JP6743667B2 - Copper removal electrolytic equipment and copper removal electrolytic method - Google Patents

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Description

本発明は、脱銅電解設備、および脱銅電解方法に関する。さらに詳しくは、水溶液に含まれる銅を電解採取により除去するための脱銅電解設備、および脱銅電解方法に関する。 The present invention relates to a decoppering electrolytic equipment and a decoppering electrolytic method. More specifically, the present invention relates to a decoppering electrolytic equipment for removing copper contained in an aqueous solution by electrolytic extraction, and a decoppering electrolytic method.

硫化物からニッケルを回収する湿式製錬プロセスでは、原料であるニッケルマットやニッケル・コバルト混合硫化物を塩素浸出し、得られた浸出液から不純物を除去する浄液工程などを経て、ニッケル電解工程で電気ニッケルを回収する。この湿式製錬プロセスには、浸出液に過剰に含まれる銅を電解採取による除去する脱銅電解工程が含まれる。 In the hydrometallurgical process for recovering nickel from sulfides, nickel matte or nickel-cobalt mixed sulfides, which are the raw materials, are leached with chlorine, and a leaching process is performed to remove impurities from the resulting leachate. Collect electric nickel. This hydrometallurgical process includes a copper removal electrolysis step of removing copper excessively contained in the leachate by electrowinning.

脱銅電解工程では、浸出液を電解槽に供給し、下記化学式(1)、(2)の反応により、浸出液に含まれる銅をカソードに析出させる。
Cu+ + e- = Cu0 ・・・(1)
Cu2+ + 2e- = Cu0 ・・・(2)
In the copper removal electrolysis step, the leachate is supplied to the electrolytic cell, and the copper contained in the leachate is deposited on the cathode by the reactions of the following chemical formulas (1) and (2).
Cu + + e = Cu 0 (1)
Cu 2+ + 2e = Cu 0 (2)

浸出液に2価の銅イオンが多く含まれていると、一旦カソードに析出した金属銅が、下記化学式(3)の反応により再溶解する。そのため、浸出液に2価の銅イオンが多く含まれていると電流効率が低下する。
Cu0 + Cu2+ = 2Cu+ ・・・(3)
When the leachate contains a large amount of divalent copper ions, the metallic copper once deposited on the cathode is redissolved by the reaction of the following chemical formula (3). Therefore, the current efficiency decreases when the leachate contains a large amount of divalent copper ions.
Cu 0 + Cu 2+ = 2Cu + (3)

特許文献1には、浸出液を希釈することにより銅濃度を調整したうえで、電解槽に供給することが記載されている。希釈により浸出液の2価銅イオン濃度が低下するため、化学式(3)の反応が低減され、電流効率を高めることができる。 Patent Document 1 describes that the leachate is diluted to adjust the copper concentration and then supplied to an electrolytic cell. Since the divalent copper ion concentration of the leachate is reduced by the dilution, the reaction of the chemical formula (3) is reduced and the current efficiency can be increased.

特開2016−089259号公報JP, 2016-089259, A

しかし、実操業では脱銅電解工程の電流効率をさらに高めることが求められている。
本発明は上記事情に鑑み、電流効率が高い脱銅電解設備、および脱銅電解方法を提供することを目的とする。
However, in actual operation, it is required to further increase the current efficiency in the decoppering electrolytic process.
In view of the above circumstances, it is an object of the present invention to provide a decopperization electrolytic equipment and a decopperization electrolytic method having high current efficiency.

第1発明の脱銅電解設備は、銅を含む水溶液が供給され、電解採取により銅粉を析出させる電解槽と、前記電解槽から排出された湿潤状態の銅粉をレパルプするレパルプ槽と、前記レパルプ槽から排出されたスラリーをバッチ処理により固液分離する固液分離装置と、前記固液分離装置から排出された濾液を前記電解槽に供給する戻り流路と、を備え、前記レパルプ槽はレパルプ槽用撹拌装置を備え、前記レパルプ槽用撹拌装置は、少なくとも前記レパルプ槽から前記固液分離装置に前記スラリーを送液する期間は前記レパルプ槽内の前記スラリーが撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働し、その他の期間は停止することを特徴とする。
第2発明の脱銅電解設備は、第1発明において、前記戻り流路は前記濾液を一時貯留する濾液貯槽を備え、前記濾液貯槽は濾液貯槽用撹拌装置を備え、前記濾液貯槽用撹拌装置は、少なくとも前記濾液貯槽から前記電解槽に前記濾液を送液する期間は前記濾液貯槽内の前記濾液が撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働し、その他の期間は停止することを特徴とする。
第3発明の脱銅電解方法は、銅を含む水溶液を電解槽に供給し、電解採取により銅粉を析出させ、前記電解槽から排出された湿潤状態の銅粉をレパルプ槽に供給し、レパルプし、前記レパルプ槽から排出されたスラリーを固液分離装置に供給し、バッチ処理により固液分離し、前記固液分離装置から排出された濾液を前記電解槽に供給し、前記レパルプ槽に備えられたレパルプ槽用撹拌装置を、少なくとも前記レパルプ槽から前記固液分離装置に前記スラリーを送液する期間は前記レパルプ槽内の前記スラリーが撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働させ、その他の期間は停止させることを特徴とする。
第4発明の脱銅電解方法は、第3発明において、前記固液分離装置から排出された前記濾液を前記電解槽に供給するにあたり、前記濾液を濾液貯槽に一時貯留し、前記濾液貯槽に備えられた濾液貯槽用撹拌装置を、少なくとも前記濾液貯槽から前記電解槽に前記濾液を送液する期間は前記濾液貯槽内の前記濾液が撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働させ、その他の期間は停止させることを特徴とする。
The decopperization electrolysis equipment of the first invention is supplied with an aqueous solution containing copper, an electrolysis tank for depositing copper powder by electrowinning, a repulp tank for repulping wet copper powder discharged from the electrolysis tank, and A solid-liquid separator for solid-liquid separating the slurry discharged from the repulp tank by batch processing, and a return flow path for supplying the filtrate discharged from the solid-liquid separator to the electrolytic tank, and the repulp tank is A stirring device for a repulp tank is provided, and the stirring device for the repulp tank is such that the slurry in the repulp tank is in a stirring state at least during a period of feeding the slurry from the repulp tank to the solid-liquid separator. It is characterized in that it operates during a predetermined period and stops during other periods.
In the decopperization electrolysis equipment of the second invention, in the first invention, the return flow path includes a filtrate storage tank for temporarily storing the filtrate, the filtrate storage tank includes a filtrate storage tank agitator, and the filtrate storage tank agitator is , At least during the period of sending the filtrate from the filtrate storage tank to the electrolytic cell so that the filtrate in the filtrate storage tank is in a stirring state, it is operated for a predetermined period, and stopped for other periods. Characterize.
In the decopperization electrolysis method of the third invention, an aqueous solution containing copper is supplied to an electrolysis tank, copper powder is deposited by electrowinning, and the copper powder in a wet state discharged from the electrolysis tank is supplied to a repulp tank. Then, the slurry discharged from the repulp tank is supplied to a solid-liquid separator, the solid-liquid separation is performed by batch processing, the filtrate discharged from the solid-liquid separator is supplied to the electrolytic tank, and the repulp tank is provided. The repulp tank stirrer is operated at least for a predetermined period so that the slurry in the repulp tank is in a stirring state at least during the period in which the slurry is fed from the repulp tank to the solid-liquid separator. It is characterized in that it is allowed to continue and is stopped during other periods.
In the decopperization electrolysis method of the fourth invention, in supplying the filtrate discharged from the solid-liquid separation device to the electrolysis tank in the third invention, the filtrate is temporarily stored in a filtrate storage tank and provided in the filtrate storage tank. The filtrate storage tank agitator thus obtained, at least during the period of sending the filtrate from the filtrate storage tank to the electrolytic cell, so that the filtrate in the filtrate storage tank is in a stirring state, a predetermined period of operation, It is characterized by stopping during other periods.

第1発明によれば、レパルプ槽用撹拌装置の稼働期間を短くすることで、撹拌により1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンになることを抑制できる。その結果、電解槽内の電解液の2価銅イオン濃度の上昇を抑制でき、電流効率を高くできる。
第2発明によれば、濾液貯槽用撹拌装置の稼働期間を短くすることで、撹拌により1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンになることを抑制できる。その結果、電解槽内の電解液の2価銅イオン濃度の上昇を抑制でき、電流効率を高くできる。
第3発明によれば、レパルプ槽用撹拌装置の稼働期間を短くすることで、撹拌により1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンになることを抑制できる。その結果、電解槽内の電解液の2価銅イオン濃度の上昇を抑制でき、電流効率を高くできる。
第4発明によれば、濾液貯槽用撹拌装置の稼働期間を短くすることで、撹拌により1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンになることを抑制できる。その結果、電解槽内の電解液の2価銅イオン濃度の上昇を抑制でき、電流効率を高くできる。
According to the first aspect of the present invention, by shortening the operating period of the stirring apparatus for a pulp pulp tank, it is possible to suppress the oxidation of monovalent copper ions to divalent copper ions due to stirring. As a result, it is possible to suppress an increase in the concentration of divalent copper ions in the electrolytic solution in the electrolytic cell and increase the current efficiency.
According to the second aspect of the invention, by shortening the operating period of the stirring apparatus for the filtrate storage tank, it is possible to suppress the monovalent copper ions from being oxidized to divalent copper ions by stirring. As a result, it is possible to suppress an increase in the concentration of divalent copper ions in the electrolytic solution in the electrolytic cell and increase the current efficiency.
According to the third aspect of the present invention, by shortening the operating period of the repulp tank agitator, it is possible to suppress monovalent copper ions from being oxidized to divalent copper ions by agitation. As a result, it is possible to suppress an increase in the concentration of divalent copper ions in the electrolytic solution in the electrolytic cell and increase the current efficiency.
According to the fourth aspect, by shortening the operating period of the stirring apparatus for the filtrate storage tank, it is possible to suppress the monovalent copper ions from being oxidized to divalent copper ions by stirring. As a result, it is possible to suppress an increase in the concentration of divalent copper ions in the electrolytic solution in the electrolytic cell and increase the current efficiency.

本発明の一実施形態に係る脱銅電解設備の説明図である。It is an explanatory view of decopperization electrolysis equipment concerning one embodiment of the present invention. 撹拌期間と送液期間とを示すタイミングチャートである。It is a timing chart which shows a stirring period and a liquid sending period. 湿式製錬プロセスの全体工程図である。It is a whole process drawing of a hydrometallurgical process.

つぎに、本発明の実施形態を図面に基づき説明する。
本発明の一実施形態に係る脱銅電解設備、および脱銅電解方法は、ニッケルを回収する湿式製錬プロセスの脱銅電解工程に好適に適用される。なお、本実施形態の脱銅電解設備、および脱銅電解方法は、水溶液に含まれる銅を電解採取により除去する工程であれば、いかなるプロセスの工程にも適用し得る。以下、前記湿式製錬プロセスの脱銅電解工程に適用する場合を例に説明する。
Next, an embodiment of the present invention will be described based on the drawings.
The copper removal electrolytic equipment and the copper removal electrolytic method according to one embodiment of the present invention are suitably applied to the copper removal electrolytic step of a hydrometallurgical process for recovering nickel. The decoppering electrolytic equipment and the decoppering electrolytic method of the present embodiment can be applied to any process step as long as it is a step of removing copper contained in the aqueous solution by electrolytic extraction. Hereinafter, the case of applying to the copper removal electrolytic step of the hydrometallurgical process will be described as an example.

(湿式製錬プロセス)
まず、図3に基づき、前記湿式製錬プロセスを説明する。
湿式製錬プロセスでは、原料であるニッケル硫化物として、ニッケルマットとニッケル・コバルト混合硫化物(MS:ミックスドサルファイド)との2種類が用いられる。
(Hydrometallurgical process)
First, the hydrometallurgical process will be described with reference to FIG.
In the hydrometallurgical process, two types of nickel sulfide as a raw material, nickel matte and nickel/cobalt mixed sulfide (MS: mixed sulfide) are used.

ニッケルマットは乾式製錬により得られる。具体的には、ニッケルマットは硫鉄ニッケル鉱を熔錬することで得られる。 Nickel mats are obtained by dry smelting. Specifically, the nickel mat is obtained by smelting iron sulfate nickel ore.

ニッケル・コバルト混合硫化物は湿式製錬により得られる。具体的には、低品位ラテライト鉱などのニッケル酸化鉱石を加圧酸浸出(HPAL:High Pressure Acid Leaching)し、浸出液から鉄などの不純物を除去した後、浸出液に硫化水素ガスを吹き込んで硫化反応を生じさせることによりニッケル・コバルト混合硫化物を得る。 Nickel/cobalt mixed sulfides are obtained by hydrometallurgy. Specifically, nickel oxide ores such as low-grade laterite ores are pressurized acid leached (HPAL: High Pressure Acid Leaching), impurities such as iron are removed from the leachate, and then hydrogen sulfide gas is blown into the leachate to perform a sulfurization reaction. To produce a nickel-cobalt mixed sulfide.

まず、ニッケル・コバルト混合硫化物と後述のセメンテーション残渣とからなるスラリーを塩素浸出工程に供給する。塩素浸出工程では、浸出槽に吹き込まれる塩素ガスの酸化力によって、スラリー中の固形物に含まれる金属が実質的に全て液中に浸出される。塩素浸出工程から排出されたスラリーは浸出液と浸出残渣とに固液分離される。 First, a slurry consisting of nickel-cobalt mixed sulfide and cementation residue described below is supplied to the chlorine leaching step. In the chlorine leaching step, substantially all the metal contained in the solid matter in the slurry is leached into the liquid due to the oxidizing power of the chlorine gas blown into the leaching tank. The slurry discharged from the chlorine leaching step is solid-liquid separated into a leachate and a leach residue.

ニッケルマットを、粉砕工程において粉砕した後、レパルプしてマットスラリーとし、セメンテーション工程に供給する。セメンテーション工程には塩素浸出工程で得られた浸出液も供給されている。浸出液には目的金属であるニッケルのほか、不純物として銅、鉄、鉛、マンガンなどが含まれている。 The nickel mat is crushed in the crushing step and then repulped into a mat slurry, which is supplied to the cementation step. The leachate obtained in the chlorine leaching step is also supplied to the cementation step. The leachate contains nickel, which is the target metal, and impurities such as copper, iron, lead, and manganese.

浸出液には2価の銅クロロ錯イオンが含まれている。ニッケルマットの主成分は二硫化三ニッケル(Ni32)と金属ニッケル(Ni0)である。セメンテーション工程では、浸出液とニッケルマットとを接触させて、銅とニッケルとの置換反応を行う。これにより、ニッケルマット中のニッケルが液に置換浸出され、浸出液中の銅イオンが硫化銅(Cu2S)または金属銅(Cu0)の形態で析出する。固液分離により得られたセメンテーション残渣は塩素浸出工程に供給される。 The leachate contains divalent copper chloro complex ions. The main components of nickel matte are tri-nickel disulfide (Ni 3 S 2 ) and metallic nickel (Ni 0 ). In the cementation step, the leachate and the nickel matte are brought into contact with each other to carry out a substitution reaction between copper and nickel. As a result, nickel in the nickel matte is leached by displacement into the liquid, and copper ions in the leached liquid are precipitated in the form of copper sulfide (Cu 2 S) or metallic copper (Cu 0 ). The cementation residue obtained by solid-liquid separation is supplied to the chlorine leaching step.

セメンテーション工程から得られたセメンテーション終液は浄液工程に供給される。浄液工程で不純物が除去された液(塩化ニッケル水溶液)は、電解給液としてニッケル電解工程に送られる。ニッケル電解工程では電解採取により電気ニッケルが製造される。 The cementation final solution obtained from the cementation step is supplied to the purification step. The liquid (nickel chloride aqueous solution) from which impurities have been removed in the cleaning process is sent to the nickel electrolysis process as an electrolytic supply liquid. In the nickel electrolysis process, electrolytic nickel is produced by electrowinning.

塩素浸出工程ではスラリー中の固形物に含まれる銅が浸出され、銅イオンとなる。浸出液に含まれる銅は、セメンテーション工程で析出して、再び塩素浸出工程に供給される。このように、系内の銅は塩素浸出工程とセメンテーション工程との間を循環する。系内に供給される原料には銅が含まれることから、そのままでは系内の銅保有量が増加する。系内の銅保有量を適切な量に維持するために、脱銅電解工程で銅を系外に払い出すことが行われる。 In the chlorine leaching step, copper contained in the solid matter in the slurry is leached to form copper ions. Copper contained in the leaching solution is precipitated in the cementation step and is supplied again to the chlorine leaching step. Thus, the copper in the system circulates between the chlorine leaching process and the cementation process. Since the raw material supplied to the system contains copper, the amount of copper retained in the system increases as it is. In order to maintain an appropriate amount of copper in the system, copper is discharged to the outside of the system in a decoppering electrolytic process.

脱銅電解工程には塩素浸出工程から排出された浸出液の一部が供給される。脱銅電解工程では、電解採取により電気銅(銅粉)を製造して、電気銅を系外に排出する。原料として供給される銅と等量の銅を除去することで、系内の銅保有量を一定に維持する。脱銅電解工程から排出された脱銅電解廃液は、浸出液とともにセメンテーション工程に供給される。系外に排出された電気銅は、例えば銅製錬に供される。 A part of the leachate discharged from the chlorine leaching step is supplied to the copper removal electrolytic step. In the decopperization electrolysis step, electrolytic copper (copper powder) is produced by electrowinning and the electrolytic copper is discharged to the outside of the system. By removing the same amount of copper as the copper supplied as the raw material, the amount of copper retained in the system is maintained constant. The decoppered electrolytic waste liquid discharged from the decoppered electrolytic process is supplied to the cementation process together with the leachate. The electrolytic copper discharged to the outside of the system is used for copper smelting, for example.

(脱銅電解設備)
つぎに、前記脱銅電解工程を実行する脱銅電解設備1を説明する。
図1に示すように、脱銅電解設備1は、混合槽10、電解槽20、レパルプ槽30、固液分離装置40、濾液貯槽50を備えている。
(Copper removal electrolytic equipment)
Next, the copper removal electrolytic equipment 1 for performing the copper removal electrolytic process will be described.
As shown in FIG. 1, the decoppering electrolytic equipment 1 includes a mixing tank 10, an electrolytic tank 20, a repulp tank 30, a solid-liquid separation device 40, and a filtrate storage tank 50.

混合槽10には撹拌装置11(以下、混合槽用撹拌装置11と称する。)が備えられている。混合槽用撹拌装置11の構成は特に限定されないが、撹拌羽根と、撹拌羽根を回転させるモータとからなる構成が挙げられる。 The mixing tank 10 is provided with a stirring device 11 (hereinafter referred to as the mixing tank stirring device 11). The configuration of the mixing tank stirring device 11 is not particularly limited, but a configuration including a stirring blade and a motor for rotating the stirring blade can be mentioned.

混合槽10には塩素浸出工程から排出された浸出液と、ニッケル電解工程から排出されたニッケル電解廃液(アノライトとも称される。)とが供給されている(図3参照)。混合槽10で浸出液とニッケル電解廃液とを混合して、浸出液をニッケル電解廃液で希釈することで電解給液を調製する。混合槽10と電解槽20とは第1流路61で接続されている。混合槽10で調製された電解給液は第1流路61を通って電解槽20に供給される。 The leachate discharged from the chlorine leaching process and the nickel electrolysis waste liquid (also referred to as anolyte) discharged from the nickel electrolysis process are supplied to the mixing tank 10 (see FIG. 3 ). The electrolytic solution is prepared by mixing the leachate and the nickel electrolysis waste liquid in the mixing tank 10 and diluting the leachate with the nickel electrolysis waste liquid. The mixing tank 10 and the electrolytic tank 20 are connected by a first flow path 61. The electrolytic supply liquid prepared in the mixing tank 10 is supplied to the electrolytic tank 20 through the first flow path 61.

浸出液は銅を含む塩化ニッケル水溶液であり、ニッケル濃度が200〜300g/L、銅濃度が25〜60g/Lである。ニッケル電解廃液は塩化ニッケル水溶液であり、ニッケル濃度が70〜80g/L、銅濃度が実質的に0g/Lである。浸出液をニッケル電解廃液で希釈することで、電解給液の銅濃度を20〜40g/Lに調整する。 The leachate is a nickel chloride aqueous solution containing copper, and has a nickel concentration of 200 to 300 g/L and a copper concentration of 25 to 60 g/L. The nickel electrolysis waste liquid is a nickel chloride aqueous solution having a nickel concentration of 70 to 80 g/L and a copper concentration of substantially 0 g/L. The copper concentration of the electrolytic supply liquid is adjusted to 20 to 40 g/L by diluting the leachate with the nickel electrolytic waste liquid.

電解給液の銅濃度を40g/L以下に調整することで、電解槽20においてカソードに析出した銅が電解液中の2価銅イオンとの反応(化学式(3))により再溶解することを抑制でき、電流効率を高くできる。ここで、電流効率は次式で定義される。
電流効率[%]=〔産出銅粉×銅品位[%]〕/〔Cu2+電気化学等量×通電時間×通電電流〕
By adjusting the copper concentration of the electrolytic solution to 40 g/L or less, it is possible to prevent the copper deposited on the cathode in the electrolytic cell 20 from being redissolved by the reaction with the divalent copper ion in the electrolytic solution (chemical formula (3)). It can be suppressed and current efficiency can be increased. Here, the current efficiency is defined by the following equation.
Current efficiency [%] = [produced copper powder x copper grade [%]] / [Cu 2+ electrochemical equivalent x energizing time x energizing current]

電解給液の銅濃度を20g/L以上に調製することで、電解槽20において電解液の銅濃度が低すぎることによりカソードに針状電析が生じてショートが発生することを防止できる。また、電解液中のニッケルがカソードに電着することを抑制できる。 By adjusting the copper concentration of the electrolytic solution to 20 g/L or more, it is possible to prevent short-circuiting due to needle-like electrodeposition on the cathode due to too low copper concentration of the electrolytic solution in the electrolytic cell 20. In addition, nickel in the electrolytic solution can be prevented from being electrodeposited on the cathode.

浸出液を希釈する希釈液はニッケル電解廃液に限定されず、銅濃度を調整できる液であればよく、例えば水でもよい。ただし、希釈液としてニッケル電解廃液を用いれば、系内に新規の水を添加する必要がない。そのため、脱水の工程を新たに設ける必要がなく、また、系内のニッケル濃度が低下しないので好ましい。 The diluting liquid for diluting the leachate is not limited to the nickel electrolysis waste liquid, and may be any liquid that can adjust the copper concentration, such as water. However, if nickel electrolysis waste liquid is used as the diluting liquid, it is not necessary to add new water into the system. Therefore, there is no need to additionally provide a dehydration step, and the nickel concentration in the system does not decrease, which is preferable.

電解槽20には電解給液が供給される。電解給液は銅を含む塩化ニッケル水溶液である。電解槽20にはアノードとカソードとが挿入される。アノード−カソード間に電流を流すことで、電解採取によりカソードに銅粉を析出させる。 The electrolytic solution is supplied to the electrolytic cell 20. The electrolytic supply is an aqueous nickel chloride solution containing copper. An anode and a cathode are inserted in the electrolytic cell 20. By passing a current between the anode and the cathode, copper powder is deposited on the cathode by electrowinning.

電解槽20内の電解液は銅が除去された後、電解槽20からオーバーフローして脱銅電解廃液として排出される。脱銅電解廃液はセメンテーション工程に供給される(図3参照)。 After the copper is removed from the electrolytic solution in the electrolytic cell 20, the electrolytic solution overflows from the electrolytic cell 20 and is discharged as a copper removal electrolytic waste solution. The decoppered electrolytic waste liquid is supplied to the cementation step (see FIG. 3).

カソードに電着した銅粉は、カソードを振動させることにより、カソードから脱落して電解槽20の底部に堆積する。銅粉が所定量堆積したら、電解槽20の底から銅粉を抜き出す。抜き出された銅粉には電解液が付着しており、湿潤状態(泥状)である。 The copper powder electrodeposited on the cathode falls off from the cathode and is deposited on the bottom of the electrolytic cell 20 by vibrating the cathode. When a predetermined amount of copper powder has accumulated, the copper powder is extracted from the bottom of the electrolytic cell 20. The electrolytic solution is attached to the extracted copper powder and is in a wet state (mud-like state).

電解槽20の底部とレパルプ槽30とは第2流路62で接続されている。電解槽20から排出された湿潤状態の銅粉は第2流路62を通ってレパルプ槽30に供給される。レパルプ槽30にはレパルプ水が供給されている。レパルプ槽30において、銅粉とレパルプ水とを混合することで、銅粉をレパルプする。なお、レパルプ水としては特に限定されないが、ニッケル電解廃液、コバルト電解工程から排出された電解廃液、工業用水などが用いられる。 The bottom of the electrolytic cell 20 and the repulp tank 30 are connected by a second flow path 62. The wet copper powder discharged from the electrolytic cell 20 is supplied to the repulp tank 30 through the second flow path 62. Repulp water is supplied to the repulp tank 30. In the repulp tank 30, the copper powder is repulped by mixing the copper powder and the repulp water. The repulp water is not particularly limited, but nickel electrolysis waste liquid, electrolysis waste liquid discharged from the cobalt electrolysis step, industrial water and the like are used.

レパルプ槽30には撹拌装置31(以下、レパルプ槽用撹拌装置31と称する。)が備えられている。レパルプ槽用撹拌装置31の構成は特に限定されないが、撹拌羽根と、撹拌羽根を回転させるモータとからなる構成が挙げられる。レパルプ槽用撹拌装置31の撹拌作用により銅粉とレパルプ水とが混合される。 The repulp tank 30 is provided with a stirring device 31 (hereinafter referred to as a repulp tank stirring device 31). The configuration of the stirring apparatus 31 for a repulp tank is not particularly limited, but a configuration including a stirring blade and a motor that rotates the stirring blade can be mentioned. Copper powder and repulp water are mixed by the stirring action of the repulp tank agitator 31.

レパルプ槽30と固液分離装置40とは第3流路63で接続されている。レパルプ槽30から排出されたスラリーは第3流路63を通って固液分離装置40に供給される。固液分離装置40によりスラリーが銅粉と濾液とに固液分離される。 The repulp tank 30 and the solid-liquid separation device 40 are connected by a third flow path 63. The slurry discharged from the repulp tank 30 is supplied to the solid-liquid separation device 40 through the third flow path 63. The solid-liquid separator 40 solid-liquid separates the slurry into copper powder and filtrate.

電解槽20から排出された湿潤状態の銅粉をレパルプした後に固液分離することで、銅粉に付着した電解液を効率よく分離できる。固液分離装置40から排出された銅粉は、系外に排出される。 By performing solid-liquid separation after repulping the wet copper powder discharged from the electrolytic cell 20, the electrolytic solution adhering to the copper powder can be efficiently separated. The copper powder discharged from the solid-liquid separator 40 is discharged outside the system.

固液分離装置40はバッチ処理によりスラリーを固液分離する。固液分離装置40としてはバッチ処理を行える装置であれば特に限定されず、フィルタープレス式の加圧濾過装置、真空ポンプ、濾過材、ブフナー漏斗などからなる吸引濾過装置などを用いることができる。第3流路63には第1ポンプ71が設けられている。固液分離装置40の処理周期にあわせて第1ポンプ71が稼働することにより、適したタイミングでスラリーを固液分離装置40に供給できる。具体的には、固液分離装置40の処理の合間の期間において、第1ポンプ71が稼働しスラリーが送液される。 The solid-liquid separation device 40 performs solid-liquid separation on the slurry by batch processing. The solid-liquid separation device 40 is not particularly limited as long as it can perform batch processing, and a filter press type pressure filtration device, a vacuum pump, a filtration material, a suction filtration device including a Buchner funnel, or the like can be used. The first pump 71 is provided in the third flow passage 63. By operating the first pump 71 according to the processing cycle of the solid-liquid separator 40, the slurry can be supplied to the solid-liquid separator 40 at an appropriate timing. Specifically, the first pump 71 is operated and the slurry is sent during the interval between the processes of the solid-liquid separator 40.

固液分離装置40から排出された濾液は第4流路64を通って濾液貯槽50に供給される。濾液は濾液貯槽50に一時貯留された後、第5流路65を通って電解槽20に供給される。すなわち、固液分離装置40から排出された濾液は電解槽20に供給される。なお、第4、第5流路64、65および濾液貯槽50からなる流路が、特許請求の範囲に記載の「戻り流路」に相当する。 The filtrate discharged from the solid-liquid separation device 40 is supplied to the filtrate storage tank 50 through the fourth flow path 64. The filtrate is temporarily stored in the filtrate storage tank 50 and then supplied to the electrolytic cell 20 through the fifth flow path 65. That is, the filtrate discharged from the solid-liquid separation device 40 is supplied to the electrolytic cell 20. The flow path including the fourth and fifth flow paths 64 and 65 and the filtrate storage tank 50 corresponds to the "return flow path" recited in the claims.

電解槽20は銅粉を抜き出す際に液位が低下するが、濾液を供給することで液位を維持している。電解槽20から銅粉を抜き出す作業は断続的に行われる。濾液貯槽50から電解槽20への濾液の供給は、電解槽20から銅粉を抜き出す際に行われるため、これも断続的に行われる。第5流路65には第2ポンプ72が設けられている。第2ポンプ72を適したタイミングで稼働することにより、濾液の送液を断続的に行う。 Although the liquid level of the electrolytic cell 20 is lowered when the copper powder is extracted, the liquid level is maintained by supplying the filtrate. The work of extracting the copper powder from the electrolytic cell 20 is intermittently performed. Since the supply of the filtrate from the filtrate storage tank 50 to the electrolytic tank 20 is performed when the copper powder is extracted from the electrolytic tank 20, this is also intermittently performed. The second pump 72 is provided in the fifth flow path 65. By operating the second pump 72 at an appropriate timing, the liquid feed of the filtrate is intermittently performed.

濾液貯槽50には撹拌装置51(以下、濾液貯槽用撹拌装置51と称する。)が備えられている。濾液貯槽用撹拌装置51の構成は特に限定されないが、撹拌羽根と、撹拌羽根を回転させるモータとからなる構成が挙げられる。濾液には銅粉に付着していた電解液、すなわち銅を含有する塩化ニッケル水溶液が含まれている。濾液貯槽用撹拌装置51で濾液を撹拌することで、銅濃度が均一な濾液を電解槽20に供給できる。 The filtrate storage tank 50 is provided with a stirring device 51 (hereinafter, referred to as a filtrate storage tank stirring device 51). The configuration of the filtrate storage tank agitation device 51 is not particularly limited, and examples thereof include a configuration including a stirring blade and a motor that rotates the stirring blade. The filtrate contains the electrolytic solution attached to the copper powder, that is, an aqueous nickel chloride solution containing copper. By stirring the filtrate with the filtrate storage tank agitator 51, a filtrate having a uniform copper concentration can be supplied to the electrolytic cell 20.

本実施形態は、レパルプ槽用撹拌装置31の運転方法に特徴を有する。
前述のごとく、レパルプ槽30から固液分離装置40へのスラリーの送液は、固液分離装置40のバッチ処理に合わせて、断続的に行われる。ここで、図2に示すように、レパルプ槽30から固液分離装置40にスラリーを送液する期間を送液期間P1とする。なお、送液期間P1は第1ポンプ71の稼働期間に相当する。レパルプ槽用撹拌装置31はこの送液期間P1に合わせて稼働、停止する。レパルプ槽用撹拌装置31が稼働する期間を撹拌期間P2とする。撹拌期間P2は、少なくとも送液期間P1はレパルプ槽30内のスラリーが撹拌状態であるように、予め定められる。レパルプ槽用撹拌装置31は、撹拌期間P2は稼働し、その他の期間は停止する。
The present embodiment is characterized by a method of operating the repulp tank agitator 31.
As described above, the liquid feeding of the slurry from the repulp tank 30 to the solid-liquid separation device 40 is intermittently performed in accordance with the batch processing of the solid-liquid separation device 40. Here, as shown in FIG. 2, a period for feeding the slurry from the repulp tank 30 to the solid-liquid separation device 40 is referred to as a liquid feeding period P1. The liquid sending period P1 corresponds to the operating period of the first pump 71. The repulp tank agitator 31 operates and stops according to the liquid feeding period P1. The period during which the repulp tank agitator 31 operates is referred to as an agitation period P2. The stirring period P2 is determined in advance so that the slurry in the repulp tank 30 is in a stirring state at least during the liquid feeding period P1. The stirring apparatus 31 for the repulp tank operates during the stirring period P2 and stops during other periods.

レパルプ槽用撹拌装置31を稼働してからスラリーが送液に十分な撹拌状態となるまでには所定時間(1〜数秒)のタイムラグがある。また、レパルプ槽用撹拌装置31を停止してから所定時間(1〜数秒)はスラリーの撹拌状態が維持される。そのため、撹拌期間P2の開始時期は送液期間P1の開始時期よりも所定時間前に設定される。また、撹拌期間P2の終了時期は送液期間P1の終了時期よりも所定時間前に設定される。このように撹拌期間P2を設定することで、レパルプ槽用撹拌装置31の稼働期間を必要最小限にできる。 There is a time lag of a predetermined time (1 to several seconds) from the operation of the repulp tank agitator 31 until the slurry is in an agitated state sufficient for liquid feeding. In addition, the stirring state of the slurry is maintained for a predetermined time (1 to several seconds) after stopping the stirring device 31 for the repulp tank. Therefore, the start time of the stirring period P2 is set to a predetermined time before the start time of the liquid feeding period P1. Further, the end time of the stirring period P2 is set to a predetermined time before the end time of the liquid feeding period P1. By setting the stirring period P2 in this way, the operating period of the stirring apparatus 31 for the repulp tank can be minimized.

なお、撹拌期間P2は、少なくとも送液期間P1はレパルプ槽30内のスラリーが撹拌状態であるように設定されればよい。すなわち、レパルプ槽30内のスラリーが撹拌状態である期間が送液期間P1と同一か、送液期間P1を包含していればよい。そのため、撹拌期間P2の開始時期が送液期間P1の開始時期よりも十分に早くてもよいし、撹拌期間P2の終了時期が送液期間P1の終了時期よりも後に設定されてもよい。 The stirring period P2 may be set so that the slurry in the repulp tank 30 is in a stirring state at least during the liquid feeding period P1. That is, the period during which the slurry in the repulp tank 30 is in the stirring state may be the same as the liquid feeding period P1 or may include the liquid feeding period P1. Therefore, the start time of the stirring period P2 may be sufficiently earlier than the start time of the liquid feeding period P1, or the end time of the stirring period P2 may be set after the end time of the liquid feeding period P1.

スラリーを撹拌すると、空気中の酸素がスラリーに取り込まれ、液相に含まれる1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンとなる。スラリーの液相は固液分離装置40および濾液貯槽50を介して電解槽20に供給されることから、2価の銅イオンが電解槽20に供給されることになる。その結果、電解槽20に保持されている電解液の2価銅イオン濃度が上昇し、電流効率が低下する。 When the slurry is stirred, oxygen in the air is taken into the slurry, and the monovalent copper ions contained in the liquid phase are oxidized into divalent copper ions. Since the liquid phase of the slurry is supplied to the electrolytic cell 20 via the solid-liquid separation device 40 and the filtrate storage tank 50, divalent copper ions are supplied to the electrolytic cell 20. As a result, the divalent copper ion concentration of the electrolytic solution held in the electrolytic cell 20 increases and the current efficiency decreases.

しかし、本実施形態ではレパルプ槽用撹拌装置31の稼働期間を短くすることで、撹拌により1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンになることを抑制できる。その結果、電解槽20内の電解液の2価銅イオン濃度の上昇を抑制でき、電流効率を高くできる。しかも、必要な期間はレパルプ槽用撹拌装置31を稼働させるので、良好に撹拌されたスラリーを固液分離装置40に供給できる。 However, in the present embodiment, by shortening the operation period of the stirring apparatus 31 for the repulp tank, it is possible to prevent the monovalent copper ions from being oxidized to divalent copper ions by stirring. As a result, it is possible to suppress an increase in the divalent copper ion concentration of the electrolytic solution in the electrolytic cell 20 and increase the current efficiency. Moreover, since the repulp tank agitating device 31 is operated for a necessary period, the slurry that has been agitated satisfactorily can be supplied to the solid-liquid separation device 40.

レパルプ槽用撹拌装置31と同様に、濾液貯槽用撹拌装置51を断続的に稼働させてもよい。
前述のごとく、濾液貯槽50から電解槽20への濾液の送液は、電解槽20の銅粉の抜き出しに合わせて、断続的に行われる。ここで、図2に示すように、濾液貯槽50から電解槽20に濾液を送液する期間を送液期間P1とする。なお、送液期間P1は第2ポンプ72の稼働期間に相当する。濾液貯槽用撹拌装置51はこの送液期間P1に合わせて稼働、停止する。濾液貯槽用撹拌装置51が稼働する期間を撹拌期間P2とする。撹拌期間P2は、少なくとも送液期間P1は濾液貯槽50内の濾液が撹拌状態であるように、予め定められる。濾液貯槽用撹拌装置51は、撹拌期間P2は稼働し、その他の期間は停止する。
Like the stirring apparatus 31 for the repulp tank, the stirring apparatus 51 for the filtrate storage tank may be operated intermittently.
As described above, the delivery of the filtrate from the filtrate storage tank 50 to the electrolytic bath 20 is intermittently performed in accordance with the extraction of the copper powder from the electrolytic bath 20. Here, as shown in FIG. 2, a period for feeding the filtrate from the filtrate storage tank 50 to the electrolytic bath 20 is referred to as a liquid feeding period P1. The liquid sending period P1 corresponds to the operating period of the second pump 72. The agitating device 51 for the filtrate storage tank operates and stops in accordance with this liquid feeding period P1. The period during which the filtrate storage tank agitator 51 operates is referred to as an agitation period P2. The stirring period P2 is predetermined so that the filtrate in the filtrate storage tank 50 is in a stirring state at least during the liquid feeding period P1. The filtrate storage tank agitator 51 operates during the agitation period P2 and stops during other periods.

濾液貯槽用撹拌装置51を稼働してから濾液が送液に十分な撹拌状態となるまでには所定時間(1〜数秒)のタイムラグがある。また、濾液貯槽用撹拌装置51を停止してから所定時間(1〜数秒)は濾液の撹拌状態が維持される。そのため、撹拌期間P2の開始時期は送液期間P1の開始時期よりも所定時間前に設定される。また、撹拌期間P2の終了時期は送液期間P1の終了時期よりも所定時間前に設定される。このように撹拌期間P2を設定することで、濾液貯槽用撹拌装置51の稼働期間を必要最小限にできる。 There is a time lag of a predetermined time (1 to several seconds) from the operation of the filtrate storage tank agitator 51 to the time when the filtrate is in an agitated state sufficient for liquid transfer. Further, the stirring state of the filtrate is maintained for a predetermined time (1 to several seconds) after stopping the stirring device 51 for the filtrate storage tank. Therefore, the start time of the stirring period P2 is set to a predetermined time before the start time of the liquid feeding period P1. Further, the end time of the stirring period P2 is set to a predetermined time before the end time of the liquid feeding period P1. By setting the stirring period P2 in this manner, the operating period of the filtrate storage tank stirring device 51 can be minimized.

なお、撹拌期間P2は、少なくとも送液期間P1は濾液貯槽50内の濾液が撹拌状態であるように設定されればよい。すなわち、濾液貯槽50内の濾液が撹拌状態である期間が送液期間P1と同一か、送液期間P1を包含していればよい。そのため、撹拌期間P2の開始時期が送液期間P1の開始時期よりも十分に早くてもよいし、撹拌期間P2の終了時期が送液期間P1の終了時期よりも後に設定されてもよい。 The stirring period P2 may be set so that the filtrate in the filtrate storage tank 50 is in a stirring state at least during the liquid sending period P1. That is, the period in which the filtrate in the filtrate storage tank 50 is in the agitated state may be the same as the liquid feeding period P1 or may include the liquid feeding period P1. Therefore, the start time of the stirring period P2 may be sufficiently earlier than the start time of the liquid feeding period P1, or the end time of the stirring period P2 may be set after the end time of the liquid feeding period P1.

濾液を撹拌すると、空気中の酸素が濾液に取り込まれ、濾液に含まれる1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンとなる。濾液は電解槽20に供給されることから、2価の銅イオンが電解槽20に供給されることになる。その結果、電解槽20に保持されている電解液の2価銅イオン濃度が上昇し、電流効率が低下する。 When the filtrate is stirred, oxygen in the air is taken into the filtrate, and the monovalent copper ions contained in the filtrate are oxidized to become divalent copper ions. Since the filtrate is supplied to the electrolytic bath 20, divalent copper ions are supplied to the electrolytic bath 20. As a result, the divalent copper ion concentration of the electrolytic solution held in the electrolytic cell 20 increases and the current efficiency decreases.

しかし、本実施形態では濾液貯槽用撹拌装置51の稼働期間を短くすることで、撹拌により1価の銅イオンが酸化されて2価の銅イオンになることを抑制できる。その結果、電解槽20内の電解液の2価銅イオン濃度の上昇を抑制でき、電流効率を高くできる。しかも、しかも、必要な期間は濾液貯槽用撹拌装置51を稼働させるので、均一な銅濃度の濾液を電解槽20に供給できる。 However, in the present embodiment, by shortening the operation period of the filtrate storage tank stirring device 51, it is possible to suppress the oxidation of monovalent copper ions to divalent copper ions due to stirring. As a result, it is possible to suppress an increase in the divalent copper ion concentration of the electrolytic solution in the electrolytic cell 20 and increase the current efficiency. Moreover, since the filtrate storage tank agitator 51 is operated for a required period, a filtrate having a uniform copper concentration can be supplied to the electrolytic cell 20.

以上のように、レパルプ槽用撹拌装置31および/または濾液貯槽用撹拌装置51を断続的に稼働させることで、電流効率を高くできる。撹拌装置31、51の稼働、停止は、作業員が手動で行ってもよいし、制御装置を用いて自動で行ってもよい。例えば、脱銅電解設備1に制御装置を設け、制御装置により撹拌装置31、51、ポンプ71、72、その他の機器を、予め定められた順序、タイミングで動作させるシーケンス制御を行えばよい。 As described above, the current efficiency can be increased by intermittently operating the stirring device 31 for the pulp pulp tank and/or the stirring device 51 for the filtrate storage tank. The operation and stop of the stirring devices 31 and 51 may be manually performed by a worker or may be automatically performed using a control device. For example, a control device may be provided in the decopperization electrolytic equipment 1, and the control device may perform sequence control in which the stirring devices 31, 51, the pumps 71, 72, and other devices are operated in a predetermined order and timing.

つぎに、実施例を説明する。
図1に示す脱銅電解設備1を用いて湿式製錬プロセスの脱銅電解工程の操業を行った。混合槽10に供給される浸出液は、銅を含む塩化ニッケル水溶液であり、ニッケル濃度が220〜270g/L、銅濃度が25〜45g/Lである。混合槽10に供給されるニッケル電解廃液は塩化ニッケル水溶液であり、ニッケル濃度が70〜80g/L、銅濃度が0.01g/Lである。
Next, examples will be described.
The decoppering electrolytic process 1 of the hydrometallurgical process was operated using the decoppering electrolytic equipment 1 shown in FIG. The leachate supplied to the mixing tank 10 is a nickel chloride aqueous solution containing copper and has a nickel concentration of 220 to 270 g/L and a copper concentration of 25 to 45 g/L. The nickel electrolysis waste liquid supplied to the mixing tank 10 is a nickel chloride aqueous solution having a nickel concentration of 70 to 80 g/L and a copper concentration of 0.01 g/L.

混合槽10で浸出液をニッケル電解廃液で希釈することで、銅濃度が24g/Lの電解給液を調製した。電解給液の銅濃度の調整は、浸出液およびニッケル電解廃液の流量を調整することで行った。浸出液の流量は20〜200L/分、ニッケル電解廃液の流量は20〜200L/分であった。 The leachate was diluted with the nickel electrolysis waste liquid in the mixing tank 10 to prepare an electrolytic feed liquid having a copper concentration of 24 g/L. The copper concentration of the electrolytic supply liquid was adjusted by adjusting the flow rates of the leachate and the nickel electrolytic waste liquid. The flow rate of the leachate was 20 to 200 L/min, and the flow rate of the nickel electrolysis waste liquid was 20 to 200 L/min.

(実施例1)
レパルプ槽用撹拌装置31を断続的に稼働させた。具体的には、レパルプ槽用撹拌装置31による撹拌期間P2の開始時期をスラリーの送液期間P1の開始時期よりも1秒前とし、撹拌期間P2の終了時期を送液期間P1の終了時期よりも1秒前とした。濾液貯槽用撹拌装置51は連続的に稼働させた。
その結果、電流効率は74.7%となった。
(Example 1)
The repulp tank agitator 31 was operated intermittently. Specifically, the start time of the stirring period P2 by the repulp tank agitator 31 is set to 1 second before the start time of the slurry liquid feeding period P1, and the end time of the stirring period P2 is set to the end timing of the liquid feeding period P1. Was also 1 second ago. The filtrate storage tank agitator 51 was continuously operated.
As a result, the current efficiency was 74.7%.

(実施例2)
実施例1と同様にレパルプ槽用撹拌装置31を断続的に稼働させた。また、濾液貯槽用撹拌装置51を断続的に稼働させた。具体的には、濾液貯槽用撹拌装置51による撹拌期間P2の開始時期を濾液の送液期間P1の開始時期よりも1秒前とし、撹拌期間P2の終了時期を送液期間P1の終了時期よりも1秒前とした。
その結果、電流効率は78.4%となった。
(Example 2)
The stirring apparatus 31 for a repulp tank was intermittently operated in the same manner as in Example 1. Moreover, the stirring apparatus 51 for filtrate storage tanks was intermittently operated. Specifically, the start time of the stirring period P2 by the filtrate storage tank agitator 51 is set to 1 second before the start time of the liquid feed period P1 of the filtrate, and the end time of the stirring period P2 is set to the end time of the liquid feed period P1. Was also 1 second ago.
As a result, the current efficiency was 78.4%.

(比較例1)
レパルプ槽用撹拌装置31および濾液貯槽用撹拌装置51を連続的に稼働させた。
その結果、電流効率は57.2%となった。
(Comparative Example 1)
The repulp tank agitator 31 and the filtrate storage tank agitator 51 were continuously operated.
As a result, the current efficiency was 57.2%.

以上より、レパルプ槽用撹拌装置31を断続的に稼働させると、電流効率を約57%から約75%まで高くできることが確認できた。さらに濾液貯槽用撹拌装置51を断続的に稼働させると、電流効率を約78%まで高くできることが確認できた。 From the above, it was confirmed that the current efficiency can be increased from about 57% to about 75% by intermittently operating the repulp tank agitator 31. Further, it was confirmed that the current efficiency can be increased to about 78% by intermittently operating the stirring device 51 for the filtrate storage tank.

1 脱銅電解設備
10 混合槽
20 電解槽
30 レパルプ槽
31 レパルプ槽用撹拌装置
40 固液分離装置
50 濾液貯槽
51 濾液貯槽用撹拌装置
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Copper removal electrolysis equipment 10 Mixing tank 20 Electrolysis tank 30 Repulp tank 31 Stirrer for Repulp tank 40 Solid-liquid separation device 50 Filtrate storage tank 51 Stirrer for filtrate storage tank

Claims (4)

銅を含む水溶液が供給され、電解採取により銅粉を析出させる電解槽と、
前記電解槽から排出された湿潤状態の銅粉をレパルプするレパルプ槽と、
前記レパルプ槽から排出されたスラリーをバッチ処理により固液分離する固液分離装置と、
前記固液分離装置から排出された濾液を前記電解槽に供給する戻り流路と、を備え、
前記レパルプ槽はレパルプ槽用撹拌装置を備え、
前記レパルプ槽用撹拌装置は、少なくとも前記レパルプ槽から前記固液分離装置に前記スラリーを送液する期間は前記レパルプ槽内の前記スラリーが撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働し、その他の期間は停止する
ことを特徴とする脱銅電解設備。
An aqueous solution containing copper is supplied, and an electrolytic bath for depositing copper powder by electrowinning,
A repulp tank for repulping the copper powder in a wet state discharged from the electrolytic tank,
A solid-liquid separator for separating the slurry discharged from the repulp tank by batch processing,
A return flow path for supplying the filtrate discharged from the solid-liquid separation device to the electrolytic cell,
The repulp tank is equipped with a stirring device for the repulp tank,
The repulp tank agitator is operated at least for a predetermined period so that the slurry in the repulp tank is in an agitated state at least during a period in which the slurry is fed from the repulp tank to the solid-liquid separator. , Copper removal electrolytic equipment characterized by being stopped during other periods.
前記戻り流路は前記濾液を一時貯留する濾液貯槽を備え、
前記濾液貯槽は濾液貯槽用撹拌装置を備え、
前記濾液貯槽用撹拌装置は、少なくとも前記濾液貯槽から前記電解槽に前記濾液を送液する期間は前記濾液貯槽内の前記濾液が撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働し、その他の期間は停止する
ことを特徴とする請求項1記載の脱銅電解設備。
The return channel comprises a filtrate storage tank for temporarily storing the filtrate,
The filtrate storage tank is equipped with a stirring device for the filtrate storage tank,
The filtrate storage tank stirring device is operated at least for a predetermined period so that the filtrate in the filtrate storage tank is in a stirring state at least during the period in which the filtrate is sent from the filtrate storage tank to the electrolytic cell, and the like. The decoppering electrolytic equipment according to claim 1, wherein the period is stopped.
銅を含む水溶液を電解槽に供給し、電解採取により銅粉を析出させ、
前記電解槽から排出された湿潤状態の銅粉をレパルプ槽に供給し、レパルプし、
前記レパルプ槽から排出されたスラリーを固液分離装置に供給し、バッチ処理により固液分離し、
前記固液分離装置から排出された濾液を前記電解槽に供給し、
前記レパルプ槽に備えられたレパルプ槽用撹拌装置を、少なくとも前記レパルプ槽から前記固液分離装置に前記スラリーを送液する期間は前記レパルプ槽内の前記スラリーが撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働させ、その他の期間は停止させる
ことを特徴とする脱銅電解方法。
An aqueous solution containing copper is supplied to the electrolytic cell, and copper powder is deposited by electrowinning,
The copper powder in a wet state discharged from the electrolytic cell is supplied to a repulp tank and repulped,
The slurry discharged from the repulp tank is supplied to a solid-liquid separation device, and solid-liquid separation is performed by batch processing,
The filtrate discharged from the solid-liquid separator is supplied to the electrolytic cell,
A stirring device for a repulp tank provided in the repulp tank is determined in advance so that the slurry in the repulp tank is in a stirring state at least during a period of sending the slurry from the repulp tank to the solid-liquid separator. A decopperization electrolysis method characterized by operating for a specified period and stopping for the other period.
前記固液分離装置から排出された前記濾液を前記電解槽に供給するにあたり、前記濾液を濾液貯槽に一時貯留し、
前記濾液貯槽に備えられた濾液貯槽用撹拌装置を、少なくとも前記濾液貯槽から前記電解槽に前記濾液を送液する期間は前記濾液貯槽内の前記濾液が撹拌状態であるように、予め定められた期間は稼働させ、その他の期間は停止させる
ことを特徴とする請求項3記載の脱銅電解方法。
In supplying the filtrate discharged from the solid-liquid separator to the electrolytic cell, the filtrate is temporarily stored in a filtrate storage tank,
The filtrate storage tank agitator provided in the filtrate storage tank is predetermined so that the filtrate in the filtrate storage tank is in a stirring state at least during the period in which the filtrate is sent from the filtrate storage tank to the electrolytic cell. The decoppering electrolysis method according to claim 3, wherein the method is activated during a period and stopped during another period.
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