JP6798817B2 - How to recover copper leaching from chalcopyrite - Google Patents
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Description
本発明は、黄銅鉱からの銅の浸出回収方法に関するものである。 The present invention relates to a method for leaching and recovering copper from chalcopyrite.
近年、低コストで消費エネルギーが少ない湿式製錬法による銅の生産量が増加している。湿式製錬法では、酸に容易に溶ける斑銅鉱、孔雀石等の酸化銅鉱と呼ばれる銅鉱物を硫酸や塩酸等の強酸に溶解させて、銅が浸出した貴液を回収し、貴液中から有機溶媒を用いて銅のみを抽出し、電解採取によって銅カソードとして銅を得ることができる。 In recent years, the production of copper by the hydrometallurgy method, which is low in cost and consumes less energy, has been increasing. In the hydrometallurgy method, copper minerals called bornite, which is easily dissolved in acid, and copper oxide such as malachite are dissolved in strong acids such as sulfuric acid and hydrochloric acid, and the noble liquid in which copper is leached is recovered from the noble liquid. Only copper can be extracted using an organic solvent, and copper can be obtained as a copper cathode by electrowinning.
しかしながら、産出量が最も多い銅鉱物である黄銅鉱等の一次硫化銅鉱の場合には、上記の酸に溶けにくいことから、従来の湿式製錬法では銅の浸出速度および銅の浸出率が著しく低下し、銅の生産効率が悪いため事業として実施されていない。 However, in the case of primary copper sulfide ore such as chalcopyrite, which is the copper mineral with the highest yield, it is difficult to dissolve in the above acids, so the conventional hydrometallurgy method has a remarkable copper leaching rate and copper leaching rate. It has not been implemented as a project due to the decline and poor copper production efficiency.
そこで、産出量の多い黄銅鉱に適用可能な湿式製錬法の開発が望まれている。 Therefore, it is desired to develop a hydrometallurgical method applicable to chalcopyrite, which is produced in a large amount.
これまでにも、湿式製錬法の工程中において、銀イオン、黄鉄鉱、活性炭等を添加して酸化還元電位を制御することで、高温高圧条件下における黄銅鉱からの銅の浸出が促進することが報告されている。例えば、特許文献１には、高温高圧条件下において硫酸水溶液による黄銅鉱からの銅の浸出回収を行うことが提案されている。特許文献２には、酸化還元電位を制御することにより、常温、常圧条件下において黄銅鉱からの銅の浸出回収を行うことが提案されている。
Until now, in the process of hydrometallurgy, by adding silver ions, pyrite, activated carbon, etc. to control the redox potential, leaching of copper from chalcopyrite under high temperature and high pressure conditions has been promoted. Has been reported. For example,
特許文献１の方法では、黄銅鉱に石炭などの炭素質物質を添加して、圧力１００〜３０００ｋＰａ、温度９０〜２００℃という、高温高圧条件下において塩酸水溶液による銅の浸出回収を行っている。しかしながら、このような浸出条件を整えるためには設備面での負担が大きく、コスト高となり、黄銅鉱からの銅の浸出回収方法としては実際的ではない。
In the method of
特許文献２の方法では、黄銅鉱を含む硫化銅鉱から硫酸溶液を用いて銅を浸出回収する際、硫化銅鉱にヨウ化物イオンを含む硫酸溶液と、酸化剤として二酸化マンガンを共に添加する必要がある。しかしながら、酸化剤として高価な二酸化マンガンを用いるため、依然としてコスト高となり、実操業に適用することは現実的ではなかった。また、特許文献２の方法では、必ずしも浸出回収される銅の収率が高いとは言えなかった。
In the method of
本発明は、以上のとおりの事情に鑑みてなされたものであり、強力な酸化剤ではあるが高価であるためコスト増につながる二酸化マンガンを添加することなく、比較的マイルドな条件下においても、効率よく高い収率で黄銅鉱から銅を浸出回収可能とする新しい浸出方法を提供することを課題としている。 The present invention has been made in view of the above circumstances, and although it is a powerful oxidizing agent, it is expensive, so that manganese dioxide, which leads to an increase in cost, is not added, and even under relatively mild conditions. An object of the present invention is to provide a new leaching method that enables leaching and recovery of copper from chalcopyrite with high efficiency and high yield.
本発明は、以下のとおりの黄銅鉱からの銅の浸出方法を提供する。
＜１＞黄銅鉱と炭素材との混合物を硫酸水溶液に浸漬し、前記硫酸水溶液を酸素の共存下に加熱攪拌することを特徴とする。
＜２＞炭素材がカーボンブラックである。
＜３＞硫酸水溶液のｐＨが、０．６以上１．２以下である。
＜４＞以上の発明において、炭素材を回収し、黄銅鉱からの銅の浸出に再利用可能な循環系を構成することを特徴とする。
The present invention provides a method for leaching copper from chalcopyrite as follows.
<1> A mixture of chalcopyrite and a carbon material is immersed in a sulfuric acid aqueous solution, and the sulfuric acid aqueous solution is heated and stirred in the presence of oxygen.
<2> The carbon material is carbon black.
<3> The pH of the sulfuric acid aqueous solution is 0.6 or more and 1.2 or less.
<4> The above invention is characterized in that a carbon material is recovered to form a reusable circulation system for leaching copper from chalcopyrite.
本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法によれば、強力な酸化剤ではあるが高価であるためコスト増につながる二酸化マンガンを添加することなく、比較的マイルドな条件下においても、効率よく高い収率で黄銅鉱から銅を浸出回収可能とすることができる。 According to the method of leaching copper from chalcopyrite of the present invention, although it is a strong oxidant, it is expensive, so that it is efficiently high even under relatively mild conditions without adding manganese dioxide, which leads to an increase in cost. Copper can be leached and recovered from chalcopyrite in yield.
以下に本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法を詳細に説明する。 The method of leaching copper from chalcopyrite of the present invention will be described in detail below.
本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法は、黄銅鉱から銅を浸出する方法であって、前記黄銅鉱と炭素材との混合物を硫酸水溶液に浸漬し、前記硫酸水溶液を酸素の共存下に加熱攪拌することを特徴とする。 The method for leaching copper from chalcopyrite of the present invention is a method for leaching copper from chalcopyrite, in which a mixture of chalcopyrite and a carbon material is immersed in a sulfuric acid aqueous solution, and the sulfuric acid aqueous solution is coexisted with oxygen. It is characterized by heating and stirring.
本明細書において、「攪拌する」との用語は、硫酸水溶液の流動を伴う物理的な操作全般を意味しており、例えば、マグネチックスターラー等の装置を用いて攪拌する方法、攪拌翼を備えた装置等を用いて攪拌する方法、硫酸水溶液、黄銅鉱および炭素材を混入した反応容器自体を転動、振動等により攪拌する方法、気体をバブリングさせて硫酸水溶液を攪拌させる方法等が包含される。 In the present specification, the term "stirring" means all physical operations involving the flow of an aqueous sulfuric acid solution, and includes, for example, a method of stirring using a device such as a magnetic stirrer, and a stirring blade. It includes a method of stirring using a device, a method of stirring the reaction vessel itself mixed with a sulfuric acid aqueous solution, a brass ore and a carbon material by rolling, vibration, etc., a method of bubbling a gas to stir the sulfuric acid aqueous solution, and the like. To.
本発明においては、硫酸水溶液に酸素の共存下で、黄銅鉱および炭素材を添加すると、硫酸水溶液の酸化還元電位が低下し、第一に、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）が還元されて輝銅鉱（Ｃｕ２Ｓ）が生成すると考えられる。 In the present invention, when chalcopyrite and a carbon material are added to an aqueous sulfuric acid solution in the presence of oxygen, the oxidation-reduction potential of the aqueous sulfuric acid solution is lowered, and firstly, chalcopyrite (CuFeS 2 ) is reduced to reduce chalcocite (Cufes 2 ). It is considered that Cu 2 S) is produced.
第二に、硫酸水溶液に酸素が溶存し、かつ炭素材の存在下においては、黄銅鉱より溶出したｅ（ＩＩＩ）によって輝銅鉱が酸化、溶解されて、それに伴い銅が浸出する反応が生じると考えられる。 Secondly, in the presence of oxygen dissolved in the sulfuric acid aqueous solution and the presence of the carbon material, the chalcocite is oxidized and dissolved by e (III) eluted from the chalcopyrite, and the reaction of copper leaching occurs. Conceivable.
全体では、黄銅鉱と炭素材および鉄が、硫酸水溶液中で酸化還元反応を生じ、黄銅鉱から銅が浸出回収されると考えられる。 As a whole, it is considered that chalcopyrite, carbon material and iron undergo a redox reaction in an aqueous sulfuric acid solution, and copper is leached and recovered from chalcopyrite.
本発明の黄銅鉱からの銅の浸出促進方法においては、浸出液中で、黄銅鉱と炭素材の表面が相互に直接接触することが必要であると考えられる。黄銅鉱と炭素材の表面が相互に直接接触することにより、浸出液の酸化還元電位が６００ｍＶ ｖｓ.ＳＨＥ 以下に低下することが考えられる。浸出液の酸化還元電位が６００ｍＶ ｖｓ.ＳＨＥ 以下に低下することにより、黄銅鉱は、下記の式のように、まず、浸出液によって黄銅鉱より溶出したＣｕ２＋とＦｅ２＋により還元され輝銅鉱Ｃｕ２Ｓを生成すると考えられる。Ｃｕ２Ｓは、Ｆｅ２＋の酸化により生じたＦｅ３＋により酸化溶解すると考えられる。これらの反応機構は、以下の酸化還元反応式で表すことができると考えられる。 In the method for promoting copper leaching from chalcopyrite of the present invention, it is considered necessary that the surfaces of chalcopyrite and the carbon material are in direct contact with each other in the leachate. It is considered that the redox potential of the leachate drops to 600 mV vs. SHE or less due to the direct contact between the chalcopyrite and the surface of the carbon material. When the redox potential of the leachate drops to 600 mV vs. SHE or less, the chalcopyrite is first reduced by Cu 2+ and Fe 2+ eluted from the chalcopyrite by the leachate, as shown in the following formula, and the chalcocite Cu 2 S. Is thought to generate. Cu 2 S is considered to be oxidatively dissolved by Fe 3+ generated by oxidation of Fe 2+ . It is considered that these reaction mechanisms can be expressed by the following redox reaction formulas.
CuFeS2 ＋ 3Cu2+ ＋ 3Fe2+ → 2Cu2S + 4Fe3+ （１）
2Cu2S + 8Fe3+ → 4Cu2+ + 2So + 8Fe2+ （２）
このような反応が進行し、黄銅鉱からの銅の浸出が促進されると考えられる。
CuFeS 2 + 3Cu 2+ + 3Fe 2+ → 2Cu 2 S + 4Fe 3+ (1)
2Cu 2 S + 8Fe 3+ → 4Cu 2+ + 2S o + 8Fe 2+ (2)
It is considered that such a reaction proceeds and the leaching of copper from chalcopyrite is promoted.
本発明においては、黄銅鉱から銅を溶出させるための浸出液として、硫酸水溶液を用いるが、硫酸水溶液のｐＨとしては、例えば、ｐＨ０．６以上１．２以下の範囲が好ましく考慮される。ｐＨが１．２を超えると、輝銅鉱の生成速度が低下し、ｐＨが０．６を下回ると、硫酸の過剰消費や浸出後工程である溶媒抽出へ悪影響を及ぼす恐れがある。 In the present invention, an aqueous sulfuric acid solution is used as the leachate for eluting copper from chalcopyrite, and the pH of the aqueous sulfuric acid solution is preferably in the range of pH 0.6 or more and 1.2 or less. If the pH exceeds 1.2, the rate of chalcocite formation decreases, and if the pH falls below 0.6, there is a risk of adversely affecting the excessive consumption of sulfuric acid and the solvent extraction, which is a post-leaching step.
前記浸出液中にＦｅ（ＩＩ）が存在することにより、式（１）に示した黄銅鉱の還元および二価の鉄イオンの酸化が促進される第一の反応がスムーズに開始されると考えられる。 It is considered that the presence of Fe (II) in the leachate smoothly initiates the first reaction in which the reduction of chalcopyrite represented by the formula (1) and the oxidation of divalent iron ions are promoted. ..
一方、式（１）に示した第一の反応の開始時点において、浸出液中にＦｅ（ＩＩＩ）が溶解されていると、酸化還元電位が低下せず、銅の急速な浸出は起こらないが、Ｆｅ（ＩＩＩ）の還元が終了すると、硫酸水溶液の酸化還元電位が６００ｍＶｖｓ.ＳＨＥを下回り、銅の浸出が促進されると考えられる。 On the other hand, if Fe (III) is dissolved in the leachate at the start of the first reaction represented by the formula (1), the redox potential does not decrease and rapid leaching of copper does not occur. When the reduction of Fe (III) is completed, it is considered that the redox potential of the sulfuric acid aqueous solution falls below 600 mV vs. SHE, and the leaching of copper is promoted.
この酸化還元反応は、従来行われている湿式製錬法による銅の浸出方法のように、強力な酸化剤ではあるが高価であるためコスト増につながる二酸化マンガンを添加することなく、比較的マイルドな条件下で進行する。 This redox reaction is relatively mild without adding manganese dioxide, which is a powerful oxidant but expensive because it is expensive, unlike the conventional method of leaching copper by hydrometallurgy. Proceed under various conditions.
このような反応は、酸素の共存下での硫酸水溶液中おける溶存酸素量（ＤＯ）が一定量以上の条件下において、産業上実用的な反応速度で進行することが考えられる。 It is considered that such a reaction proceeds at an industrially practical reaction rate under the condition that the dissolved oxygen amount (DO) in the sulfuric acid aqueous solution in the coexistence of oxygen is a certain amount or more.
硫酸水溶液中の溶存酸素量は、黄銅鉱および炭素材を添加した硫酸水溶液を酸素の共存下に攪拌することにより調整可能である。 The amount of dissolved oxygen in the sulfuric acid aqueous solution can be adjusted by stirring the sulfuric acid aqueous solution to which chalcopyrite and a carbon material are added in the presence of oxygen.
上記酸素の共存下としては、例えば、純酸素ガス、空気等の酸素を含む気体が存在、溶存している状態を意味している。例えば、酸素を含む気体が封入されたガスボンベに、ホースやガラス管等の気体流路となる器具を、流量調節弁等を介して接続し、この気体流路の一端を上記硫酸水溶液中に浸漬する方法や、エアレーション用のポンプとホースやガラス管等の気体流路となる器具を接続し、この気体流路の一端を上記硫酸水溶液中に浸漬する方法等公知の方法を適用することができる。 The coexistence of oxygen means, for example, a state in which a gas containing oxygen such as pure oxygen gas and air is present and dissolved. For example, a device that serves as a gas flow path such as a hose or a glass tube is connected to a gas cylinder filled with a gas containing oxygen via a flow control valve or the like, and one end of the gas flow path is immersed in the sulfuric acid aqueous solution. A known method such as a method of connecting a pump for aeration and an instrument such as a hose or a glass tube which serves as a gas flow path and immersing one end of the gas flow path in the above sulfuric acid aqueous solution can be applied. ..
硫酸水溶液中の溶存酸素量（ＤＯ）としては、例えば、１．０ｐｐｍ〜１０．０ｐｐｍの範囲が例示される。硫酸水溶液中の溶存酸素量（ＤＯ）が上記の範囲内であれば、黄銅鉱の還元および二価の鉄イオンの酸化が促進し、前記の酸化還元反応が所定の反応速度で進行する。 The dissolved oxygen amount (DO) in the sulfuric acid aqueous solution is exemplified in the range of 1.0 ppm to 10.0 ppm, for example. When the amount of dissolved oxygen (DO) in the sulfuric acid aqueous solution is within the above range, the reduction of chalcopyrite and the oxidation of divalent iron ions are promoted, and the redox reaction proceeds at a predetermined reaction rate.
前記硫酸水溶液中の溶存酸素量（ＤＯ）の測定方法としては、例えば、隔膜電極法やウインクラー法等の公知の方法を適用することができる。 As a method for measuring the dissolved oxygen amount (DO) in the sulfuric acid aqueous solution, for example, a known method such as a diaphragm electrode method or a winkler method can be applied.
黄銅鉱および炭素材を添加した硫酸水溶液の攪拌には、前記のとおり、攪拌子とマグネチックスターラーを用いる方法や、回転軸に回転翼が設けられたプロペラ状の攪拌翼を用いる方法、黄銅鉱および炭素材を添加した硫酸水溶液を混入した反応容器自体を転動、振動させて攪拌する方法、酸素を含む気体を硫酸水溶液中に吹き込みバブリングして攪拌する方法等、公知の各種の方法を適用することができる。 As described above, for stirring the sulfuric acid aqueous solution containing brass ore and carbon material, a method using a stirrer and a magnetic stirrer, a method using a propeller-shaped stirring blade provided with a rotating blade on the rotating shaft, and brass ore Various known methods are applied, such as a method of rolling and vibrating the reaction vessel itself mixed with a sulfuric acid aqueous solution containing a carbon material and stirring, a method of blowing a gas containing oxygen into the sulfuric acid aqueous solution and bubbling and stirring. can do.
また、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法においては、硫酸水溶液をその沸点未満の温度で加熱することが好ましく考慮される。硫酸水溶液をその沸点未満の温度で加熱することにより、硫酸水溶液の揮発を抑制しつつ、前記の酸化還元反応を促進することができる。加熱温度の上限としては、硫酸水溶液が沸騰しない程度の比較的マイルドな温度で加熱することが好ましく考慮される。また、加熱温度の下限としては、炭素材の種類や黄銅鉱および炭素材の添加量等によって変化するものの、例えば、４０℃以上、好ましくは５０℃以上であることが例示される。 Further, in the method for leaching copper from chalcopyrite of the present invention, it is preferably considered that the sulfuric acid aqueous solution is heated at a temperature lower than its boiling point. By heating the sulfuric acid aqueous solution at a temperature lower than its boiling point, the redox reaction can be promoted while suppressing the volatilization of the sulfuric acid aqueous solution. As the upper limit of the heating temperature, it is preferably considered that the sulfuric acid aqueous solution is heated at a relatively mild temperature so as not to boil. Further, the lower limit of the heating temperature is, for example, 40 ° C. or higher, preferably 50 ° C. or higher, although it varies depending on the type of carbon material, the amount of chalcopyrite and the carbon material added, and the like.
硫酸水溶液を加熱する際の熱源としては、流動可能な熱媒体や電気ヒーター等公知の方法を適用することができる。このような熱源と、硫酸水溶液を入れた反応容器を接触させるなどして硫酸水溶液を加熱することが可能である。 As a heat source for heating the sulfuric acid aqueous solution, a known method such as a flowable heat medium or an electric heater can be applied. It is possible to heat the sulfuric acid aqueous solution by bringing such a heat source into contact with a reaction vessel containing the sulfuric acid aqueous solution.
本発明の原料に用いる黄銅鉱としては、特に限定されるものではなく、含有される銅鉱物の一部あるいは大部分が黄銅鉱である黄銅鉱鉱石、または黄銅鉱鉱石から浮選などによって黄銅鉱が濃縮された黄銅鉱精鉱が用いられる。 The chalcopyrite used as the raw material of the present invention is not particularly limited, and is chalcopyrite in which some or most of the contained copper minerals are chalcopyrite, or chalcopyrite by flotation from chalcopyrite. Chalcopyrite concentrate is used.
本発明においては、黄銅鉱を粉砕、磨砕して得られる黄銅鉱粒子と炭素材粒子の表面が直接接触することによって、前記酸化還元反応が進行し、黄銅鉱の還元および黄銅鉱から溶出した二価の鉄イオンの酸化が促進すると考えられる。このため、反応系内における黄銅鉱粒子の表面積が大きいほど、後述の炭素材の粒子との接触面積が増大し、酸化還元反応の反応効率も向上する。黄銅鉱粒子の表面積を増大させる上で、粒子径を小さくすることが有効であるため、黄銅鉱はあらかじめ顆粒状あるいは粉体状に粉砕されて用いられることが好ましい。粉砕の方法としては、例えば、遊星ボールミルや攪拌ビーズミルなどの公知の粉砕方法を適用可能である。黄銅鉱粉砕物の粒子径は、特に限定されるものではないが、例えば、１０μｍ以上２５０μｍ以下、好ましくは２０μｍ以上１００μｍ以下、さらに好ましくは５０μｍ以上７５μｍ以下のものが例示される。なお、原料に用いる黄銅鉱が黄銅鉱精鉱である場合には、既に微細な粒子となっているため、必ずしも粉砕処理は必要ではない。 In the present invention, the redox reaction proceeds by direct contact between the chalcopyrite particles obtained by crushing and grinding chalcopyrite and the surface of the carbon material particles, and the chalcopyrite is reduced and eluted from the chalcopyrite. It is thought that the oxidation of divalent iron ions is promoted. Therefore, the larger the surface area of the chalcopyrite particles in the reaction system, the larger the contact area with the particles of the carbon material described later, and the higher the reaction efficiency of the redox reaction. Since it is effective to reduce the particle size in order to increase the surface area of chalcopyrite particles, it is preferable that chalcopyrite is pulverized in advance into granules or powders before use. As a pulverization method, for example, a known pulverization method such as a planetary ball mill or a stirring bead mill can be applied. The particle size of the pulverized chalcopyrite is not particularly limited, and examples thereof include those having a particle size of 10 μm or more and 250 μm or less, preferably 20 μm or more and 100 μm or less, and more preferably 50 μm or more and 75 μm or less. When the chalcopyrite used as a raw material is chalcopyrite concentrate, it does not necessarily need to be pulverized because it is already fine particles.
本発明においては、黄銅鉱に対して炭素材を添加する。 In the present invention, a carbon material is added to chalcopyrite.
本発明に用いる炭素材としては、例えば、グラファイトやカーボンブラック、カーボンナノチューブ、活性炭、木炭等が例示される。これらの炭素材は、前記酸化還元反応を促進する限りにおいて、特に制限されることなく用いられる。 Examples of the carbon material used in the present invention include graphite, carbon black, carbon nanotubes, activated carbon, charcoal and the like. These carbon materials are not particularly limited as long as they promote the redox reaction.
本発明においては、入手容易性、取り扱い性、そしてコスト等の観点から、炭素材がカーボンブラックであることが好ましく考慮される。カーボンブラックとしては、例えば、着色剤用カーボンブラック粉末、高導電性カーボンブラック粉末等が例示される。また、これらのカーボンブラック粉末が凝集して形成されるカーボンブラック顆粒を用いることも好ましく考慮される。 In the present invention, it is preferably considered that the carbon material is carbon black from the viewpoints of availability, handleability, cost and the like. Examples of carbon black include carbon black powder for colorants, highly conductive carbon black powder, and the like. It is also preferably considered to use carbon black granules formed by aggregating these carbon black powders.
カーボンブラックの製品は、通常、粒子径が１ｍｍ程度のビードと呼ばれる顆粒状の態様で輸送販売されることが殆どである。このような大きな粒子径を有する顆粒状とすることにより、飛散を防止することができる。上記ビードは、ドメインと呼ばれるカーボンブラックの最小単位の粒子が凝集して形成されたアグリゲート（一次凝集体）が、さらに凝集して形成されたアグロメレート（二次凝集体）の複合体である。ドメインの粒子径は、例えば、１０ｎｍ〜５００ｎｍ程度、アグリゲートの粒子径は、例えば、５０ｎｍ〜１．０μｍ程度、アグロメレートの粒子径は、例えば、５μｍ〜７５０μｍ程度であることが例示される。本発明においては、カーボンブラックの形態が上記のドメイン、アグリゲート、アグロメレート、ビードのいずれの形態であっても、適用可能である。 Most carbon black products are usually transported and sold in a granular form called a bead having a particle size of about 1 mm. Scattering can be prevented by forming granules having such a large particle size. The bead is a complex of agglomerates (secondary aggregates) formed by further aggregating aggregates (primary aggregates) formed by aggregating particles of the smallest unit of carbon black called a domain. It is exemplified that the particle size of the domain is, for example, about 10 nm to 500 nm, the particle size of the aggregate is, for example, about 50 nm to 1.0 μm, and the particle size of the agglomerate is, for example, about 5 μm to 750 μm. In the present invention, the form of carbon black can be applied to any of the above-mentioned domains, aggregates, agglomerates, and beads.
前記炭素材の添加量としては、例えば、黄銅鉱精鉱の質量の０．１〜１．０倍の範囲が例示され、好ましくは、黄銅鉱精鉱の質量の０．５倍であることが例示される。炭素材の添加量が黄銅鉱精鉱の質量の１．０倍を超えると、銅の回収コストが高くなり、炭素材の添加量が黄銅鉱精鉱の質量の０．１倍未満の場合、銅の浸出速度が遅くなる。炭素材としてカーボンブラックを用いた場合、カーボンブラックの密度が小さいため、添加量が黄銅鉱精鉱の質量の１．０倍を超えると、固形分体積が増大し、酸化還元反応を妨げるおそれがある。 The amount of the carbon material added is, for example, in the range of 0.1 to 1.0 times the mass of chalcopyrite, preferably 0.5 times the mass of chalcopyrite. Illustrated. If the amount of carbon material added exceeds 1.0 times the mass of chalcopyrite, the cost of recovering copper will increase, and if the amount of carbon material added is less than 0.1 times the mass of chalcopyrite, the cost will increase. The rate of copper leaching slows down. When carbon black is used as the carbon material, the density of carbon black is small, so if the amount added exceeds 1.0 times the mass of chalcopyrite, the solid content volume will increase and the redox reaction may be hindered. is there.
本発明においては、浸出液中の炭素材を回収し、黄銅鉱からの銅の浸出に再利用可能な循環系を構成することが好ましく考慮される。 In the present invention, it is preferably considered that the carbon material in the leachate is recovered to form a reusable circulatory system for leaching copper from chalcopyrite.
すなわち、浸出液中に分散あるいは沈殿した炭素材を回収して黄銅鉱とともに硫酸水溶液に添加する、またはそのまま浸出液中に残しておき、黄銅鉱および硫酸水溶液を添加することにより、炭素材を銅の浸出に再利用することができる。 That is, the carbon material dispersed or precipitated in the leachate is recovered and added to the sulfuric acid aqueous solution together with chalcopyrite, or left as it is in the leachate and the chalcopyrite and the sulfuric acid aqueous solution are added to leach the carbon material. Can be reused.
炭素材の回収は、例えば、浸出液を定性濾紙や炭素材の粒子径よりも孔径の小さな多孔膜等を用いて濾過する方法等公知の方法を各種適用することが可能である。 For the recovery of the carbon material, various known methods such as a method of filtering the leachate using a qualitative filter paper or a porous membrane having a pore diameter smaller than the particle size of the carbon material can be applied.
本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法においては、黄銅鉱および炭素材の混合物を硫酸水溶液に添加しているが、炭素材と混合した黄銅鉱鉱石を積み上げ、黄銅鉱鉱石の積層体の上方から硫酸水溶液を送液することによるヒープ・リーチング法にも適用可能である。従来、ヒープ・リーチング法は、黄銅鉱を含む銅鉱石には適用が困難であったが、本発明の銅の浸出方法を応用することによって、浮遊選別のような濃縮工程を経ることなく、簡便に黄銅鉱を含む銅鉱石からの銅の浸出が可能となる。 In the method for leaching copper from chalcopyrite of the present invention, a mixture of chalcopyrite and carbon material is added to the sulfuric acid aqueous solution, but chalcopyrite mixed with the carbon material is piled up and above the laminate of chalcopyrite. It can also be applied to the heap leaching method by sending a sulfuric acid aqueous solution from. Conventionally, the heap leaching method has been difficult to apply to copper ore containing chalcopyrite, but by applying the copper leaching method of the present invention, it is simple without going through a concentration step such as flotation. Copper can be leached from copper ore containing chalcopyrite.
以下に実施例を示すが、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法は、以下の実施例のみに限定されるものではない。 Although examples are shown below, the method for leaching copper from chalcopyrite of the present invention is not limited to the following examples.
＜実施例１：加熱温度が黄銅鉱からの銅の浸出に及ぼす影響の評価実験＞
実施例では、黄銅鉱として、チリのアタカマ鉱山から提供された黄銅鉱精鉱（粒子径１０２μｍ以下、銅品位２８．９％）を用いた。
<Example 1: Evaluation experiment of the effect of heating temperature on copper leaching from chalcopyrite>
In the examples, as the chalcopyrite, a chalcopyrite concentrate (particle size 102 μm or less, copper grade 28.9%) provided from the Atacama mine in Chile was used.
以下の実施例においては、カーボンブラックとして、デンカブラック（電気化学工業（株）製、５０％粒径 ３５ｎｍ）を用いた。実施例６のみ、カーボンブラック顆粒として、デンカブラック（電気化学工業（株）製、５０％粒径 ３５ｎｍ）をアグロメレーションし、粒子径が５００μｍ以上７１０μｍ以下のアグロメレートを使用した。なお、このアグロメレートをカーボンブラック顆粒と呼称する。 In the following examples, Denka Black (manufactured by Denki Kagaku Kogyo Co., Ltd., 50% particle size 35 nm) was used as the carbon black. Only in Example 6, Denka Black (manufactured by Denki Kagaku Kogyo Co., Ltd., 50% particle size 35 nm) was agglomerated as carbon black granules, and agglomerates having a particle size of 500 μm or more and 710 μm or less were used. In addition, this agglomerate is called carbon black granules.
浸出（リーチング）試験は２００ｍＬの硫酸水溶液（ｐＨ０．６）を入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。フラスコに０．５ｇの黄銅鉱精鉱、０．５ｇのカーボンブラックをサンプルとして添加し、エアレーション用のガラス管を挿通したシリコ栓でフラスコの口を密栓した。このフラスコを３０℃、４０℃、５０℃に保温された恒温水槽にそれぞれ浸漬し、マグネチックスターラーを用いて、２００ｒｐｍで攪拌した。浸出開始から所定の間隔で、浸出液中の銅の浸出割合（％）と酸化還元電位を測定した。酸化還元電位は、銀−塩化銀参照電極（３．３Ｎ ＫＣｌ）と白金電極を用いて測定し、酸化還元電位をＮＨＥ（水素標準電極）に対する値に変換した。 The leaching test was performed in a 300 mL experimental flask containing a 200 mL aqueous sulfuric acid solution (pH 0.6). 0.5 g of chalcopyrite and 0.5 g of carbon black were added to the flask as samples, and the mouth of the flask was sealed with a silicon stopper through which a glass tube for aeration was inserted. The flask was immersed in a constant temperature water bath kept at 30 ° C., 40 ° C., and 50 ° C., respectively, and stirred at 200 rpm using a magnetic stirrer. The leaching ratio (%) of copper in the leaching solution and the redox potential were measured at predetermined intervals from the start of leaching. The oxidation-reduction potential was measured using a silver-silver chloride reference electrode (3.3N KCl) and a platinum electrode, and the oxidation-reduction potential was converted to a value with respect to NHE (hydrogen standard electrode).
浸出試験の最後に、浸出液を濾過し、残渣を濾別して回収し６０℃で乾燥し、ＸＲＤ分析を行った。
＜結果１＞
図１（ａ）に示すように、加熱温度が４０℃以上では、黄銅鉱精鉱（図中ではChalcopyriteと表記）からの銅の浸出割合が増加し、温度依存的な銅の浸出促進が確認された。特に、５０℃で加熱した場合、浸出開始から９４時間で約９０％の銅を回収することができた。特許文献２に記載された湿式製錬法においては、同程度の銅を回収するために最短でも２０日程度かかるため、本発明の銅の浸出方法が極めて高効率であることが確認された。
At the end of the leaching test, the leaching solution was filtered, the residue was collected by filtration and dried at 60 ° C. for XRD analysis.
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As shown in FIG. 1 (a), when the heating temperature is 40 ° C. or higher, the leaching rate of copper from chalcopyrite (denoted as Chalcopyrite in the figure) increases, and temperature-dependent promotion of copper leaching is confirmed. Was done. In particular, when heated at 50 ° C., about 90% of copper could be recovered in 94 hours from the start of leaching. In the hydrometallurgical method described in
また、図１（ｂ）に示すように、加熱温度が４０℃以上である場合、酸化還元電位が６００ｍＶ以下となり、銅の浸出が促進されることが確認された。 Further, as shown in FIG. 1 (b), it was confirmed that when the heating temperature was 40 ° C. or higher, the redox potential was 600 mV or less, and the leaching of copper was promoted.
一方、３０℃に保温した場合、浸出開始から９４時間経過後であっても、約１０％の銅を回収することができるにとどまった。３０℃における酸化還元電位は６００ｍＶを下回ることはなく、このため、銅の浸出割合が低い値にとどまると考えられる。 On the other hand, when the temperature was kept at 30 ° C., only about 10% of copper could be recovered even after 94 hours had passed from the start of leaching. The redox potential at 30 ° C. does not fall below 600 mV, and therefore it is considered that the copper leaching rate remains low.
図２は、図１（ａ）における浸出残渣のＸＲＤピークを示している。図中（ａ）は３０℃に保温したときのＸＲＤピークを示しており、黄銅鉱のピークを明瞭に確認することができる。一方、図中（ｂ）に示した、４０℃で加熱後の浸出残渣のＸＲＤピークにおいては、黄銅鉱のピークが減衰するとともに、硫黄のピークが増幅傾向を示した。さらに、図中（ｂ）に示した、５０℃で加熱後の浸出残渣のＸＲＤピークにおいては、黄銅鉱のピークが消失し、硫黄のピークが顕著に増幅されていた。すなわち、黄銅鉱が硫酸水溶液中に溶解し、酸化還元反応の結果硫黄が生成されたことを示していると考えられる。 FIG. 2 shows the XRD peak of the leaching residue in FIG. 1 (a). In the figure, (a) shows the XRD peak when the temperature is kept at 30 ° C., and the peak of chalcopyrite can be clearly confirmed. On the other hand, in the XRD peak of the leaching residue after heating at 40 ° C. shown in (b) in the figure, the peak of chalcopyrite attenuated and the peak of sulfur showed an amplification tendency. Further, in the XRD peak of the leaching residue after heating at 50 ° C. shown in (b) in the figure, the peak of chalcopyrite disappeared and the peak of sulfur was remarkably amplified. That is, it is considered to indicate that chalcopyrite was dissolved in the sulfuric acid aqueous solution and sulfur was produced as a result of the redox reaction.
したがって、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法では、酸化剤として高価な二酸化マンガンを添加しなくとも、４０℃以上の比較的マイルドな加熱により酸化還元反応が進行し、十分に銅を浸出させることができる点において、従来の湿式製錬法よりも優れている。 Therefore, in the method for leaching copper from chalcopyrite of the present invention, the redox reaction proceeds by relatively mild heating at 40 ° C. or higher without adding expensive manganese dioxide as an oxidizing agent, and copper is sufficiently leached. It is superior to the conventional hydrometallurgy method in that it can be made to grow.
＜実施例２：黄銅鉱からの銅の浸出に及ぼすｐＨの影響の評価実験＞
実施例２では、浸出（リーチング）試験は実施例１と同様に、２００ｍＬの硫酸水溶液ｐＨを入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。硫酸水溶液としては、ｐＨが０．６、０．８、１．０、１．２とそれぞれ異なる硫酸水溶液を用いた。フラスコに０．５ｇの黄銅鉱精鉱、０．２５ｇのカーボンブラックをサンプルとして添加し、フラスコを５０℃に保温された恒温水槽にそれぞれ浸漬し、マグネチックスターラーを用いて、２００ｒｐｍで攪拌した。実施例１と同様にして、浸出開始から所定の間隔で、浸出液中の銅の浸出割合（％）と酸化還元電位を測定した。
＜結果２＞
図３（ａ）に示すように、硫酸水溶液のｐＨが低いほど、銅の浸出割合が上昇することが確認された。ｐＨが０．８以下の硫酸水溶液では、浸出開始から９４時間で約９０％の銅を回収することができた。ｐＨ０．８における銅の浸出割合の変化とｐＨ０．６における銅の浸出割合の変化を比較すると、ｐＨ０．６では、特に浸出開始３０時間後から７０時間後における銅の浸出割合のグラフの立ち上がり方が急であり、浸出開始から７０時間で約８０％の銅を回収することができた。
<Example 2: Evaluation experiment of the effect of pH on the leaching of copper from chalcopyrite>
In Example 2, the leaching test was carried out in a 300 mL experimental flask containing a pH of a 200 mL aqueous sulfuric acid solution, as in Example 1. As the sulfuric acid aqueous solution, sulfuric acid aqueous solutions having pHs of 0.6, 0.8, 1.0 and 1.2 were used. 0.5 g of chalcopyrite and 0.25 g of carbon black were added to the flask as samples, and the flask was immersed in a constant temperature water bath kept at 50 ° C. and stirred at 200 rpm using a magnetic stirrer. In the same manner as in Example 1, the leaching ratio (%) of copper in the leaching solution and the redox potential were measured at predetermined intervals from the start of leaching.
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As shown in FIG. 3A, it was confirmed that the lower the pH of the aqueous sulfuric acid solution, the higher the leaching rate of copper. With a sulfuric acid aqueous solution having a pH of 0.8 or less, about 90% of copper could be recovered within 94 hours from the start of leaching. Comparing the change in the copper leaching rate at pH 0.8 and the change in the copper leaching rate at pH 0.6, at pH 0.6, how the graph of the copper leaching rate rises, especially from 30 hours to 70 hours after the start of leaching. It was sudden, and about 80% of copper could be recovered 70 hours after the start of leaching.
また、図３（ｂ）に示すように、硫酸水溶液のｐＨが１．２以下である場合、ｐＨの値にかかわらず酸化還元電位が６００ｍＶ以下となり、ｐＨ依存的な銅の浸出が促進されることが確認された。 Further, as shown in FIG. 3B, when the pH of the sulfuric acid aqueous solution is 1.2 or less, the redox potential becomes 600 mV or less regardless of the pH value, and pH-dependent leaching of copper is promoted. It was confirmed that.
＜実施例３：黄銅鉱からの銅の浸出に及ぼす黄銅鉱量の影響の評価実験＞
実施例３では、浸出（リーチング）試験は、ｐＨ０．６の硫酸水溶液２００ｍＬを入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。黄銅鉱精鉱の添加量を１ｇ、２ｇ、４ｇとそれぞれ変化させつつ、黄銅鉱精鉱／カーボンブラックの質量比が常に２となるようにカーボンブラックを添加した。フラスコを５０℃に保温された恒温水槽にそれぞれ浸漬し、マグネチックスターラーを用いて、２００ｒｐｍで攪拌した。実施例１と同様にして、浸出開始から所定の間隔で、浸出液中の銅の浸出割合（％）を測定した。
＜結果３＞
図４に示すように、黄銅鉱精鉱の添加量が増大するにつれて浸出時間は長くなるものの、９０％程度の銅を回収可能であることが確認された。
<Example 3: Evaluation experiment of the effect of the amount of chalcopyrite on the leaching of copper from chalcopyrite>
In Example 3, the leaching test was performed in a 300 mL experimental flask containing 200 mL of a sulfuric acid aqueous solution of pH 0.6. While changing the amount of chalcopyrite added to 1 g, 2 g, and 4 g, respectively, carbon black was added so that the mass ratio of chalcopyrite / carbon black was always 2. The flasks were each immersed in a constant temperature water bath kept at 50 ° C. and stirred at 200 rpm using a magnetic stirrer. In the same manner as in Example 1, the leaching ratio (%) of copper in the leaching solution was measured at predetermined intervals from the start of leaching.
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As shown in FIG. 4, it was confirmed that about 90% of copper can be recovered, although the leaching time increases as the amount of chalcopyrite added increases.
＜実施例４：黄銅鉱からの銅の浸出に及ぼすエアレーションの影響の評価実験＞
実施例４では、浸出（リーチング）試験は、ｐＨ０．６の硫酸水溶液を入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。三角フラスコ内の浸出液を流量９０ｍＬ／ｍｉｎの窒素ガス（Ｎ２）で１時間エアレーションした後、０．５ｇの黄銅鉱精鉱と０．２５ｇのカーボンブラックを添加し、三角フラスコを５０℃の高温水槽に浸漬して、マグネチックスターラーで攪拌しつつＮ２をエアレーションした状態で浸出試験を開始した。浸出開始から９４時間後に、Ｎ２のエアレーションを停止し、５分間空気をエアレーションした後、実施例１と同様にしてリーチング試験を再開した。
＜結果４＞
図５に示すように、Ｎ２をエアレーションしている間は、黄銅鉱からの銅の浸出はほとんど促進されなかったが、空気のエアレーション後は、比較対象と同様に銅の浸出が促進されることが確認された。
<Example 4: Evaluation experiment of the effect of aeration on the leaching of copper from chalcopyrite>
In Example 4, the leaching test was performed in a 300 mL experimental flask containing an aqueous sulfuric acid solution having a pH of 0.6. The leachate in the Erlenmeyer flask is aerated with nitrogen gas (N 2 ) at a flow rate of 90 mL / min for 1 hour, then 0.5 g of brass ore concentrate and 0.25 g of carbon black are added, and the Erlenmeyer flask is heated to a high temperature of 50 ° C. The leaching test was started with the N 2 aerated while being immersed in a water tank and being stirred with a magnetic stirrer. 94 hours after leaching the start, stop aeration of N 2, after aeration for 5 minutes air it was resumed leaching test in the same manner as in Example 1.
<Result 4>
As shown in FIG. 5, copper leaching from chalcopyrite was hardly promoted during the aeration of N 2 , but after air aeration, copper leaching was promoted as in the comparison. It was confirmed that.
このため、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出促進方法においては、浸出液中に空気を吹き込むことにより、比較的マイルドな加熱条件であっても、銅の浸出が促進されることが確認された。 Therefore, in the method for promoting copper leaching from chalcopyrite of the present invention, it was confirmed that by blowing air into the leachate, copper leaching is promoted even under relatively mild heating conditions. ..
＜実施例５：浸出残渣中のカーボンブラックを用いた黄銅鉱の浸出実験＞
実施例５では、浸出（リーチング）試験は、ｐＨ０．６の硫酸水溶液を２００ｍＬ入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。フラスコに、０．５ｇの黄銅鉱精鉱、０．２５ｇのカーボンブラックをサンプルとして添加し、５０℃に保温された恒温水槽にそれぞれ浸漬し、マグネチックスターラーを用いて、２００ｒｐｍで攪拌した。１回目のリーチング試験の終了後、デカンテーションによって三角フラスコから浸出液を取り除き、フラスコ中に残され浸出残渣に、０．５ｇの黄銅鉱精鉱と新たな浸出液としてｐＨ０．６の硫酸水溶液を２００ｍＬ添加して、１回目のリーチング試験と同様にリーチング試験を行った。さらに、２回目のリーチング試験の終了後、２回目のリーチング試験と同様の操作を繰り返し、３回目のリーチング試験を行った。１回目から３回目のリーチング試験において、実施例１と同様にして、浸出開始から所定の間隔で、浸出液中の銅の浸出割合（％）と酸化還元電位を測定した。
＜結果５＞
図６に示すように、浸出残渣中のカーボンブラックを炭素材として利用した繰り返し浸出では、浸出工程の繰り返し数を重ねても黄銅鉱からの銅の浸出割合に大きな変化は認められなかった。したがって、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法においては、カーボンブラックの再利用が可能である。
<Example 5: Chalcopyrite leaching experiment using carbon black in leaching residue>
In Example 5, the leaching test was performed in a 300 mL experimental flask containing 200 mL of a sulfuric acid aqueous solution having a pH of 0.6. To the flask, 0.5 g of chalcopyrite and 0.25 g of carbon black were added as samples, immersed in a constant temperature water bath kept at 50 ° C., and stirred at 200 rpm using a magnetic stirrer. After the completion of the first leaching test, the leachate was removed from the Erlenmeyer flask by decantation, and 0.5 g of chalcopyrite concentrate and 200 mL of a sulfuric acid aqueous solution having a pH of 0.6 as a new leachate were added to the leachate residue left in the flask. Then, the leaching test was performed in the same manner as the first leaching test. Further, after the completion of the second leaching test, the same operation as the second leaching test was repeated, and the third leaching test was performed. In the first to third leaching tests, the leaching ratio (%) of copper in the leaching solution and the redox potential were measured at predetermined intervals from the start of leaching in the same manner as in Example 1.
<Result 5>
As shown in FIG. 6, in the repeated leaching using carbon black in the leaching residue as a carbon material, no significant change was observed in the leaching ratio of copper from chalcopyrite even if the number of repeated leaching steps was repeated. Therefore, in the method of leaching copper from chalcopyrite of the present invention, carbon black can be reused.
このため、浸出に用いる容器から浸出液を取り除き、新たな黄銅鉱と浸出液を供給可能な構成を備える浸出系を構成することにより、黄銅鉱からの銅の浸出を連続的に行うことができる循環系とすることも可能であると考えられる。 Therefore, by removing the leachate from the container used for leaching and forming a leaching system having a structure capable of supplying new chalcopyrite and the leaching liquid, a circulation system capable of continuously leaching copper from the chalcopyrite. It is also considered possible to do so.
＜実施例６：黄銅鉱とカーボンブラック顆粒の接触が黄銅鉱からの銅の浸出に及ぼす影響の評価実験＞
実施例６では、浸出（リーチング）試験は、ｐＨ０．６の硫酸水溶液を２００ｍＬ入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。フラスコに、実施例１から６でも使用した粒子径５００μｍ以上７１０μｍ以下のカーボンブラック顆粒０．２５ｇを目開き２０μｍの網布でできた袋に入れて浸出液に添加し、さらに粒子径５２μｍ以上７４μｍ以下の黄銅鉱精鉱０．５ｇを添加した。５０℃に保温された恒温水槽にフラスコを浸漬し、マグネチックスターラーを用いて、２００ｒｐｍで攪拌した。浸出開始から所定の間隔で、浸出液中の銅の濃度（ｍｇ／Ｌ）と酸化還元電位を測定した。
<Example 6: Evaluation experiment of the effect of contact between chalcopyrite and carbon black granules on copper leaching from chalcopyrite>
In Example 6, the leaching test was performed in a 300 mL experimental flask containing 200 mL of a sulfuric acid aqueous solution having a pH of 0.6. In a flask, 0.25 g of carbon black granules having a particle diameter of 500 μm or more and 710 μm or less, which were used in Examples 1 to 6, are placed in a bag made of a mesh cloth having a mesh size of 20 μm and added to the leachate, and further, the particle diameter is 52 μm or more and 74 μm or less. 0.5 g of chalcopyrite concentrate was added. The flask was immersed in a constant temperature water bath kept at 50 ° C. and stirred at 200 rpm using a magnetic stirrer. The copper concentration (mg / L) and redox potential in the leaching solution were measured at predetermined intervals from the start of leaching.
なお、比較対象として、浸出液中で黄銅鉱とカーボンブラック顆粒が直接接触した状態で浸出試験を行った結果を示す。
＜結果６＞
図７（ａ）に示すように、カーボンブラック顆粒を袋に入れた状態で浸出液中に添加した場合、袋の網布の目開きが小さいため、カーボンブラック顆粒と黄銅鉱との直接接触が起こらず、黄銅鉱からの銅の浸出はほとんど確認されなかった。
As a comparison target, the results of the leaching test in which chalcopyrite and carbon black granules are in direct contact with each other in the leaching solution are shown.
<Result 6>
As shown in FIG. 7 (a), when the carbon black granules are added to the leachate in a bag, the mesh cloth of the bag has a small opening, so that the carbon black granules come into direct contact with chalcopyrite. However, little copper leaching from chalcopyrite was confirmed.
また、図７（ｂ）に示すように、浸出液の酸化還元電位が６００ｍＶを下回らないことも確認された。 It was also confirmed that the redox potential of the leachate did not fall below 600 mV, as shown in FIG. 7 (b).
このため、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出促進方法においては、黄銅鉱と炭素材の表面との直接接触が必須であると考えられる。 Therefore, in the method for promoting copper leaching from chalcopyrite of the present invention, it is considered that direct contact between chalcopyrite and the surface of the carbon material is indispensable.
＜実施例７：カーボンブラックの添加量が黄銅鉱からの銅の浸出に及ぼす影響の評価実験＞
実施例７では、浸出（リーチング）試験は、ｐＨ０．６の硫酸水溶液２００ｍＬを入れた３００ｍＬの実験用フラスコで行った。黄銅鉱精鉱０．５ｇと、カーボンブラックをそれぞれ０ｇ、０．０５ｇ、０．１ｇ、０．２５ｇ、０．５ｇ添加した。フラスコを５０℃に保温された恒温水槽にそれぞれ浸漬し、マグネチックスターラーを用いて、２００ｒｐｍで攪拌した。実施例１と同様にして、浸出開始から所定の間隔で、浸出液中の銅の浸出割合（％）を測定した。
＜結果７＞
図８（ａ）に示すように、カーボンブラックを添加しなかった場合、黄銅鉱からの銅の浸出はほとんど促進されなかった。一方、カーボンブラックを添加した場合、添加量依存的に黄銅鉱からの銅の浸出割合が増大することが確認された。特に、０．１ｇ以上のカーボンブラックを添加した浸出液中では、浸出開始から９４時間後に銅の約９０％が回収された。
<Example 7: Evaluation experiment of the effect of the amount of carbon black added on the leaching of copper from chalcopyrite>
In Example 7, the leaching test was performed in a 300 mL experimental flask containing 200 mL of a sulfuric acid aqueous solution of pH 0.6. 0.5 g of chalcopyrite and 0 g, 0.05 g, 0.1 g, 0.25 g, and 0.5 g of carbon black were added, respectively. The flasks were each immersed in a constant temperature water bath kept at 50 ° C. and stirred at 200 rpm using a magnetic stirrer. In the same manner as in Example 1, the leaching ratio (%) of copper in the leaching solution was measured at predetermined intervals from the start of leaching.
<Result 7>
As shown in FIG. 8A, the leaching of copper from chalcopyrite was hardly promoted when carbon black was not added. On the other hand, it was confirmed that when carbon black was added, the leaching rate of copper from chalcopyrite increased depending on the amount of addition. In particular, in the leaching solution to which 0.1 g or more of carbon black was added, about 90% of copper was recovered 94 hours after the start of leaching.
また、図８（ｂ）に示すように、カーボンブラックを添加しなかった場合、浸出液の酸化還元電位が６００ｍＶを下回ることはなく、カーボンブラックの添加量依存的に急激に浸出液中の酸化還元電位が６００ｍＶ以下になることが確認された。なお、浸出開始から７４時間経過後に浸出液の酸化還元電位が急激に上昇し、６００ｍＶを上回るのは、浸出液中のＦｅ（ＩＩＩ）濃度の増加によるものと考えられる。 Further, as shown in FIG. 8B, when carbon black was not added, the redox potential of the leachate did not fall below 600 mV, and the redox potential in the leachate rapidly depended on the amount of carbon black added. Was confirmed to be 600 mV or less. It is considered that the redox potential of the exudate rapidly rises 74 hours after the start of leaching and exceeds 600 mV due to the increase in Fe (III) concentration in the exudate.
以上の実施例１〜７の結果から明らかなように、本発明の黄銅鉱からの銅の浸出方法は、強力な酸化剤ではあるが高価であるためコスト増につながる二酸化マンガンを添加することなく、比較的マイルドな条件下においても、効率よく高い収率で黄銅鉱から銅を浸出回収可能とする全く新しい技術である。 As is clear from the results of Examples 1 to 7 above, the method of leaching copper from chalcopyrite of the present invention is a strong oxidizing agent but expensive, so that manganese dioxide, which leads to an increase in cost, is not added. This is a completely new technology that enables leaching and recovery of copper from chalcopyrite efficiently and in high yield even under relatively mild conditions.
Claims (3)
前記炭素材を回収し、黄銅鉱からの銅の浸出に再利用可能な循環系を構成することを特徴とする黄銅鉱からの銅の浸出回収方法。 A method of leaching copper from chalcopyrite, in which a mixture of chalcopyrite and a carbon material is immersed in an aqueous sulfuric acid solution, and the aqueous sulfuric acid solution is heated and stirred in the presence of oxygen.
A method for recovering copper from chalcopyrite, which comprises recovering the carbon material and forming a reusable circulation system for leaching copper from chalcopyrite.
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