウム溶液から製造される。一般的なタングステン精製プロセスでは、原料鉱石を濃水酸化ナトリウム中で煮沸して、タングステン酸ナトリウム溶液としてタングステンを抽出する。得られたタングステン酸ナトリウム溶液には不純物であるシリカ、リン、砒素、モリブデン等が含まれているので、これら不純物が除去される。
次に、不純物を除去したタングステン酸ナトリウム溶液に塩化カルシウム溶液を添加して、タングステン酸カルシウムを沈殿させ、さらに塩酸を加えてタングステン酸を析出する。そして、タングステン酸にアンモニア水を添加して、タングステン酸アンモニウム溶液を得、蒸発濃縮して、パラタングステン酸アンモニウムを取得している。さらにタングステン粉末を製造するときには、このパラタングステン酸アンモニウムを熱分解、水素還元させて粉末を得る。
一方、非特許文献1に記載されているように、タングステン酸ナトリウム溶液を陰イオン交換樹脂に通液し、アンモニア含有液で溶離することによりタングステン酸アンモニウム溶液を得ることが知られている。
Ammonium paratungstate is usually produced from a sodium tungstate solution obtained from raw ores through several steps. In a typical tungsten purification process, raw ore is boiled in concentrated sodium hydroxide to extract tungsten as a sodium tungstate solution. Since the obtained sodium tungstate solution contains impurities such as silica, phosphorus, arsenic, and molybdenum, these impurities are removed.
Next, a calcium chloride solution is added to the sodium tungstate solution from which impurities have been removed to precipitate calcium tungstate, and hydrochloric acid is further added to precipitate tungstic acid. Then, ammonia water is added to tungstic acid to obtain an ammonium tungstate solution, which is evaporated and concentrated to obtain ammonium paratungstate. Further, when producing tungsten powder, the ammonium paratungstate is thermally decomposed and hydrogen reduced to obtain powder.
On the other hand, as described in Non-Patent Document 1, it is known to obtain an ammonium tungstate solution by passing a sodium tungstate solution through an anion exchange resin and eluting with an ammonia-containing solution.

更に、非特許文献2には、タングステン酸ナトリウム溶液を陰イオン交換樹脂に通液し、塩化アンモニウム水溶液で溶離することによりタングステン酸アンモニウム溶液を得ることが報告されている。しかし、タングステン酸アンモニウムはpH9以上の場合は溶解度が大きく溶液として存在できるが、pH4〜9の場合、溶解度の小さいパラタングステン酸アンモニウムを形成することから、タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂に塩化アンモニウムのみの溶液を接触させると、流出液pHが9以下となり、パラタングステン酸アンモニウムの析出が問題であり、高濃度でタングステン酸アンモニウムは回収出来ない欠点がある。
Int.J.of Refractory Metals & Hard Materials,13,(1995)217−220 Chinese Journal of Reactive Polymers 1995, 4(1〜2),1〜7
Furthermore, Non-Patent Document 2 reports that an ammonium tungstate solution is obtained by passing a sodium tungstate solution through an anion exchange resin and eluting with an aqueous ammonium chloride solution. However, ammonium tungstate has a high solubility at pH 9 or higher and can exist as a solution. However, when pH is 4 to 9, it forms ammonium paratungstate having a low solubility. When a solution containing only ammonium chloride is brought into contact, the pH of the effluent becomes 9 or less, and precipitation of ammonium paratungstate is a problem, and ammonium tungstate cannot be recovered at a high concentration.
Int. J. of Refractory Metals & Hard Materials, 13, (1995) 217-220 Chinese Journal of Reactive Polymers 1995, 4 (1-2), 1-7

本発明は、強塩基性陰イオン交換樹脂を用いてタングステン酸ナトリウム水溶液からタングステン酸アンモニウム水溶液を一工程で製造する際、パラタングステン酸アンモニウムを析出させることなく、しかも高濃度、且つ高回収率で得る工業的に有利な製造方法を提供する。   In the present invention, when an ammonium tungstate aqueous solution is produced in one step from a sodium tungstate aqueous solution using a strongly basic anion exchange resin, the ammonium paratungstate is not precipitated, and the concentration is high and the recovery rate is high. An industrially advantageous production method is provided.

本発明者等は、Cl形強塩基性陰イオン交換樹脂を使用してタングステン酸ナトリウム水溶液からタングステン酸アンモニウム塩を製造する方法において、その溶離工程において、溶離液として塩化アンモニウムとアンモニア水混合液をタングステン酸形強塩基性イオン交換樹脂に接触させることにより、流出液のpHを9以上に保つことができ、それによってパラタングステン酸アンモニウムの形成及び析出の防止が可能となること、及び流出液を分画取得し、一部の分画を溶離剤として再使用することで目的物を高濃度・高回収率で得られることを見出し、本発明を達成した。   In the method of producing ammonium tungstate from an aqueous solution of sodium tungstate using a Cl-type strongly basic anion exchange resin, the present inventors used a mixed solution of ammonium chloride and aqueous ammonia as an eluent in the elution step. By contacting the tungstic acid type strongly basic ion exchange resin, the pH of the effluent can be maintained at 9 or more, thereby making it possible to prevent formation and precipitation of ammonium paratungstate, and The present inventors achieved the present invention by obtaining fractions and re-using some fractions as eluents to find that the target product can be obtained at a high concentration and a high recovery rate.

本発明の第1の要旨は、タングステン酸ナトリウム水溶液からタングステン酸アンモニウム水溶液を製造する方法において、タングステン酸ナトリウム水溶液をCL形強塩基性陰イオン交換樹脂に通液し、タングステン酸イオンを吸着したタングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂となした後、溶離剤として、塩化アンモニウム及びアンモニア含有水溶液を該タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂に接触させ、タングステン酸アンモニウム水溶液を溶離させることを特徴とするタングステン酸アンモニウム水溶液の製造方法に存する。   A first aspect of the present invention is a method for producing an aqueous solution of ammonium tungstate from an aqueous solution of sodium tungstate, wherein the aqueous solution of sodium tungstate is passed through a CL-type strongly basic anion exchange resin to adsorb tungsten ions. After the acid form strong base anion exchange resin is obtained, the aqueous solution containing ammonium chloride and ammonia is brought into contact with the tungstate strong base anion exchange resin as an eluent to elute the ammonium tungstate aqueous solution. A method for producing an aqueous ammonium tungstate solution.

本発明の第2の要旨は、下記(1)〜(4)の操作工程を有することよりなるタングステン酸アンモニウム水溶液の製造方法に存する。   The second gist of the present invention resides in a method for producing an ammonium tungstate aqueous solution comprising the following operation steps (1) to (4).

(1)タングステン酸ナトリウム水溶液をCL形強塩基性陰イオン交換樹脂に通液し、タングステン酸イオンを吸着したタングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂となすこと
(2)溶離剤として、塩化アンモニウム及びアンモニア含有水溶液を該タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂に接触させ、タングステン酸アンモニウム水溶液を溶離させること
(3)上記(2)工程からの流出液をタングステン酸アンモニウム濃度の低い初留画分(前画分)、タングステン酸アンモニウム濃度の高い画分(製品画分)、タングステン酸アンモニウムと低濃度溶離剤を含む画分(リサイクル画分[1])、低濃度タングステン酸アンモニウムと高濃度溶離剤を含む画分(リサイクル画分[2])、及び溶離剤を少量含む画分(排水画分)に順次分画して取得すること
(4)上記(3)工程からのリサクル画分[1]及び[2]を溶離剤として再使用すること
(1) Passing an aqueous solution of sodium tungstate through a CL-type strongly basic anion exchange resin to obtain a tungstate-type strongly basic anion exchange resin adsorbing tungstate ions (2) Ammonium chloride as an eluent And an ammonia-containing aqueous solution is brought into contact with the tungstate-type strongly basic anion exchange resin to elute the ammonium tungstate aqueous solution. (3) The effluent from the above step (2) Fraction (pre-fraction), fraction with high ammonium tungstate concentration (product fraction), fraction containing ammonium tungstate and low concentration eluent (recycled fraction [1]), low concentration ammonium tungstate and high concentration Sequentially into fractions containing eluent (recycled fraction [2]) and fractions containing small amount of eluent (drainage fraction) (4) Reuse the recycle fraction [1] and [2] from step (3) above as the eluent.

本発明方法によれば、タングステン酸ナトリウム水溶液からタングステン酸アンモニウムを、強塩基性陰イオン交換樹脂を用いて製造する際、溶離工程においてタングステン酸アンモニウムを析出することなく実施することが出来る。更に、本発明方法では流出液の所定の画分を溶離剤として再使用することにより、タングステン酸アンモニウムを高濃度、且つ高回収率で得ることが出来るので、工業的に極めて有用な方法である。   According to the method of the present invention, ammonium tungstate can be produced from an aqueous solution of sodium tungstate using a strongly basic anion exchange resin without depositing ammonium tungstate in the elution step. Furthermore, in the method of the present invention, ammonium tungstate can be obtained at a high concentration and a high recovery rate by reusing a predetermined fraction of the effluent as an eluent, which is an extremely useful method industrially. .

以下、本発明方法を更に詳細に説明する。
本発明方法は、タングステン酸ナトリウム水溶液からタングステン酸アンモニウム水溶液を製造する方法であり、基本的にタングステン酸ナトリウム水溶液をCL形強塩基性陰イオン交換樹脂に接触させ、タングステン酸イオンを該陰イオン交換樹脂に吸着させる吸着工程、及び該陰イオン交換樹脂に吸着したタングステン酸イオンを所定の溶離剤により溶離し、タングステン酸アンモニウムを流出液として取得する溶離工程から構成される。
Hereinafter, the method of the present invention will be described in more detail.
The method of the present invention is a method of producing an aqueous solution of ammonium tungstate from an aqueous solution of sodium tungstate. Basically, the aqueous solution of sodium tungstate is brought into contact with a CL-type strongly basic anion exchange resin, and the tungstate ion is exchanged with the anion. It comprises an adsorption step for adsorbing to a resin, and an elution step for eluting tungstate ions adsorbed on the anion exchange resin with a predetermined eluent and obtaining ammonium tungstate as an effluent.

各工程の操作方法を、図−1に従って以下に説明する。図−1は、本発明方法の概略を示す装置略図である。
<吸着工程>
CL形強塩基性イオン交換樹脂が充填された充填塔にタングステン酸ナトリウム水溶液を通液して、タングステン酸イオンを吸着させる。充填塔は単塔でも連続した複数の塔から構成されてもよい。例えば、2塔以上のCL形強塩基性イオン交換樹脂充填塔を使用した場合、タングステン酸ナトリウム水溶液を充填塔に連続して通液し、完全にタングステン酸形に変換した充填塔は溶離工程、それ以降の充填塔は吸着工程、溶離工程後の充填塔は通液工程の最後尾の充填塔とするメリーゴーランド方式を用いることで、処理液中のタングステン酸イオンをより効率的に回収することができる。
The operation method of each process is demonstrated below according to FIG. FIG. 1 is an apparatus schematic diagram showing an outline of the method of the present invention.
<Adsorption process>
A sodium tungstate aqueous solution is passed through a packed tower packed with a CL-type strongly basic ion exchange resin to adsorb tungstate ions. The packed tower may be composed of a single tower or a plurality of continuous towers. For example, when two or more CL-type strongly basic ion exchange resin packed towers are used, the sodium tungstate aqueous solution is continuously passed through the packed tower, and the packed tower completely converted to the tungstic acid form is an elution step. Subsequent packed towers use the merry-go-round method, where the adsorption tower is used for the packed column and the packed tower after the elution process is the last packed column in the flow-through process. it can.

CL形強塩基性陰イオン交換樹脂としては、市販品から適宜選択して使用することができる。市販されている強塩基性陰イオン交換樹脂としては、ゲル型、ポーラス型、又はI型、II型のいずれでもよい。例えば、「ダイヤイオン SA10A、SA11A、SA12A,SA20A、PA306,PA308、PA408、PA412、PA416等(商品名;三菱化学(株)製)」、「IRA400−シリーズ、900−シリーズ(商品名;ローム アンド ハース(社)製)等が挙げられる。   The CL type strongly basic anion exchange resin can be appropriately selected from commercially available products. Commercially available strong base anion exchange resins may be gel type, porous type, type I, type II. For example, “Diaion SA10A, SA11A, SA12A, SA20A, PA306, PA308, PA408, PA412, PA416, etc. (trade name; manufactured by Mitsubishi Chemical Corporation)”, “IRA400-series, 900-series (tradename; Rohm and Haas Co.).

原料のタングステン酸ナトリウム水溶液の濃度は特に制限されないが、通常タングステン酸(WO3)として、通常5g/L〜30g/Lである。
タングステン酸ナトリウム水溶液は、強塩基性陰イオン交換樹脂充填塔に、空間速度(SV)2〜8hr-1程度で供給される。
The concentration of the raw material sodium tungstate aqueous solution is not particularly limited, but is usually 5 g / L to 30 g / L as tungstic acid (WO 3 ).
The sodium tungstate aqueous solution is supplied to the strongly basic anion exchange resin packed column at a space velocity (SV) of about 2 to 8 hr −1 .

<溶離工程>
タングステン酸イオンを吸着したタングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂に溶離剤として、塩化アンモニウム及びアンモニアを含有する水溶液を接触させ、タングステン酸アンモニウム水溶液を流出液として得る。本発明方法では、溶離剤として、塩化アンモニウム及びアンモニアを含有する水溶液を使用することが重要であり、この溶離剤を用いることにより流出液のpHを少なくとも9,通常9〜11程度にすることができ、その結果溶離工程において溶解度の小さいパラタングステン酸アンモニウムの形成及び析出を防止し得るのである。
<Elution process>
An aqueous solution containing ammonium chloride and ammonia as an eluent is brought into contact with the tungstate-type strongly basic anion exchange resin adsorbing tungstate ions to obtain an aqueous ammonium tungstate solution as an effluent. In the method of the present invention, it is important to use an aqueous solution containing ammonium chloride and ammonia as an eluent. By using this eluent, the pH of the effluent can be at least 9, usually about 9-11. As a result, formation and precipitation of ammonium paratungstate having low solubility in the elution step can be prevented.

溶離剤は塩化アンモニウム水溶液とアンモニア水を混合することにより調製される。
溶離剤中の塩化アンモニウムの濃度は、タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂からタングステン酸を溶離する操作条件、強塩基性陰イオン交換樹脂当量等を考慮して決められる。塩化アンモニウム濃度を高くすると製品画分のタングステン酸アンモニウム溶液の回収濃度は高くなるが、塩化アンモニウムの製品への混入率も高くなるため、通常1〜5mol/L、好ましくは2〜4mol/Lである。また、タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂1L当たり、塩化アンモニウム3.5mol相当量以上とするのが好ましい。さらに、本発明の溶離剤は、この塩化アンモニウム水溶液にアンモニア水5〜40g/Lを加えて調製され、これによって流出液のpHが9以上となるようにされる。好適な溶離剤は、塩化アンモニウム2mol/L、アンモニア水40g−NH4/Lを含有する水溶液である。
溶離工程では、この溶離剤を供給した後、純水で溶離剤を押し出しする。
The eluent is prepared by mixing an aqueous ammonium chloride solution and aqueous ammonia.
The concentration of ammonium chloride in the eluent is determined in consideration of the operating conditions for eluting tungstic acid from the tungstic acid type strongly basic anion exchange resin, the equivalent of strongly basic anion exchange resin, and the like. When the ammonium chloride concentration is increased, the recovery concentration of the ammonium tungstate solution in the product fraction is increased, but the mixing rate of ammonium chloride into the product is also increased, so that it is usually 1 to 5 mol / L, preferably 2 to 4 mol / L. is there. Moreover, it is preferable that it is more than 3.5 mol of ammonium chloride per liter of tungstic acid type strongly basic anion exchange resin. Further, the eluent of the present invention is prepared by adding 5-40 g / L of aqueous ammonia to this aqueous ammonium chloride solution, so that the pH of the effluent is 9 or more. A suitable eluent is an aqueous solution containing ammonium chloride 2 mol / L and aqueous ammonia 40 g-NH 4 / L.
In the elution step, after supplying the eluent, the eluent is pushed out with pure water.

本発明方法において溶離工程で得られる流出液は、タングステン酸アンモニウム、溶離剤の順に流出する。タングステン酸アンモニウムを含有する流出液をまとめて回収しても、予め定めた濃度のタングステン酸アンモニウムを含有する流出液部分を回収してもよく、回収された流出液は、濃縮等の処理工程に送られタングステン酸アンモニウムが取得される。   In the method of the present invention, the effluent obtained in the elution step flows out in the order of ammonium tungstate and eluent. The effluent containing ammonium tungstate may be collected together, or the effluent portion containing ammonium tungstate at a predetermined concentration may be collected. It is sent to obtain ammonium tungstate.

本発明方法では、流出液を、タングステン酸アンモニウム濃度の低い初留画分(前画分)、タングステン酸アンモニウム濃度の高い画分(製品画分)、タングステン酸アンモニウムと低濃度溶離剤を含む画分(リサイクル画分[1])、低濃度タングステン酸アンモニウムと高濃度溶離剤を含む画分(リサイクル画分[2])、及び溶離剤を少量含む画分(排水画分)に順次分画して取得することが好ましい。流出液の分画は、例えば流出液中の塩化アンモニウム、或いはタングステン酸アンモニウムの濃度等の測定、具体的には流出液の電気伝導度により管理することにより予め設定した濃度に応じて行うことが出来る。
得られる流出液は全量まとめて取得しても、上記の如く前画分、製品画分、リサイクル画分[1]及び[2]、排水画分と同様に分画して取得することもできる。得られた各画分は、それぞれ上記の対応する各画分と一緒にしてその後の処理に付される。
In the method of the present invention, the effluent is divided into an initial fraction having a low ammonium tungstate concentration (pre-fraction), a fraction having a high ammonium tungstate concentration (product fraction), and a fraction containing ammonium tungstate and a low concentration eluent. Fraction (recycled fraction [1]), fraction containing low concentration ammonium tungstate and high concentration eluent (recycled fraction [2]), and fraction containing small amount of eluent (drainage fraction) Is preferably obtained. Fractionation of the effluent can be performed according to a preset concentration by measuring, for example, the concentration of ammonium chloride or ammonium tungstate in the effluent, specifically by controlling the electrical conductivity of the effluent. I can do it.
The total amount of the effluent obtained can be obtained together or can be obtained by fractionation in the same manner as the previous fraction, product fraction, recycled fraction [1] and [2], and wastewater fraction as described above. . Each of the obtained fractions is subjected to subsequent processing together with each of the corresponding fractions.

流出液を分画して取得した場合、得られた前画分は通液工程原料のタングステン酸ナトリウム溶液の濃度調製用水として使用され、排水画分は工場の排水処理工程へ送られる。製品画分は蒸発濃縮工程へ移送し、タングステン酸アンモニウム結晶を取得する。
本発明方法ではタングステン酸アンモニウムと溶離剤を含むリサイクル画分[1]及び[2]は、塩化アンモニウム、及びアンモニア水を添加して溶離剤としての上記濃度に調整した後、次サイクルの溶離剤として再利用される。塩化アンモニウム及びアンモニア濃度が調整されたリサイクル画分[1]及びリサイクル画分[2]は、溶離剤としてこの順序で供給するのが好ましい。本発明方法では、このリサイクル画分[1]及び[2]を再利用することで、高濃度、且つ高回収率のタングステン酸アンモニウム溶液を得ることが可能となる。
When the effluent is obtained by fractionation, the obtained previous fraction is used as water for adjusting the concentration of the sodium tungstate solution as the raw material for the flow-through process, and the wastewater fraction is sent to the wastewater treatment process in the factory. The product fraction is transferred to the evaporative concentration process to obtain ammonium tungstate crystals.
In the method of the present invention, the recycle fractions [1] and [2] containing ammonium tungstate and the eluent are adjusted to the above concentration as an eluent by adding ammonium chloride and aqueous ammonia, and then the eluent in the next cycle. As reused. The recycle fraction [1] and the recycle fraction [2] having adjusted ammonium chloride and ammonia concentrations are preferably supplied in this order as an eluent. In the method of the present invention, it is possible to obtain an ammonium tungstate solution having a high concentration and a high recovery rate by reusing the recycled fractions [1] and [2].

本発明を実施例により更に詳細に説明するが、本発明はその要旨を超えない限り以下の実施例に制約されるものではない。   The present invention will be described in more detail with reference to examples. However, the present invention is not limited to the following examples unless it exceeds the gist.

参考例1
(1)吸着工程の条件及び操作
CL形強塩基性陰イオン交換樹脂(三菱化学(株)製;ダイヤイオン SA10A)250mLをガラスカラム(内径15mmφ×高さ1000mm)に充填し充填塔とした。タングステン酸ナトリウム水溶液(濃度:20g−WO3/L)をカラム1本当たりの樹脂量に対する空間速度(SV)2.4hr-1で通液し、タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂充填塔を得た。
[ Reference Example 1 ]
(1) Conditions and operation of adsorption process CL-type strongly basic anion exchange resin (Mitsubishi Chemical Corporation; Diaion SA10A) 250 mL was packed into a glass column (inner diameter 15 mmφ × height 1000 mm) to form a packed tower. Sodium tungstate aqueous solution (concentration: 20 g-WO 3 / L) was passed through at a space velocity (SV) of 2.4 hr −1 with respect to the amount of resin per column, and a tungstic acid type strongly basic anion exchange resin packed tower Got.

(2)溶離工程の条件及び操作
上記通液工程(1)で得られたタングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂充填塔に、溶離剤を充填塔の樹脂1L当たり塩化アンモニウム3.5mol相当量以上、SV2.4hr-1で接触させた。溶離剤としては、塩化アンモニウム及びアンモニア水を混合し、塩化アンモニウム2mol/L、アンモニア40g−NH3/Lの混合液を調製して使用した。その後、純水750mLを溶離剤と同一SVで押出した。溶離工程において、流出液のpHはガラス電極pHメーターで、タングステン酸アンモニウム濃度はIPC発光分光分析法によりタングステン濃度を測定することで、塩化アンモニウム濃度はイオンクロマトグラフ法でCLイオン濃度を測定することで確認した。
(2) Conditions and operation of the elution step: Equivalent of 3.5 mol of ammonium chloride per liter of resin in the packed column to the tungstate-type strongly basic anion exchange resin packed column obtained in the liquid passing step (1). As described above, the contact was made at SV 2.4 hr −1 . As an eluent, ammonium chloride and aqueous ammonia were mixed to prepare a mixed solution of ammonium chloride 2 mol / L and ammonia 40 g-NH 3 / L. Thereafter, 750 mL of pure water was extruded with the same SV as the eluent. In the elution process, the pH of the effluent is measured by a glass electrode pH meter, the ammonium tungstate concentration is measured by measuring the tungsten concentration by IPC emission spectrometry, and the ammonium chloride concentration is measured by measuring the CL ion concentration by ion chromatography. Confirmed with.

流出液のpH及びタングステン酸アンモニウム濃度のプロファイルを[図−2]に示す。
流出液は分画せずに、全流出量を回収した。全流出液中のタングステン酸アンモニウム濃度は44.5g−WO3/Lであった。
The profile of pH and ammonium tungstate concentration of the effluent is shown in FIG.
The total effluent was collected without fractionation of the effluent. The ammonium tungstate concentration in the total effluent was 44.5 g-WO 3 / L.

[比較例1]
上記参考例1において、溶離工程において、溶離剤として2mol/L塩化アンモニウムのみの水溶液を用い上記と同一条件で樹脂と接触させた以外は同様にして実施し、流出液のpHを確認した。流出液pHのプロファイルを[図−2]に示す。
[Comparative Example 1]
In the above Reference Example 1, the elution step was carried out in the same manner except that an aqueous solution containing only 2 mol / L ammonium chloride was used as an eluent and the resin was brought into contact with the resin under the same conditions as above, and the pH of the effluent was confirmed. The effluent pH profile is shown in FIG.

[図−2]に示される如く、比較例1のように溶離剤として塩化アンモニウムのみの水溶液で通液した場合、初期の流出液pHは11程度であったが、溶雛が進むとpHは低下し、製品画分(タングステン酸アンモニウム画分)でpH9程度となり、以降更に低下しpH6.5程度にまで低下した。そのため、得られた流出液の一部にパラタングステン酸アンモニウムが析出した。
一方、参考例1では、溶離剤として所定濃度の塩化アンモニウム及びアンモニアを含む混合液で通液することにより流出液pHは10から11程度で推移し、流出液中にパラタングステン酸アンモニウムの析出は認められなかった。
この結果より溶離剤として、塩化アンモニウム−アンモニア水混合液をタングステン酸形強塩基性イオン交換樹脂に接触させることで、流出液pHを10程度に維持することができ、パラタングステン酸アンモニウムの析出防止が可能となることが明らかとなった。
As shown in [FIG. 2], when the solution was passed with an aqueous solution of only ammonium chloride as an eluent as in Comparative Example 1, the initial effluent pH was about 11, but as the lysis progressed, the pH It decreased to about pH 9 in the product fraction (ammonium tungstate fraction), and then further decreased to about pH 6.5. Therefore, ammonium paratungstate precipitated in a part of the obtained effluent.
On the other hand, in Reference Example 1, the effluent pH changed from about 10 to 11 by passing through a mixed solution containing ammonium chloride and ammonia at a predetermined concentration as an eluent, and precipitation of ammonium paratungstate in the effluent I was not able to admit.
As a result, by contacting the ammonium chloride-ammonia water mixed solution with the tungstic acid type strongly basic ion exchange resin as the eluent, the pH of the effluent can be maintained at about 10 and the precipitation of ammonium paratungstate is prevented. It became clear that this would be possible.

[実施例
上記参考例1の吸着工程と同様にしてタングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂充填塔を得た。この充填塔に参考例1と同様にして溶離剤を通液した後、純水750mLを溶離剤と同条件で押出し、流出液を前画分、製品画分、リサイクル画分[1]及びリサイクル画分[2]、排水画分に分画して取得した(第1サイクル)。
[Example 1 ]
A tungstic acid type strongly basic anion exchange resin packed column was obtained in the same manner as in the adsorption step of Reference Example 1. After passing the eluent through this packed column in the same manner as in Reference Example 1, 750 mL of pure water was extruded under the same conditions as the eluent, and the effluent was extracted from the previous fraction, product fraction, recycle fraction [1] and recycle. Fraction [2], fractionated into wastewater fraction and obtained (first cycle).

次いで、上記第1サイクルと同様に吸着工程及び溶離工程を繰り返し実施した。この場合、タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂充填塔には、溶離剤として第1サイクルで得たリサイクル画分[1](タングステン酸アンモニウム濃度 46g−WO3/L)に塩化アンモニウム、及びアンモニア水を添加して溶離剤としての上記濃度(塩化アンモニウム2mol/L、アンモニア40g−NH3/L)に調整した溶液、次いで、同様にリサイクル画分[2](タングステン酸アンモニウム濃度 6g−WO3/L)に塩化アンモニウム、及びアンモニア水を添加して上記濃度に調整した溶液、さらに、新溶離剤を順次接触させ、流出液は各画分に分画して取得した(第2サイクル)。 Next, the adsorption step and the elution step were repeated as in the first cycle. In this case, the tungstic acid type strongly basic anion exchange resin packed column has an ammonium chloride added to the recycle fraction [1] (ammonium tungstate concentration 46 g-WO 3 / L) obtained in the first cycle as an eluent, and A solution adjusted to the above concentration (ammonium chloride 2 mol / L, ammonia 40 g-NH 3 / L) as an eluent by adding aqueous ammonia, then recycled fraction [2] (ammonium tungstate concentration 6 g-WO 3 / L), ammonium chloride and aqueous ammonia were added to adjust to the above concentration, and the new eluent was contacted in sequence, and the effluent was obtained by fractionation into each fraction (second cycle). .

第1及び第2サイクルにおける溶離工程のタングステン酸アンモニウム濃度、塩化アンモニウム濃度プロファイルを図−3に示す。図−3より、溶離剤としてリサイクル画分を再利用する場合(第2サイクル)、流出液中の製品画分にタングステン酸アンモニウムがより高濃度で含まれることが明らかである。   FIG. 3 shows the ammonium tungstate concentration and ammonium chloride concentration profiles in the elution process in the first and second cycles. FIG. 3 clearly shows that when the recycled fraction is reused as the eluent (second cycle), the product fraction in the effluent contains higher concentration of ammonium tungstate.

上記参考例1及び実施例1において、流出液を分画取得した製品画分のタングステン酸アンモニウム濃度、及び回収率を下記表−1に示す。但し、参考例1は全流出液である。 In Reference Example 1 and Example 1 , the ammonium tungstate concentration and the recovery rate of the product fraction obtained by fractionating the effluent are shown in Table 1 below. However, Reference Example 1 is the total effluent.

Figure 0005100104
Figure 0005100104

上記表−1中、製品画分及び回収率は以下の通りである。なお、「AT」はタングテン酸アンモニウムを意味する。
I:溶離剤を接触させ、得られる流出液を分画し、製品画分を回収する(実施例:第1サイクル)
回収率(%)=製品画分中のAT/全流出液中のAT×100
II: 前サイクルのリサイクル画分、溶離剤を順次接触させ、得られる流出液を分画し、製品画分を回収する(実施例:第2サイクル)。
回収率(%)=製品画分中のAT/(全流出液中AT−リサイクル画分AT−前画分中のAT)×100
III:溶離剤を接触させ、得られる流出液全てを回収する(参考例1)。
In Table 1 above, product fractions and recovery rates are as follows. “AT” means ammonium tungstate.
I: The eluent is contacted, the resulting effluent is fractionated, and the product fraction is recovered (Example 1 : first cycle).
Recovery (%) = AT in product fraction / AT in total effluent x 100
II: The recycle fraction of the previous cycle and the eluent are sequentially contacted, the resulting effluent is fractionated, and the product fraction is collected (Example 1 : second cycle).
Recovery (%) = AT in product fraction / (AT in total effluent−recycled fraction AT−AT in previous fraction) × 100
III: Contact the eluent and collect all the effluent obtained ( Reference Example 1).

流出液を分画し、前リサイクル画分を次サイクルの溶離剤として再利用する場合(II)、製品画分のタングステン酸アンモニウム濃度は202g−WO3/L、回収率は99.8%となり、リサイクル画分を使用しない場合(I)よりも、高濃度、且つ高回収率のタングステン酸アンモニウムを取得可能であることが明らかとなった。リサイクルを行わない場合(III)は、回収濃度は明らかに低かった。 When the effluent is fractionated and the pre-recycled fraction is reused as the eluent in the next cycle (II), the ammonium tungstate concentration of the product fraction is 202 g-WO 3 / L, and the recovery rate is 99.8%. It was revealed that ammonium tungstate having a higher concentration and a higher recovery rate can be obtained than in the case where the recycled fraction is not used (I). When the recycling was not performed (III), the recovered concentration was clearly low.

図−1は、本発明方法の概略を示す装置略図である。FIG. 1 is an apparatus schematic diagram showing an outline of the method of the present invention. 図−2は参考例1の流出液pH及びタングステン酸アンモニウム濃度のプロファイルを示す。FIG. 2 shows the profile of the effluent pH and ammonium tungstate concentration of Reference Example 1 . 図−3は実施例の溶離工程のタングステン酸アンモニウム濃度、塩化アンモニウム濃度プロファイルを示す。FIG. 3 shows the ammonium tungstate concentration and ammonium chloride concentration profiles in the elution process of Example 1 .

Claims (3)

下記(1)〜(4)の操作工程を有することよりなるタングステン酸アンモニウム水溶液の製造方法。
(1)タングステン酸ナトリウム水溶液をCL形強塩基性陰イオン交換樹脂に通液し、タングステン酸イオンを吸着したタングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂となすこと
(2)溶離剤として、塩化アンモニウム及びアンモニア含有水溶液を該タングステン酸形強塩基性陰イオン交換樹脂に接触させ、pHが少なくとも9に維持されたタングステン酸アンモニウム水溶液を流出液として溶離させること
(3)上記(2)工程からの流出液をタングステン酸アンモニウム濃度の低い初留画分(前画分)、タングステン酸アンモニウム濃度の高い画分(製品画分)、タングステン酸アンモニウムと低濃度溶離剤を含む画分(リサイクル画分[1])、低濃度タングステン酸アンモニウムと高濃度溶離剤を含む画分(リサイクル画分[2])、及び溶離剤を少量含む画分(排水画分)に順次分画して取得すること
(4)上記(3)工程からのリサクル画分[1]及び[2]を、塩化アンモニウム及びアンモニア含有量を調整した後、リサイクル画分[1]、リサイクル画分[2]の順に溶離剤として再使用すること
The manufacturing method of ammonium tungstate aqueous solution which has an operation process of following (1)-(4).
(1) Passing an aqueous solution of sodium tungstate through a CL-type strongly basic anion exchange resin to obtain a tungstate-type strongly basic anion exchange resin adsorbing tungstate ions (2) Ammonium chloride as an eluent And an ammonia-containing aqueous solution is brought into contact with the tungstic acid strong basic anion exchange resin, and an aqueous ammonium tungstate solution having a pH of at least 9 is eluted as an effluent. (3) Outflow from step (2) First fraction (low fraction) with low ammonium tungstate concentration, fraction with high ammonium tungstate concentration (product fraction), fraction containing ammonium tungstate and low concentration eluent (recycled fraction [1 ]), Fraction containing low concentration ammonium tungstate and high concentration eluent (recycled fraction [2]) And fractions containing a small amount of eluent to get fractionating sequentially divided into (wastewater fraction) (4) above (3) Lisa Lee cycle fraction from step [1] and [2], ammonium chloride and ammonia After adjusting the content, recycle as the eluent in the order of recycled fraction [1] and recycled fraction [2].
溶離剤は、アンモニアを5〜40g−NH/L含有することを特徴とする請求項に記載のタングステン酸アンモニウム水溶液の製造方法。 Eluent The method of ammonium tungstate aqueous solution according to claim 1, characterized in that the ammonia 5~40g-NH 3 / L containing. 溶離剤中の塩化アンモニウムの濃度は、1〜5mol/Lであることを特徴とする請求項1又は2に記載のタングステン酸アンモニウム水溶液の製造方法。 The method for producing an aqueous ammonium tungstate solution according to claim 1 or 2 , wherein the concentration of ammonium chloride in the eluent is 1 to 5 mol / L.
JP2006340956A 2006-12-19 2006-12-19 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution Active JP5100104B2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2006340956A JP5100104B2 (en) 2006-12-19 2006-12-19 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2006340956A JP5100104B2 (en) 2006-12-19 2006-12-19 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2008150251A JP2008150251A (en) 2008-07-03
JP5100104B2 true JP5100104B2 (en) 2012-12-19

Family

ID=39652845

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2006340956A Active JP5100104B2 (en) 2006-12-19 2006-12-19 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP5100104B2 (en)

Families Citing this family (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5553646B2 (en) * 2009-03-02 2014-07-16 三菱マテリアル株式会社 Purification method of ammonium tungstate solution
JP5636142B2 (en) * 2009-03-02 2014-12-03 三菱マテリアル株式会社 Method for producing high purity ammonium paratungstate
JP5368834B2 (en) * 2009-03-11 2013-12-18 国立大学法人名古屋大学 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
CN102300814B (en) 2009-03-11 2016-10-26 联合材料公司 The preparation method of sodium tungstate, the collection method of tungsten, the device preparing sodium tungstate and the preparation method of sodium tungstate aqueous solution
JP5624705B2 (en) * 2010-02-26 2014-11-12 三菱マテリアル株式会社 Method for producing ammonium tungstate solution
JP5538953B2 (en) * 2010-02-26 2014-07-02 三菱マテリアル株式会社 Purification method of sodium tungstate solution
US8974674B2 (en) * 2010-03-05 2015-03-10 National University Corporation Nagoya University Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
JP5662690B2 (en) * 2010-03-05 2015-02-04 国立大学法人名古屋大学 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
US9530569B2 (en) 2012-05-29 2016-12-27 Showa Denko K.K. Method for manufacturing solid electrolytic capacitor element
CN103523800B (en) * 2013-09-24 2015-01-07 中国有色集团(广西)平桂飞碟股份有限公司 Method for recovering excess sodium hydroxide in tungsten smelting crude sodium tungstate solution
JP2014221716A (en) * 2014-07-11 2014-11-27 国立大学法人名古屋大学 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
JP2014208592A (en) * 2014-07-11 2014-11-06 国立大学法人名古屋大学 Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
EP4382485A1 (en) * 2021-08-04 2024-06-12 Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd Tungstic acid solution and method for producing same, and tungsten oxide powder and method for producing same

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5654565B2 (en) * 1972-06-10 1981-12-26
JPS63184100A (en) * 1987-01-27 1988-07-29 三菱重工業株式会社 Processing method of radioactive ion exchange resin
AT392953B (en) * 1988-11-10 1991-07-25 Plansee Metallwerk METHOD FOR CLEANING AN AQUEOUS ALKALINE OR AMMONIUM METAL SOLUTION, INCLUDING ITS ISOPOLYANIONS, METAL CHROME OR MOLYBDA OR TUNGSTEN
CN1015618B (en) * 1989-03-31 1992-02-26 吉林锗厂 Prepn. of pure seconderary ammonium tungstate by ion-exchange method
JPH0657347A (en) * 1992-02-03 1994-03-01 Nippon Steel Corp Method for recovering pd ion from waste liquid of pickling of stainless steel with palladium salt and nitric acid
CN1084576A (en) * 1993-04-12 1994-03-30 韶关精选厂 Tungsten slurry and hard-to-dress tungsten material are produced the high-quality ammonium paratungstate
US5618502A (en) * 1995-07-17 1997-04-08 Westinghouse Electric Corporation Zirconium and hafnium separation in sulfate solutions using continuous ion exchange chromatography
US6508940B1 (en) * 2000-10-20 2003-01-21 Sachem, Inc. Process for recovering onium hydroxides from solutions containing onium compounds
JP2010512456A (en) * 2006-12-08 2010-04-22 タンドラ パーティクル テクノロジーズ,リミティド ライアビリティ カンパニー Melting method using alkali metal metalate

Also Published As

Publication number Publication date
JP2008150251A (en) 2008-07-03

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP5100104B2 (en) Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
JP4144311B2 (en) Methods for separating and recovering platinum group elements
JP5987068B2 (en) Method for separating organic acids and amino acids from fermentation broth
Huo et al. Tungsten removal from molybdate solutions using ion exchange
Xing et al. Recovery of gold (III) from the stripping solution containing palladium (II) by ion exchange and synthesis of gold particles
HUT76516A (en) Hydrometallurgical extraction process
JP5636142B2 (en) Method for producing high purity ammonium paratungstate
JP5538953B2 (en) Purification method of sodium tungstate solution
JPS6225610B2 (en)
Virolainen et al. Continuous ion exchange for hydrometallurgy: Purification of Ag (I)–NaCl from divalent metals with aminomethylphosphonic resin using counter-current and cross-current operation
JP2008532757A (en) Improvements in or relating to the regeneration of water treatment substrates
Leszczyńska-Sejda et al. Synthesis of perrhenic acid using ion exchange method
JP5662690B2 (en) Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
EP4382482A1 (en) Method for producing lithium hydroxide
CN103966627B (en) Method for reducing content of impurity Fe in high-purity cobalt
Sheedy et al. Acid separation for impurity control and acid recycle using short bed ion exchange
JPS6351975B2 (en)
Virolainen et al. Ion exchange purification of a silver nitrate electrolyte
JP4124071B2 (en) Purification method of nickel chloride aqueous solution
JP5368834B2 (en) Method for producing ammonium tungstate aqueous solution
JP5786661B2 (en) Methods for separating and recovering platinum group elements
JPH07310129A (en) Recovering method of platinum group element
JP2008038236A (en) Method of separating zinc from aqueous nickel chloride solution
KR20060055454A (en) A resin and process for extracting non-ferrous metals
JP4745936B2 (en) Method for producing ferrous chloride liquid

Legal Events

Date Code Title Description
A621 Written request for application examination

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621

Effective date: 20091202

A977 Report on retrieval

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007

Effective date: 20110606

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20110621

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20110809

RD04 Notification of resignation of power of attorney

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A7424

Effective date: 20120106

RD04 Notification of resignation of power of attorney

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A7424

Effective date: 20120110

RD03 Notification of appointment of power of attorney

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A7423

Effective date: 20120113

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20120323

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20120515

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20120711

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: 20120904

A01 Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20120925

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20151005

Year of fee payment: 3

R150 Certificate of patent or registration of utility model

Ref document number: 5100104

Country of ref document: JP

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

S111 Request for change of ownership or part of ownership

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R313115

R350 Written notification of registration of transfer

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R350

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250