WO2005103308A1 - 銅の溶媒抽出方法 - Google Patents

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Kouji Ando
Keiji Kudo
Masaki Imamura
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Sumitomo Metal Mining Co., Ltd.
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Definitions

  • the present invention relates to a solvent extraction method for copper, and more particularly, to a method for selecting copper ions from an aqueous solution of a chloride containing copper and co-existing elements, which is produced from a non-ferrous metal refining step or the like, using an organic extractant.
  • a typical method for separating copper and iron by a solvent extraction method is as follows.
  • an acidic extractant such as trade name LIX64 is used as an extractant in a solvent extraction of copper from a leaching solution.
  • LIX64 a method has been proposed in which copper ions in an ammine leachate are extracted by LIX54 in a waste treatment process of automobiles, home electric appliances, and the like (for example, see Patent Document 1).
  • the oxidation-reduction potential (standard for silver / silver-silver electrode) used in this specification is based on the standard for silver / silver chloride electrode at 20 ° C.
  • Patent Document 1 JP-A-06-240373 (pages 1 and 2)
  • Patent Document 2 Japanese Patent Application Laid-Open No. 08-176693 (page 2)
  • an object of the present invention is to selectively remove copper ions from an aqueous chloride solution containing copper and co-existing elements, which is produced from a non-ferrous metal refining process, using an organic extractant. Extraction and then back-extraction, a method for efficiently separating and recovering copper, and also maintain a high copper extraction rate even when the extractant after back-extraction is used repeatedly. It is to provide a solvent extraction method.
  • the present inventors have conducted intensive studies on a solvent extraction method for copper in order to achieve the above object. As a result, after adjusting the oxidation-reduction potential of the aqueous chloride solution to a specific range, the TBP was reduced. When copper was extracted using an organic extractant as a main component, it was possible to efficiently separate and recover copper and coexisting elements.At that time, if TBP in the extractant was adjusted to a specific concentration, high reverse extraction was achieved. The inventors have found that the rate can be maintained, and completed the present invention.
  • oxidation-reduction potential of the chloride aqueous solution (silver Z silver chloride electrode standard) is set to 0 350 mV
  • copper is selectively extracted by contacting and mixing with an organic solvent extractant containing tributyl phosphate as a main component.
  • a method for solvent extraction of copper is provided, which comprises one step and a second step of back-extracting copper by contact-mixing an extractant from which copper has been extracted with an aqueous solution.
  • the oxidation-reduction potential of the aqueous chloride solution in the first step is from 250 to 300 mV.
  • a method for solvent extraction of copper is provided.
  • the concentration of tributyl phosphate in the extractant used in the first step is 40% by volume or more.
  • a method for solvent extraction of copper is provided.
  • the concentration of tributyl phosphate in the extractant used in the first step is 80 to 90% by volume.
  • a method for solvent extraction of copper is provided.
  • the aqueous solution used in the second step has a copper concentration of 70 g / L or less and a chloride ion concentration of 50 to 350 g / L.
  • a method for extracting copper with a solvent is provided.
  • the copper solvent extraction method according to the first invention wherein the temperature of the back extraction in the second step is 20 90 ° C. Provided.
  • a seventh aspect of the present invention there is provided the method for solvent extraction of copper according to any one of the 16th aspects of the invention, wherein the coexisting element is iron and Z or silver. You.
  • the solvent extraction method for copper of the present invention uses a coexistence source with copper produced from a nonferrous metal refining step or the like. By selectively extracting and then back-extracting copper ions from an aqueous solution of sodium chloride containing copper, cuprous ions can be efficiently separated and recovered.
  • a method for producing an electrolysis starting solution its industrial value is extremely large.
  • TBP is set to a predetermined concentration, a high extraction rate can be maintained even when the extractant after back extraction is used repeatedly, which is more advantageous.
  • the method of the present invention separates and recovers copper and coexisting elements from a chloride aqueous solution containing copper and coexisting elements by using a solvent extraction method, and comprises the oxidation-reduction potential (silver / silver chloride electrode) of the aqueous chloride solution. (Standard) to 0-350 mV, then contacting and mixing with an organic solvent extractant containing TBP as a main component to selectively extract copper (hereinafter referred to as “first step”), and copper A step of contact-mixing the extracted organic solvent with an aqueous solution to back-extract copper (hereinafter, referred to as “second step”).
  • the oxidation-reduction potential (standard of silver / silver chloride electrode) of a chloride aqueous solution is set to 0 350 mV, and then the mixture is brought into contact with an extractant, which is an organic solvent containing TBP as a main component, and mixed with copper.
  • an extractant which is an organic solvent containing TBP as a main component, and mixed with copper.
  • the aqueous salt solution containing copper and coexisting elements used in the first step is not particularly limited, and is a leaching product solution containing copper, iron, silver, etc., produced from a non-ferrous metal refining step or the like.
  • a leaching product solution containing copper, iron, silver, etc. produced from a non-ferrous metal refining step or the like.
  • chloride aqueous solution copper plating-coated iron-based materials, etc.
  • Chloride aqueous solution etc. can be mentioned.
  • an aqueous chloride solution containing iron, silver or the like as a coexisting element is particularly preferably used.
  • the oxidation-reduction potential of the aqueous chloride solution (based on a silver Z silver chloride electrode) is adjusted to 0 to 350 mV, preferably to ⁇ 200 to 300 mV, and more preferably to 250 to 300 mV. That is, the aqueous chloride solution, which is a leaching product produced from the non-ferrous metal refining process, is a solution containing cupric ions, ferrous and ferric ions, and cupric ions are used as neutral extractants. Is not extracted.
  • the oxidation-reduction potential of the aqueous solution (silver / silver chloride electrode standard) To 0-350mV, the copper and iron ions are reduced to become cuprous and ferrous ions, and cuprous ions are selectively extracted by the neutral extractant It becomes like.
  • the oxidation-reduction potential (silver Z silver chloride electrode standard) exceeds 350 mV, copper ions become divalent and are not extracted by the neutral extractant, and this cupric ion acts as an oxidizing agent. Some of the iron ions are also in a trivalent state, and since the ferric ions are extracted by the extractant, the separation performance of the solvent extraction is reduced.
  • the oxidation-reduction potential (silver / silver chloride electrode standard) is lower than OmV, the target metal ion, that is, iron ion, copper ion or silver ion may be reduced to the metal state and precipitated in some cases. Re, which is preferable for.
  • the method of adjusting the oxidation-reduction potential of the aqueous chloride solution is not particularly limited, and a conventionally known method, for example, adding metal copper or metal iron less copper than copper in an inert atmosphere It can be carried out by a method, a method of adding a reducing agent such as sulfur dioxide gas or the like.
  • the first step extraction of the copper ion from the aqueous solution of the salted liquor whose oxidation-reduction potential is adjusted is carried out by contact mixing with an extractant comprising an organic solvent containing TBP as a main component.
  • an extractant comprising an organic solvent containing TBP as a main component.
  • cuprous ion in the saltwater solution is selectively extracted into TBP.
  • the remaining liquid after extraction is again contact-mixed with a new extractant to extract copper ions remaining in the solution.
  • a new extractant to extract copper ions remaining in the solution.
  • TBP as a main component can be used after being diluted with a diluent for maintaining fluidity.
  • the concentration of TBP in the extractant is preferable.
  • Ku is 40- 100 volume 0/0, more preferably 50- 100 vol 0/0.
  • the concentration of TBP in the extractant also affects the back extraction of cuprous ion (the second step). Particularly preferably, it is adjusted to the range of 80 85% by volume.
  • cuprous ions can be selectively separated and recovered in the extractant mainly composed of TBP, and a high extraction rate can be maintained even when the extractant after back extraction is used repeatedly. be able to. That is, the concentration of TBP in the extractant is closely related to the problem of repeated use of the extractant. This will be described in detail with reference to the drawings.
  • FIG. 1 schematically shows the steps of a solvent extraction method for extracting cupric ion using TBP as an extracting agent and back-extracting the same.
  • the above step is used as part of a process for separating and recovering copper from a chloride aqueous solution containing copper and iron, the oxidation-reduction potential is adjusted in advance as described above, and the chloride aqueous solution is adjusted. The copper and iron inside are reduced to cuprous and ferrous, respectively.
  • an extraction starting solution 1 is contact-mixed with a TBP solution 6 after back extraction (regeneration) containing almost no copper ions.
  • the cuprous ion is extracted into the TBP, and a TBP solution 5 and an extraction residue 2 are formed after the extraction containing the copper ion.
  • TBP regeneration step the extracted TBP solution 5 is brought into contact with a back extraction (TBP regeneration) starting solution 3 having a low copper ion concentration.
  • the copper ions are separated and recovered in the TBP regeneration final solution (back extraction product solution) 4, and the TBP is regenerated and after the reverse extraction (regeneration) As TBP solution 6, the process is repeated again in copper ion extraction step 8.
  • the concentration of TBP in the TBP solution 6 after back extraction (regeneration), which is an extractant is adjusted to 80 90% by volume, preferably 80 to 85% by volume. That is, when the concentration of TBP is within this range, the extraction rate is slightly reduced, but the back extraction rate is improved. For example, it is possible to improve the reverse extraction rate to 50-70%, preferably 60-70%, while maintaining the extraction rate of cuprous ion in one extraction operation between about 40-55%. See T If the BP concentration is less than 80% by volume, the extraction rate of cuprous ion in the copper ion extraction step 8 decreases, and the efficiency decreases.
  • the concentration of TBP exceeds 90% by volume, it becomes difficult to maintain a high extraction rate of cuprous ion when this extractant is used repeatedly, The viscosity increases and it takes time to separate the solvent and aqueous phases. That is, in the copper ion extraction step 8, generally, the higher the concentration of TBP in the extractant, the higher the extraction rate of cuprous ions in the extractant and the more efficient the extraction. For example, when the concentration of TBP is 90 to 100% by volume, the extraction ratio of cuprous ion in one extraction operation can be kept as high as 55 to 80%.
  • the concentration of TBP when a concentration exceeding 90% by volume is selected as the concentration of TBP, it is difficult to completely back-extract the cuprous ion once extracted only by a simple regeneration operation. For example, the back extraction rate is 30-50%. For this reason, it is not possible to increase the copper ion concentration of the TBP regeneration final solution (back-extraction product solution) 4, and the copper (I) copper concentration in the TBP solution 6 after back-extraction (regeneration) increases.
  • the copper concentration of the TBP solution 5 does not rise above a certain value after the extraction in the copper ion extraction step 8, when the TBP solution 6 is used repeatedly as an extracting agent after the reverse extraction (regenerated), It is difficult to obtain a desired copper ion extraction rate in the ion extraction step 8. For this reason, it is necessary to add a new TBP to obtain a predetermined extraction rate.
  • the viscosity of the extractant increases, and the separability between the solvent phase and the aqueous phase deteriorates. That is, at a TBP concentration of 80% by volume, the viscosity is 3. OmPa-s, and at a force of 100% by volume at which the separability is good, the viscosity increases to 3.7 mPa's.
  • the viscosity increases extremely, so special equipment is required to separate the solvent and aqueous phases, or the separation time is extremely short. Productivity deteriorates due to adverse effects such as longer length.
  • the diluent contained in the extractant is not particularly limited, and any organic solvent that does not significantly impair the properties of TBP and has good fluidity (low viscosity) can be used.
  • non-polar organic solvents generally used as a diluent for TBP, especially, the second petroleum of dangerous substance Class 4 (Keguchi Synth) due to their danger, fluidity, and easy handling Etc.) and 3rd petroleum (such as dodecane) are preferred.
  • the second step of the present invention is a step of back-extracting cuprous ions by bringing the extractant from which cuprous ions have been extracted into contact with and mixing with an aqueous solution. This back extraction can be repeated as necessary to increase the back discharge rate.
  • the copper concentration of the aqueous solution used in the second step is not particularly limited, but is 70 g / L, preferably 30 g / L. That is, in the case of a new solution, the copper concentration of the back-extraction solution is 0, but in the case of repeated use, it contains copper ions.
  • the upper limit of the copper concentration in the aqueous solution subjected to the back extraction is preferably set to 70 g / L. If the copper concentration of the back-extraction solution is higher than this, a phenomenon occurs in which copper moves to the solvent side.
  • the chlorine ion concentration of the aqueous solution used in the second step is not particularly limited, and 50 to 350 g / L is used.
  • the chloride ion concentration is determined according to the copper concentration extracted back. That is, since the cuprous ions to be back-extracted have low solubility in water, the solution used for back-extraction must be adjusted to the copper concentration to be back-extracted in order to keep the back-extracted copper ions in solution. It is necessary to keep the chloride ion concentration high.
  • the chloride ion concentration is expected to be 5 g / L or more, the chloride ion concentration is expected to be 50 g / L or more, and the cuprous ion concentration is expected to be approximately 50 g / L. If the chloride ion concentration is to be 150 g / L or more and the cuprous ion concentration is to be 80 g / L or more, the chloride ion concentration must be kept to 200 g / L or more. Further, in practice, the upper limit of the chloride ion concentration is about 350 g / L, and this value is the upper limit of the chloride ion concentration.
  • the concentration of chloride ion in the aqueous solution used for the back extraction can be adjusted by removing salt ions such as hydrochloric acid and NaCl.
  • the temperature at the time of the above-mentioned back extraction is not particularly limited, and is 20 to 90 ° C, preferably 40 to 90 ° C.
  • the temperature is 20 to 90 ° C or higher, more copper ions in TBP are discharged to the aqueous phase side, and the back extraction rate increases.
  • the temperature exceeds 90 ° C, the amount of heat radiation will increase and maintain the temperature.
  • the evaporation of the solvent increases, and the solvent phase and the aqueous phase cannot be kept stable, which is not realistic.
  • An aqueous solution containing cupric chloride (copper divalent) and ferric chloride (iron trivalent) is synthesized so that the copper concentration becomes 50 g / L and the iron concentration becomes 70 g / L. Salt was added to adjust the chlorine concentration to 200 g / L.
  • the solution was heated to 60 ° C., and iron oxide was charged to adjust the oxidation-reduction potential (standard of silver / silver chloride electrode) to 275 mV.
  • the solution whose oxidation-reduction potential was adjusted was contact-mixed with the TBP solution at room temperature to extract metal ions into the TBP, and the extraction rates of copper and iron were determined.
  • an inert atmosphere was formed with nitrogen to prevent oxidation due to gas-liquid interface contact during mixing.
  • Figure 2 shows the results obtained by plotting the obtained copper and iron extraction rates against the oxidation-reduction potential (standard of silver / silver chloride electrode).
  • Figure 3 shows the CuZFe separation coefficient calculated using these results.
  • the CuZFe separation coefficient is the ratio of the copper / iron concentration ratio in the liquid after extraction to the copper / iron concentration ratio in the starting liquid, and the higher the separation coefficient, the higher the concentration of copper extracted from iron. It represents the distribution and distribution.
  • the extracted extractant obtained in the first step was used.
  • the pH was adjusted to 0.5 with hydrochloric acid, and the back extract adjusted to 100 g / L with NaCl at a temperature of 30 ° C, 40 ° C, 60 ° C, 75 ° C. Copper in the extractant was back-extracted, and the back-extraction rate was determined.
  • Figure 6 shows the results. From FIG. 6, it can be seen that increasing the temperature increases the back-extraction rate, and preferably 50 ° C. or more for back-extracting 50% or more of the copper in the solvent.
  • Example 1 except that the redox potential of the liquid before extraction was adjusted to 300 mV and 350 mV.
  • the extraction rate of copper and iron and the separation coefficient of copper / iron were determined in the same manner as described above. The results are shown in FIGS. 2 and 3.
  • a synthetic aqueous solution with a copper concentration of 80 g / L and an iron concentration of 50 gZL was used.
  • the redox potential of the solution was set at 300 mV, and the TBP concentration in the extractant diluted with kerosene was 40% by volume and 60% by volume.
  • 80% by volume and 100% by volume (without dilution) were carried out in the same manner as in Example 1, and the extraction ratio of copper and iron and the separation coefficient of copper / iron were determined.
  • the results are shown in Fig. 4 and Fig. 5. From Fig. 4, it can be seen that when the concentration of TBP is increased, the extraction rate of copper increases, and the extraction rate of iron does not change much. Also, FIG. 5 shows that the higher the concentration of TBP, the better the copper / iron separation coefficient.
  • the copper concentration was 118 g / L
  • the iron concentration was 90 g / L
  • the silver concentration was 9 mg / L.
  • a copper concentrate leaching solution containing dangin (silver monovalent) was prepared, this solution was heated to 60 ° C., and iron powder was charged to adjust the oxidation-reduction potential to 300 mV.
  • the solution in which the oxidation-reduction potential was adjusted was contact-mixed with the TBP solution at room temperature to extract metal ions into the TBP.
  • the copper ion in the solvent was back-extracted at 50 ° C. using a back-extraction solution in which the pH was adjusted to 1.0 with hydrochloric acid and the chloride ion concentration was adjusted to 50 g / L with NaCl.
  • the copper concentration in the extraction residue after extraction was 60 g / L
  • the iron concentration was 90 gZL
  • the silver concentration was 8 mgZL.
  • the copper concentration in the reverse extraction product was 28 gZL
  • the iron concentration was 5 g / L
  • silver The concentration was less than lmg / L.
  • Silver was not extracted into the TBP but remained in the extraction residue, indicating that copper and silver could be almost completely separated. (Example 5)
  • the product of the chlorine leaching process of the copper concentrate from the non-ferrous refining process was used.
  • the composition of this product solution was as follows: copper concentration 118 g / L, iron concentration 90 g / L, silver concentration 9 mg / L, and chloride ion concentration 200 g / L.
  • One litter of this solution was collected in a beaker as a starting solution for extraction, heated to 60 ° C, and charged with iron powder to adjust the oxidation-reduction potential to 300 mV (standard of silver / silver chloride electrode), followed by room temperature.
  • a solvent extraction step was performed by contact mixing (stirrer stirring) with 2 liters of TBP (concentration 100% by volume) for 10 minutes.
  • the composition of the aqueous phase (extraction residue) was copper concentration 60 gZL, iron concentration 90 gZL, and silver concentration 8 mg / L.
  • the extraction rates of copper and iron were 59.6% and 11.6%, respectively. It was shown that copper was selectively extracted over iron. Most of silver remained in the aqueous phase (liquid after extraction).
  • Extraction start solution The pH was adjusted to 1.0 with hydrochloric acid, and the oxidation-reduction potential (silver / silver chloride electrode standard) was adjusted to 300 mV or less using metallic copper.
  • Ferrous ion concentration 100 g / L
  • cuprous ion concentration 40 g / L
  • chloride ion concentration 200 g / L.
  • Extractant TBP in the extractant was adjusted to a predetermined concentration using dilusol A, a kerosene equivalent, (a non-polar hydrocarbon-based cleaning agent manufactured by Showa Sekiyu Sekiyu Kagaku) as a diluent.
  • Example 6 The procedure of Example 6 was repeated except that the concentration of TBP in the extractant was 90% by volume, and the copper ion extraction rate, copper ion reverse extraction rate, and viscosity were obtained. The results are shown in FIGS. 7, 8, and 9, respectively.
  • Example 6 The procedure of Example 6 was repeated except that the concentration of TBP in the extractant was 70% by volume, and the copper ion extraction rate, copper ion back extraction rate, and viscosity were obtained. The results are shown in FIGS. 7, 8, and 9, respectively.
  • Example 6 The same procedure as in Example 6 was carried out except that the concentration of TBP in the extractant was 100% by volume, to obtain a copper ion extraction rate, a copper ion back extraction rate, and a viscosity. The results are shown in FIGS. 7, 8, and 9, respectively.
  • Example 6-9 in the extraction, the copper ion extraction rate increased in accordance with the increase of the TBP concentration, and in the back extraction, the copper ion back extraction rate increased the TBP concentration. It can be seen that the viscosity decreases with increasing TBP concentration, and that the viscosity gradually increases with increasing TBP concentration.
  • the extraction rate is about 40%, and the back extraction rate is 70% or more. Therefore, the transfer amount of cuprous ion from the extraction start solution to the back extraction product solution (extraction rate X back extraction rate) is about 28% of the extraction start solution.
  • the concentration of copper ions in the extractant is 3 g / L at the lowest level, and the concentration of copper ions in the residual extract after the repetition of the extraction process is 2 g / L at the lowest level.
  • the extraction rate was about 55%.
  • the back extraction rate is 52%.
  • the transfer amount of copper ions is about 28% of the extraction starting solution.
  • the concentration of copper ions in the extractant is 6 g / L in the lowest state, and the concentration of copper ions in the residual solution after the repetition of the extraction process is 2 gZL in the state of the lowest force.
  • the extraction rate is about 25%, and the reverse extraction rate is about 85%.
  • the transfer amount of copper ions is less than 22% of the starting solution.
  • the extraction rate was about 80%, and only a 35% force back extraction rate was obtained. It is about 28%. Further, when the extractant is used again for extraction after the back-extraction, the extractability is 35% as compared with the initial extractant. In this case, the concentration of copper ions in the extractant was 15 gZL at the lowest level, and the concentration of copper in the residual extract after the repetition of the extraction process was 3 g / L at the lowest state.
  • Example 2 Except that the oxidation-reduction potential (silver / silver chloride electrode standard) was adjusted to 380 mV, the same procedure as in Example 1 was performed to determine the extraction ratio of copper and iron and the separation coefficient of copper / iron. The results are shown in FIGS. 2 and 3.
  • the solvent extraction method of copper of the present invention is used in the field of the refining process for separating and recovering valuable metals such as copper and iron in an aqueous chloride solution. It is particularly useful as a method for producing an electrolysis starting solution containing cuprous ions.
  • FIG. 1 is a diagram showing an outline of the steps of a solvent extraction method for extracting cuprous ion using TBP as an extractable IJ.
  • FIG. 2 is a diagram showing the results of the first step of Examples 1, 2 and Comparative Example 1 in which the extraction rates of copper and iron are plotted against the oxidation-reduction potential (ORP) of an aqueous chloride solution.
  • FIG. 3 is a diagram showing the results of the first step in Examples 1, 2 and Comparative Example 1 in which the separation coefficient of copper / iron is plotted against the oxidation-reduction potential of an aqueous chloride solution.
  • FIG. 4 is a graph showing the results of Example 3 in which the extraction rates of copper and iron are plotted against the TBP concentration.
  • FIG. 5 is a graph showing the results of Example 3 in which the separation coefficients of copper and iron are plotted against the TBP concentration.
  • FIG. 6 is a diagram showing the results of the second step of Example 1 in which the rate of copper back extraction from TBP is plotted against the back extraction temperature.
  • FIG. 7 is a graph showing the relationship between the TBP concentration and the copper ion extraction rate obtained in Examples 6-9.
  • FIG. 8 is a graph showing the relationship between the TBP concentration and the copper ion back-extraction rate obtained in Examples 6-9.
  • FIG. 9 is a graph showing the relationship between the TBP concentration and the viscosity of an extractant obtained in Examples 6-9. Explanation of symbols

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Abstract

 非鉄金属精錬工程などから産出する、銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、有機抽出剤を用いて銅イオンを選択的に抽出し、その後逆抽出することにより、銅を効率的に分離回収する方法を提供する。  本発明の方法は、銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、銅を分離回収する溶媒抽出方法であって、前記塩化物水溶液の酸化還元電位(銀/塩化銀電極規準)を0~350mVにした後、トリブチルフォスフェイトを主成分とする有機溶媒からなる抽出剤に接触混合させて銅を選択的に抽出させる第一の工程、および銅を抽出した抽出剤を水溶液に接触混合させて銅を逆抽出させる第二の工程を含むことを特徴とする。    

Description

明 細 書
銅の溶媒抽出方法
技術分野
[0001] 本発明は、銅の溶媒抽出方法に関し、さらに詳しくは、非鉄金属精鍊工程などから 産出される、銅と共存元素を含む塩ィ匕物水溶液から有機抽出剤を用いて銅イオンを 選択的に抽出し、その後逆抽出することにより、銅を効率的に分離回収する方法と、 さらには、逆抽出後の抽出剤を繰返し使用した際にも銅の高抽出率を維持すること 力 Sできる溶媒抽出方法に関する。
背景技術
[0002] 非鉄金属精鍊、銅を含む鉄鋼精練の副産物、及び金属質廃棄物処理において、 銅と種々の共存元素を分離する技術は、銅の収率と品質の向上、鉄の高純度化など にとつて重要な技術課題であった。この一般的な方法としては、銅と鉄等が溶液中に 共存するときには、鉄を酸化して沈殿除去する方法が行われていた。しかし、沈殿さ れた水酸化鉄は一般に含水率が高ぐ銅のほか、他の共存元素も含み純度が低い ので、利用先が限られ多くは廃棄となる。このとき共沈殿した銅も同時に廃棄されて口 スとなっていた。
[0003] この解決策としては、液中に低濃度に含まれる元素を濃縮し、また他の元素との分 離が工業的に可能である有機溶媒からなる抽出剤を用レ、る溶媒抽出法が有効であ る。
銅と鉄を溶媒抽出法によって分離する代表的な方法として、以下の方法が挙げら れる。
例えば、一部硫化銅鉱物を含む酸化銅鉱石の硫酸溶液による浸出法においては、 浸出生成液からの銅の溶媒抽出での抽出剤として商品名 LIX64等の酸性抽出剤が 使用されている。また、自動車、家電製品等の廃棄物処理過程で、アンミン浸出液中 の銅イオンを LIX54で抽出する方法が提案されている(例えば、特許文献 1参照)。
[0004] 一般に、酸性抽出剤による抽出では、銅が抽出されるにしたがって液の pHが下が るので、液の pHを 1. 5-2. 5に保っため水酸化ナトリウムやアンモニア等の中和剤 の添加が必要となり、これら中和剤の成分の浸出液への蓄積が問題となる。また、抽 出後の有機溶媒力も銅を逆抽出するためには強酸性領域で行う必要がある。したが つて、銅や鉄等が強酸性領域で浸出された浸出生成液の場合には、抽出や逆抽出 工程において酸やアルカリを大量に消費するという問題がある。
[0005] 一方、鉄イオンの分離に従来から使われてレ、るトリブチルフォスフェイト (TBP)ゃト リオクチルフォスフィンォキシド (TOPO)等のような中性抽出剤では、液の pHにかか わらず金属イオンを抽出できるので、塩化物水溶液では、抽出及び逆抽出において 酸及びアルカリをほとんど必要としない。し力、しながら、中性抽出剤は、第 2銅イオン に対する抽出性がない。従って、第 2銅イオン、第 1鉄イオン及び第 2鉄イオンを含む 塩化物水溶液に中性抽出剤による溶媒抽出法を適用する場合には、中性抽出剤に 第 2鉄イオンを抽出させ、抽出残液に第 2銅イオンを残留させることで銅と鉄を分離 すること力 Sできる。し力、しながら、第 1鉄イオンの存在は鉄の抽出を不安定にするので 、第 1鉄イオンを第 2鉄イオンに酸化しておくことが必要であった。
[0006] また、塩素ガスによる浸出で得られた浸出生成液中のニッケル及びコバルトから銅 を溶媒抽出によって分離回収する方法において、液中の銅イオンを 1価に還元した 後、中性抽出剤を用いて第 1銅銅を抽出する方法が提案されている(例えば、特許 文献 2参照)。これによつて、エッケノレ及びコバルトから第 1銅イオンを抽出分離するこ とができる。しかし、液中に鉄が共存する場合における鉄と銅との分離については言 及されていない。
[0007] ところで、近年、銅硫化鉱物の湿式精鍊法にぉレ、て、塩化物水溶液から銅を電解 採取する方法が注目されている。これは、硫酸水溶液と異なり、塩化物水溶液では 第 1銅イオンが安定に存在できるので、第 1銅イオンを含む電解始液を用いると、通 常の 2価の銅の電解と比べて電解電力が半減される効果があるからである。この際、 電解始液としては、塩ィヒ第 1銅イオンを含み、鉄等の不純物元素を含まない水溶液 が望ましい。
[0008] さらに、銀イオンが共存する塩ィ匕物水溶液の場合、銀イオンは第 2銅イオンと同様 に TBPには抽出されないため、銅イオンと共存する銀イオンを分離するためには、こ の溶媒抽出工程とは別に銅と銀を分離する工程を設ける必要がある。塩化物水溶液 中の銀と銅を分離するのはその化学的性質のため容易でなぐ一般に、水銀を用い たアマルガム法が用いられる。この場合水銀を大量に用いるため、その工業的な取り 扱いには、環境保全上、及び経済性の課題がある。他にも銀を中和、硫化により沈 殿として取り除く方法があるが、これらは沈殿を生成したときに銅も同時に沈殿するた め、分離効率は良くない。
[0009] 以上に説明したように、塩化物水溶液中の銅と鉄を溶媒抽出法で分離する際に、 酸性抽出剤を用いた場合には、酸やアルカリを多量に用いることなく選択的に分離 することは困難である。また、中性抽出剤を用いた場合でも分離された鉄や銅の溶液 は第 2銅イオンや第 2鉄イオンを含むので、この液を用いて電解採取等により還元回 収するには多大なエネルギーを要する等の問題がある。
[0010] このような状況から、銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、銅を有機抽出剤を用 いて選択的に抽出し、逆抽出する工程により、銅と共存元素を工業上効率的に分離 回収する溶媒抽出法が望まれていた。また、銅イオンと銀イオンを効率良く分離する 方法も求められていた。
なお、本明細書で用いる酸化還元電位 (銀/塩ィ匕銀電極規準)は 20°Cにおける銀 /塩化銀電極規準によるものである。
特許文献 1 :特開平 06-240373号公報 (第 1頁、第 2頁)
特許文献 2:特開平 08-176693号公報 (第 2頁)
発明の開示
発明が解決しょうとする課題
[0011] 本発明の目的は、上記の従来技術の問題点に鑑み、非鉄金属精鍊工程などから 産出する、銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、有機抽出剤を用いて銅イオンを 選択的に抽出し、その後逆抽出することにより、銅を効率的に分離回収する方法、さ らには、逆抽出後の抽出剤を繰返し使用した際にも銅の高抽出率を維持することが できる溶媒抽出方法を提供することにある。
課題を解決するための手段
[0012] 本発明者らは、上記目的を達成するために、銅の溶媒抽出方法について、鋭意研 究を重ねた結果、塩化物水溶液の酸化還元電位を特定範囲に調整した後、 TBPを 主成分とする有機抽出剤を用いて銅を抽出したところ、銅と共存元素を効率よく分離 回収できること、さらには、その際、前記抽出剤中の TBPを特定の濃度に調整すると 、高逆抽出率を保つことができることを見出し、本発明を完成した。
[0013] すなわち、本発明の第 1の発明によれば、銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、 銅を分離回収する溶媒抽出方法であって、
前記塩化物水溶液の酸化還元電位 (銀 Z塩化銀電極規準)を 0 350mVにした 後、トリブチルフォスフェイトを主成分とする有機溶媒力 なる抽出剤に接触混合させ て銅を選択的に抽出させる第一の工程、および銅を抽出した抽出剤を水溶液に接 触混合させて銅を逆抽出させる第二の工程を含むことを特徴とする銅の溶媒抽出方 法が提供される。
[0014] また、本発明の第 2の発明によれば、第 1の発明において、第一の工程の塩化物水 溶液の酸化還元電位 (銀 Z塩化銀電極規準)が 250— 300mVであることを特徴とす る銅の溶媒抽出方法が提供される。
[0015] また、本発明の第 3の発明によれば、第 1の発明において、第一の工程に用いられ る抽出剤中のトリブチルフォスフェイト濃度が、 40容量%以上であることを特徴とする 銅の溶媒抽出方法が提供される。
[0016] また、本発明の第 4の発明によれば、第 3の発明において、第一の工程に用いられ る抽出剤中のトリブチルフォスフェイト濃度力 80— 90容量%であることを特徴とする 銅の溶媒抽出方法が提供される。
[0017] また、本発明の第 5の発明によれば、第 1の発明において、第二の工程に用いられ る水溶液は、銅濃度が 70g/L以下、塩素イオン濃度が 50— 350g/Lであることを 特徴とする銅の溶媒抽出方法が提供される。
[0018] また、本発明の第 6の発明によれば、第 1の発明において、第二の工程の逆抽出の 温度が、 20 90°Cであることを特徴とする銅の溶媒抽出方法が提供される。
[0019] また、本発明の第 7の発明によれば、共存元素が、鉄及び Z又は銀であることを特 徴とする第 1一 6いずれかの発明の銅の溶媒抽出方法が提供される。
発明の効果
[0020] 本発明の銅の溶媒抽出方法は、非鉄金属精鍊工程などから産出する、銅と共存元 素を含む塩ィヒ物水溶液から、銅イオンを選択的に抽出し、その後逆抽出することによ り、第 1銅イオンを効率的に分離回収することができるので、第 1銅イオンを含む電解 始液を製造する方法として、その工業的価値は極めて大きい。さらに、望ましくは、 T BPを所定の濃度にすれば、逆抽出後の抽出剤を繰返し使用した際にも高抽出率を 維持することができるので、より有利である。
発明を実施するための最良の形態
[0021] 以下、本発明の銅の溶媒抽出方法を詳細に説明する。
本発明の方法は、銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、溶媒抽出法を用いて銅 と共存元素を分離回収するものであって、前記塩化物水溶液の酸化還元電位 (銀/ 塩化銀電極規準)を 0— 350mVにした後、 TBPを主成分とする有機溶媒力 なる抽 出剤に接触混合させて銅を選択的に抽出させる工程 (以下、「第一の工程」という)、 および銅を抽出した有機溶媒を水溶液に接触混合させて銅を逆抽出させる工程 (以 下、「第二の工程」という)を含むことを特徴とする。
[0022] (1)第一の工程
本発明の第一の工程は、塩化物水溶液の酸化還元電位 (銀/塩化銀電極規準) を 0 350mVにした後、 TBPを主成分とする有機溶媒力 なる抽出剤に接触混合さ せて銅を選択的に抽出させる工程である。
[0023] 第一の工程で用いる銅と共存元素を含む塩ィヒ物水溶液としては、特に限定される ものではなく、非鉄金属精鍊工程などから産出する銅、鉄、銀等を含む浸出生成液 である塩化物水溶液、銅メツキ被覆鉄系材料などからの銅、鉄等の回収用塩化物水 溶液、自動車、家電製品等のシュレッダー処理産出物からの銅、貴金属、鉄等の分 離回収用塩化物水溶液等を挙げることができる。この中で、特に共存元素として鉄、 銀等を含む塩化物水溶液が好ましく用いられる。
[0024] 第一の工程において、塩化物水溶液の酸化還元電位 (銀 Z塩化銀電極規準)は、 0— 350mV、好まし <は 200— 300mV、より好ましぐは 250— 300mVに調整する。 すなわち、非鉄金属精鍊工程などから産出する浸出生成液である塩化物水溶液は、 第 2銅イオン、第 1及び第 2鉄イオン等を含む溶液であり、第 2銅イオンは、中性抽出 剤には抽出されない。しかしながら、水溶液の酸化還元電位 (銀/塩化銀電極規準) を 0— 350mVにすることにより、銅、鉄それぞれのイオンは還元されて、第 1銅イオン と第 1鉄イオンの状態となり、第 1銅イオンは、選択的に中性抽出剤に抽出されるよう になる。
[0025] ここで、酸化還元電位 (銀 Z塩化銀電極規準)が 350mVを超えると、銅イオンは、 2価となり中性抽出剤に抽出されず、さらにこの第 2銅イオンが酸化剤として働いて鉄 イオンも一部 3価の状態となってしまレ、、この第 2鉄イオンは抽出剤で抽出されるので 、溶媒抽出の分離性能が低下する。一方、酸化還元電位 (銀/塩化銀電極規準)が OmV未満であると、場合によって目的とする金属イオン、すなわち鉄イオン又は銅ィ オンあるいは銀イオンが金属状態まで還元されて沈殿することがあるため好ましくな レ、。
[0026] 第一の工程において、塩化物水溶液の酸化還元電位の調整方法は、特に限定さ れず、従来公知の方法、例えば、不活性雰囲気で金属銅、あるいは銅より卑な金属 鉄等を加える方法、二酸化硫黄ガス等の還元剤を添加する方法等によって行うこと ができる。
[0027] 第一の工程において、酸化還元電位が調整された塩ィ匕物水溶液力 銅イオンの抽 出は、 TBPを主成分とする有機溶媒からなる抽出剤と接触混合することによって行う 。ここで、塩ィ匕物水溶液中の第 1銅イオンは、選択的に TBPに抽出される。
なお、塩化物水溶液中の銀は、 TBPに全く抽出されないため、銅を溶媒に抽出す ることで、銅と銀を各々抽出溶媒の逆抽出生成液と抽出残液に分離回収することが できる。
[0028] 第一の工程の工業的な実施形態として、必要に応じて抽出後の残液を再度新規の 抽出剤と接触混合させ、溶液中に残った銅イオンを抽出する操作を行レ、、この繰り返 しにより残液中の銅イオンを殆ど TBP中に抽出させることができる。
[0029] 上記抽出剤としては、主成分である TBPを、流動性を保っための希釈剤で希釈し て用いることができる。し力、しながら、第 1銅イオンの抽出率は、塩化物水溶液中の塩 化物イオンの濃度と接触混合させる TBPの濃度に依存するので、第 1銅イオンの高 抽出率を得るためには、 TBPの希釈は極力行わない方が望ましい。したがって、ェ 業的に期待する CuZFeの分離係数を得るには、抽出剤中の TBPの濃度は、好まし くは 40— 100容量0 /0、より好ましくは 50— 100容量0 /0である。ここで、抽出剤中の TB Pの濃度を調整することによって、銅と鉄の抽出率の制御も行える。
[0030] さらに、抽出剤中の TBPの濃度は、第 1銅イオンの逆抽出(第二の工程)にも影響 するので、高逆抽出率を得るためには、さらに好ましくは 80 90容量、特に好ましく は 80 85容量%の範囲に調整する。これによつて、 TBPを主成分とする抽出剤中 に第 1銅イオンを選択的に分離回収することができるとともに、逆抽出後の抽出剤を 繰返し使用した際にも高抽出率を維持することができる。すなわち、抽出剤中の TBP の濃度は、この抽出剤を繰返し使用する際の課題と密接に関係している。この点に ついて、図面を用いて、詳細に説明する。
[0031] 図 1は、 TBPを抽出剤として用いた第 1銅イオンを抽出し、逆抽出する溶媒抽出方 法の工程の概略を表すものである。ここで、例えば、銅と鉄を含む塩化物水溶液から 銅を分離回収するプロセスの一環として上記工程を使用する際には、事前に、上記 のように酸化還元電位を調整して、塩化物水溶液中の銅と鉄をそれぞれ第 1銅と第 1 鉄に還元しておく。
[0032] まず、上記工程の操作の概要を説明する。図 1において、銅イオン抽出工程 8で、 抽出始液 1は、銅イオンをほとんど含まない逆抽出後(再生) TBP液 6を接触混合さ れる。ここで、第 1銅イオンは TBP中へ抽出され、銅イオンを含む抽出後 TBP液 5と 抽出残液 2が形成される。その後、銅イオン逆抽出工程 (TBP再生工程) 7で、抽出 後 TBP液 5は、銅イオン濃度の低い逆抽出 (TBP再生)始液 3と接触される。ここで、 抽出後 TBP液 5から必要量の銅イオンを抜き取ることによって、銅イオンを TBP再生 終液 (逆抽出生成液) 4に分離回収するとともに、 TBPを再生し、逆抽出後(再生) T BP液 6として、再度、銅イオン抽出工程 8に繰返す。
[0033] 次に、抽出剤中の TBPの濃度と繰返し使用の課題について説明する。
本発明の方法において、抽出剤である逆抽出後(再生) TBP液 6中の TBPの濃度 を 80 90容量%、好ましくは 80— 85容量%の範囲に調整する。すなわち、 TBPの 濃度がこの範囲であれば、抽出率は若干低下するものの逆抽出率は改善される。例 えば、 1回の抽出操作による第 1銅イオンの抽出率を約 40— 55%の間に保ちながら 、逆抽出率を 50— 70%、好ましくは 60— 70%に改善することができる。詳しくは、 T BPの濃度が 80容量%未満では、銅イオン抽出工程 8における第 1銅イオン抽出率 が下がり、効率が低下する。
[0034] —方、 TBPの濃度が 90容量%を超えると、この抽出剤を繰返し使用した際には、 第 1銅イオンの高抽出率を維持することが難しくなることのほか、抽出剤の粘度が上 昇し溶媒相と水相の分離に時間がかかる。すなわち、上記銅イオン抽出工程 8では、 一般に、抽出剤中の TBPの濃度が高いほど抽出剤への第 1銅イオンの抽出率が上 昇し効率良く抽出が行なわれる。例えば、 TBPの濃度が 90 100容量%では、 1回 の抽出操作による第 1銅イオンの抽出率を 55— 80%と高く保つことができる。
[0035] ここで、 TBPの濃度として 90容量%を超える濃度が選ばれた場合、一旦抽出され た第 1銅イオンは、単純な再生操作のみでは完全に逆抽出することが難しくなる。例 えば、逆抽出率は 30 50%となる。このため、 TBP再生終液(逆抽出生成液) 4の 銅イオン濃度を高くすることができないとともに、逆抽出後(再生) TBP液 6中の第 1銅 イオン濃度が高くなる。
また、銅イオン抽出工程 8で抽出後 TBP液 5の銅濃度は一定値以上には上昇しな いので、この逆抽出後(再生) TBP液 6を抽出剤として繰返し使用した際には、銅ィォ ン抽出工程 8で所望の銅イオン抽出率が得られにくい。このため、所定の抽出率を得 るためには TBPを新規に追加する操作が必要である。
[0036] また、抽出剤中の TBPの濃度を高くすると、抽出剤の粘度が上昇し、溶媒相と水相 の分離性が悪くなる。すなわち、 TBPの濃度が 80容量%では、粘度は 3. OmPa- s であり、分離性は良好である力 100容量%では、 3. 7mPa' sに上昇する。特に、 T BP中に第 1銅イオンが高濃度に抽出されると粘度が極端に上昇するので、溶媒相と 水相を分離するのに特殊な装置が必要になったり、又は分離時間が極端に長くなる などの弊害が出ることにより、生産性が悪くなる。
[0037] 上記抽出剤に含まれる希釈剤としては、特に限定されるものではなぐ TBPの特性 を著しく損なうことなぐかつ流動性が良い (粘度が低い)有機溶媒であれば用いるこ とができるが、この中で、一般的に TBPの希釈剤として用いられる無極性の有機溶媒 、特に、その危険性、流動性、取扱いの簡便さ等から危険物第 4類の第 2石油類 (ケ 口シン等)及び第 3石油類 (ドデカン等)が好ましレ、。 [0038] (2)第二の工程
本発明の第二の工程は、第 1銅イオンを抽出した抽出剤を水溶液に接触混合させ て第 1銅イオンを逆抽出させる工程である。この逆抽出は、必要に応じて、繰返し行う ことにより逆キ由出率を上げることができる。
[0039] 第二の工程に用いる水溶液の銅濃度は、特に限定されるものではなレ、が、 0 70g /L、好ましくは 0 30g/Lである。すなわち、新液の場合、逆抽出液の銅濃度は、 0 であるが、繰返し使用の場合、銅イオンが含まれることとなる。この逆抽出に供せられ る水溶液中の銅濃度の上限は、 70g/Lとすることが好ましい。これ以上逆抽出液の 銅濃度が高いと、逆に溶媒側に銅が移動する現象が起こる。
[0040] 第二の工程に用いる水溶液の塩素イオン濃度は、特に限定されるものではなぐ 5 0— 350g/Lが用いられる。塩素イオン濃度は、逆抽出される銅濃度にあわせて決 められる。すなわち、逆抽出される第 1銅イオンは水への溶解度が小さいため、逆抽 出された銅イオンが溶液の状態を保っために、逆抽出に用いる溶液は逆抽出される 銅濃度にあわせて塩素イオン濃度を高く保つ必要がある。具体的には、第 1銅イオン 濃度が 5g/L以上になるようであれば、塩素イオン濃度は 50g/L以上、第 1銅ィォ ン濃度が 50g/L程度になると予想される場合は塩素イオン濃度は 150g/L以上、 第 1銅イオン濃度が 80g/L以上になるようであれば塩素イオン濃度は 200g/L以 上に保つ必要がある。また、実用的には、塩素イオン濃度の上限は、 350g/L程度 であるので、この値が塩素イオン濃度の上限となる。
なお、逆抽出に用いる水溶液の塩素イオン濃度は、塩酸、 NaCl等の塩ィヒ物イオン をカ卩えることにより調整すること力 Sできる。
[0041] 水溶液中に逆抽出された銅イオンは、 1価の CuClの水溶液として回収されるが、
2
逆抽出されてくる銅イオンを CuClの結晶として沈殿させることを目的とする場合は、 上記塩素イオン濃度を高く保つ必要は無いが、一般に固体として逆抽出された場合 は、溶媒と固体の分離が困難であるため溶液として逆抽出することが望ましい。
[0042] 上記逆抽出時の温度は、特に限定されるものではなぐ 20 90°C、好ましくは 40 一 90°Cである。 20°C以上にすることにより TBP中の銅イオンは、より多く水相側へ排 出され、逆抽出率が大きくなる。一方、 90°Cを超えると放熱量が多くなり、温度を保つ ことが困難になる上、溶媒の蒸散量も多くなるため現実的ではなぐ溶媒相及び水相 が安定な状態を保つことができない。
実施例
[0043] 以下に、本発明の実施例及び比較例によって本発明をさらに詳細に説明するが、 本発明は、これらの実施例によってなんら限定されるものではない。なお、実施例及 び比較例で用いた銅の分析方法は、 ICP発光分析法で行った。
[0044] (実施例 1)
(1)第一の工程
銅濃度で 50g/L、鉄濃度で 70g/Lとなるように、塩化第 2銅 (銅 2価)と塩化第 2 鉄 (鉄 3価)とを含む水溶液を合成し、さらに、この水溶液に食塩を添加して塩素ィォ ン濃度を 200g/Lとした。この液を 60°Cに加温し、鉄粉を投入して酸化還元電位( 銀/塩化銀電極規準)を 275mVに調整した。酸化還元電位を調整した溶液を室温 にて TBP液と接触混合させて TBP中に金属イオンを抽出し、銅、鉄それぞれの抽出 率を求めた。なお、接触混合時には混合時の気液界面接触による酸化を防ぐため窒 素により不活性雰囲気とした。
得られた銅と鉄の抽出率を酸化還元電位 (銀/塩化銀電極規準)に対してプロット した結果を図 2に示す。また、この結果を用いて算出した CuZFe分離係数を図 3に 示す。ここで、 CuZFe分離係数は、抽出始液の銅/鉄濃度比に対する、抽出後液 中の銅 Z鉄濃度比の比率で、分離係数が大きい程、銅が鉄に対して高濃度に抽出 され分配されてレヽることを表してレヽる。
[0045] (2)第二の工程
第一の工程で得られた抽出後の抽出剤を使用した。塩酸で pHを 0. 5に調整し、 N aClで塩素イオン濃度を 100g/Lに調整した逆抽出液を用いて、 30°C、 40°C、 60 °C、 75°Cの温度で、前記抽出剤中の銅を逆抽出し、逆抽出率を求めた。結果を図 6 に示す。図 6より、温度を上げることにより逆抽出率は大きくなり、溶媒中の銅の 50% 以上を逆抽出するには、 50°C以上が好ましいことが分る。
[0046] (実施例 2)
抽出前の液の酸化還元電位を 300mV及び 350mVに調整した以外は、実施例 1 と同様に行い、銅と鉄の抽出率と銅/鉄の分離係数を求めた。結果を、図 2及び図 3 に示す。
図 2より、酸化還元電位を 275mV (実施例 1)、 300mV、 350mV (実施例 2)にす ると銅イオンの抽出率は大きく改善され、逆に鉄イオンの抽出率が下がることが分か る。また、図 3より、酸化還元電位を 350mV、 300mV (実施例 2)、 275mV (実施例 1)に下げるにつれて銅 Z鉄の分離係数は上昇し、銅が鉄に対して選択的に抽出さ れることが分る。
[0047] (実施例 3)
銅濃度を 80g/L、鉄濃度を 50gZLとなる合成水溶液を用レ、、その溶液の酸化還 元電位を 300mVとし、ケロシンで希釈した抽出剤中の TBP濃度が 40容量%、 60容 量%、 80容量%及び 100容量% (希釈なし)の溶液を用いる以外は、実施例 1と同様 に行い、銅と鉄の抽出率と銅/鉄の分離係数を求めた。結果を、図 4及び図 5に示す 図 4より、 TBPの濃度を上昇させると銅の抽出率は大きくなる力 鉄の抽出率はあま り変化がないことが分る。また、図 5より、 TBPの濃度が高いと銅/鉄の分離係数も良 くなることが分る。
[0048] (実施例 4)
まず、銅濃度が 118g/L、鉄濃度が 90g/L、銀濃度が 9mg/Lとなるように塩ィ匕 第 2銅 (銅 2価)、塩化第 2鉄 (鉄 3価)、塩ィ匕銀 (銀 1価)を含む銅精鉱浸出液を作製し 、この液を 60°Cに加温し、鉄粉を投入して酸化還元電位を 300mVに調整した。 次に、酸化還元電位を調整した溶液を室温にて TBP液と接触混合させて TBP中 に金属イオンを抽出した。
その後、塩酸で pHを 1. 0に調整し、 NaClで塩素イオン濃度を 50g/Lに調整した 逆抽出液を用いて、 50°Cで、溶媒中の銅イオンを逆抽出した。抽出の結果、抽出後 の抽出残液中の銅濃度は 60g/L、鉄濃度は 90gZL、銀濃度は 8mgZLであり、逆 抽出生成液中の銅濃度は 28gZL、鉄濃度は 5g/L、銀濃度は lmg/L以下であつ た。銀は TBPに抽出されず、抽出残液に残り、銅と銀は殆ど完全に分離できることが 分る。 [0049] (実施例 5)
非鉄精鍊過程からの銅濃縮物の塩素浸出工程の生成液を用いた。この生成液の 組成は、銅濃度 118g/L、鉄濃度 90g/L、銀濃度 9mg/L、塩素イオン濃度 200g / であった。この液の 1リットノレを抽出始液としてビーカーに採取し、 60°Cに加温し 、鉄粉を投入して酸化還元電位を 300mV (銀/塩化銀電極規準)に調整した後、室 温で TBP (濃度 100容量%) 2リットルと 10分間接触混合 (スターラー撹拌)させて溶 媒抽出工程を行った。接触混合時には混合時の気液界面接触による酸化を防ぐた め窒素により不活性雰囲気とした。次いで、有機相と水相を分離して、水相(抽出残 液)を分析して、銅と鉄の有機相(TBP)への抽出率を得た。水相(抽出残液)の組成 は、銅濃度 60gZL、鉄濃度 90gZL、銀濃度 8mg/Lであった。銅及び鉄の抽出率 は、各々 59. 6%、 11. 6%であった。銅が鉄に対して選択的に抽出されていることが 示された。銀は、その大部分が水相(抽出後液)に残存していた。
次ぎに、有機相(TBP)に、塩酸と NaClを添カ卩して、 pHO. 5、塩素イオン濃度 50g /Lに調整した逆抽出液 1リットルを、 2分間接触混合させて逆抽出工程を行った。接 触混合は、 60°Cに加温して行った。次いで、有機相と水相を分離して、水相(逆抽出 生成液)を分析して、銅の有機相から水相への逆抽出率を得た。水相(逆抽出生成 液)の組成は、銅濃度 28g/L、鉄濃度 5g/L、銀濃度 lmg/L以下であった。銅の 逆抽出率は、 58%であった。
[0050] (実施例 6)
下記の方法により調製した抽出始液、抽出剤、及び逆抽出始液を用いた。
(1)抽出始液:塩酸で pHを、 1. 0に調整し、さらに金属銅を用いて酸化還元電位( 銀/塩化銀電極規準)を 300mV以下になるように調節した。第 1鉄イオン濃度:100 g/L、第 1銅イオン濃度 : 40g/L、塩素イオン濃度: 200g/L。
(2)抽出剤:希釈剤としてケロシン相当であるシヱルゾール A (昭和シヱル石油製、炭 化水素系無極性洗浄剤)を使用して、抽出剤中の TBPを所定濃度に調整した。
(3)逆抽出始液: pHを塩酸で 1. 0に調節した。塩素イオン濃度: 100gZL。
[0051] まず、抽出剤中の TBPの濃度を 80容量%に調整した抽出剤を用いて、上記抽出 剤 300mLと上記抽出始液 300mLとを 40°Cに保温されたビーカーに入れ、スターラ 一で 10分間攪拌混合を行い、銅イオン抽出率 (抽出剤への移行率)を得た。結果を 図 7に示す。
次に、上記抽出操作後の抽出剤 40mLと上記逆抽出始液 40mLとを、 60°Cに保温 されたビーカーに入れ、スターラーで 10分間攪拌混合を行い銅イオン逆抽出率(逆 抽出始液への移行率)を得た。結果を図 8に示す。なお、使用した抽出剤の 24°Cで の粘度を図 9に示す。
[0052] (実施例 7)
抽出剤中の TBPの濃度が 90容量%であった以外は実施例 6と同様に行レ、、銅ィ オン抽出率、銅イオン逆抽出率、及び粘度を得た。結果を、それぞれ図 7、図 8、及 び図 9に示す。
[0053] (実施例 8)
抽出剤中の TBPの濃度が 70容量%であった以外は実施例 6と同様に行レ、、銅ィ オン抽出率、銅イオン逆抽出率、及び粘度を得た。結果を、それぞれ図 7、図 8、及 び図 9に示す。
[0054] (実施例 9)
抽出剤中の TBPの濃度が 100容量%であった以外は実施例 6と同様に行い、銅ィ オン抽出率、銅イオン逆抽出率、及び粘度を得た。結果を、それぞれ図 7、図 8、及 び図 9に示す。
[0055] 図 7— 9より、実施例 6— 9では、抽出において銅イオン抽出率は TBP濃度を上昇さ せるとそれに応じて上昇すること、逆抽出において銅イオン逆抽出率は TBP濃度を 上昇させるとそれに応じて下降すること、及び TBP濃度を上昇させると粘度は次第に 上昇することが分る。
[0056] これより、 TBP濃度が 80容量% (実施例 6)では、抽出率は約 40%であり、逆抽出 率は 70%以上となる。したがって、第 1銅イオンの抽出始液から逆抽出生成液への 移動量 (抽出率 X逆抽出率)は、抽出始液に対して約 28%となる。この場合、抽出剤 中の銅イオン濃度は最も下がった状態で 3g/Lであり、抽出工程に繰返したときの 抽出残液中の銅イオン濃度は最も下がった状態で 2g/Lとなる。
[0057] また、 TBP濃度が 90容量% (実施例 7)では、抽出率は約 55%である力 この溶媒 を逆抽出した時には逆抽出率が 52%となる。この場合の銅イオンの移動量は、抽出 始液に対して約 28%となる。この場合、抽出剤中の銅イオン濃度は最も下がった状 態で 6g/Lであり、抽出工程に繰返したときの抽出残液中の銅イオン濃度は最も下 力 Sつた状態で 2gZLとなる。
[0058] また、 TBP濃度が 70容量% (実施例 8)では、抽出率は約 25%となり、逆抽出率は 約 85%となる。この場合、銅イオンの移動量は抽出始液に対して 22%以下となる。
[0059] また、 TBP濃度が 100容量% (実施例 9)では、抽出率は約 80%である力 逆抽出 率が 35%しか得られず、銅イオンの移動量は抽出始液に対して約 28%となる。また 、この逆抽出後抽出剤を再び抽出に用いると、初期の抽出剤に比べると 35%の抽出 能力となる。この場合、抽出剤中の銅イオン濃度は最も下がった状態で 15gZLであ り、抽出工程に繰返したときの抽出残液中の銅濃度は最も下がった状態で 3g/Lと なった。
[0060] (比較例 1)
酸化還元電位 (銀/塩化銀電極規準)を 380mVに調整した以外は、実施例 1と同 様に行い、銅と鉄の抽出率と銅/鉄の分離係数を求めた。結果を、図 2及び図 3に示 す。
図 2より、抽出前の液の酸化還元電位が 380mVであると銅イオンはほとんど抽出さ れないことが分る。また、図 3より、銅/鉄の分離係数は 1以下となり、選択的抽出は 不可能であることが分る。
産業上の利用可能性
[0061] 以上より明らかなように、本発明の銅の溶媒抽出方法は、塩化物水溶液中の銅、鉄 などの有価金属を分離回収する精鍊プロセス分野において利用されるものである。 特に第 1銅イオンを含む電解始液を製造する方法として有用である。
図面の簡単な説明
[0062] [図 1]TBPを抽出斉 IJとして用 V、た第 1銅イオンを抽出する溶媒抽出方法の工程の概 略を表す図である。
[図 2]塩化物水溶液の酸化還元電位(ORP)に対して銅、鉄の抽出率をプロットした 実施例 1、 2及び比較例 1の第一の工程の結果を表す図である。 [図 3]塩化物水溶液の酸化還元電位に対して銅/鉄の分離係数をプロットした実施 例 1、 2及び比較例 1の第一の工程の結果を表す図である。
[図 4]TBP濃度に対して銅、鉄の抽出率をプロットした実施例 3の結果を表す図であ る。
[図 5]TBP濃度に対して銅と鉄の分離係数をプロットした実施例 3の結果を表す図で ある。
[図 6]逆抽出温度に対する TBPからの銅の逆抽出率をプロットした実施例 1の第二の 工程の結果を表す図である。
[図 7]実施例 6— 9で得られた TBP濃度と銅イオン抽出率の関係を表す図である。
[図 8]実施例 6— 9で得られた TBP濃度と銅イオン逆抽出率の関係を表す図である。
[図 9]実施例 6— 9で得られた TBP濃度と抽出剤の粘度の関係を表す図である。 符号の説明
1 抽出始液
2 抽出残液
3 逆抽出 (TBP再生)始液
4 TBP再生終液(逆抽出生成液)
5 抽出後 TBP液
6 逆抽出後(再生) TBP液
7 銅イオン逆抽出工程 (TBP再生工程)
8 銅イオン抽出工程

Claims

請求の範囲
[1] 銅と共存元素を含む塩化物水溶液から、銅を分離回収する溶媒抽出方法であって 前記塩化物水溶液の酸化還元電位 (銀 Z塩化銀電極規準)を 0 350mVにした 後、トリブチルフォスフェイトを主成分とする有機溶媒力 なる抽出剤に接触混合させ て銅を選択的に抽出させる第一の工程、および銅を抽出した抽出剤を水溶液に接 触混合させて銅を逆抽出させる第二の工程を含むことを特徴とする銅の溶媒抽出方 法。
[2] 第一の工程において、塩化物水溶液の酸化還元電位 (銀/塩化銀電極規準)が 2
50— 300mVであることを特徴とする請求項 1に記載の銅の溶媒抽出方法。
[3] 第一の工程に用いられる抽出剤中のトリブチルフォスフェイト濃度が、 40容量%以 上であることを特徴とする請求項 1に記載の銅の溶媒抽出方法。
[4] 第一の工程に用いられる抽出剤中のトリブチルフォスフェイト濃度が、 80— 90容量
%であることを特徴とする請求項 3に記載の銅の溶媒抽出方法。
[5] 第二の工程に用いられる水溶液は、銅濃度が 70g/L以下、塩素イオン濃度が 50 一 350g/Lであることを特徴とする請求項 1に記載の銅の溶媒抽出方法。
[6] 第二の工程において、逆抽出の温度が、 20— 90°Cであることを特徴とする請求項
1に記載の銅の溶媒抽出方法。
[7] 共存元素が、鉄及び Z又は銀であることを特徴とする請求項 1一 6のいずれか 1項 に記載の銅の溶媒抽出方法。
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