WO2017170602A1 - 砒素を回収する方法 - Google Patents

砒素を回収する方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2017170602A1
WO2017170602A1 PCT/JP2017/012747 JP2017012747W WO2017170602A1 WO 2017170602 A1 WO2017170602 A1 WO 2017170602A1 JP 2017012747 W JP2017012747 W JP 2017012747W WO 2017170602 A1 WO2017170602 A1 WO 2017170602A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
arsenic
solution
leaching
nahs
naoh
Prior art date
Application number
PCT/JP2017/012747
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
佐野 正樹
吉史 安部
昭 吉村
和広 関根
Original Assignee
Jx金属株式会社
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Jx金属株式会社 filed Critical Jx金属株式会社
Priority to JP2018508100A priority Critical patent/JP6779980B2/ja
Publication of WO2017170602A1 publication Critical patent/WO2017170602A1/ja

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C02TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02FTREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F1/00Treatment of water, waste water, or sewage
    • C02F1/58Treatment of water, waste water, or sewage by removing specified dissolved compounds
    • C02F1/62Heavy metal compounds
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method for recovering arsenic. More specifically, the present invention relates to a method for depositing arsenic from a solution containing arsenic.
  • Arsenic is a toxic substance. In industrial processes, it is often necessary to treat arsenic. For example, industrial wastewater contains arsenic, and if it is discarded as it is, it may have a harmful effect on the environment. Therefore, it is necessary to convert and remove arsenic into a form that can be safely managed before disposal.
  • Patent Document 1 describes a technique for leaching arsenic from copper concentrate containing arsenic using an alkaline solution containing NaS 2 .
  • the leached solution contains thioarsenous acid.
  • the thioarsenite crystallizes and precipitates upon cooling. In the process of recovering arsenic from the solution after leaching disclosed in Patent Document 1, the process of dissolving the reagent is not disclosed.
  • Patent Document 2 discloses that a leach solution containing NaHS and NaOH is used to leach arsenic from copper concentrate. As a result, arsenic is leached from the copper concentrate into the leachate. However, Patent Document 2 does not disclose how to treat the liquid after leaching to recover arsenic.
  • Patent Document 3 discloses a technique in which simple sulfur is added to the leached solution to oxidize thioarsenite contained in the leached solution to thioarsenate. . Thereafter, a technique for cooling the liquid and precipitating thioarsenate crystals is disclosed.
  • an object of the present invention is to provide a method for recovering arsenic that has an improved recovery rate compared to the prior art.
  • invention 1 A method for recovering arsenic comprising: A first step of adding NaHS to an alkaline solution containing arsenic; A second step of cooling the solution and thereby precipitating an arsenic compound; And a third step of separating the arsenic compound and the solution after precipitation, thereby recovering the arsenic compound.
  • invention 2 A method according to invention 1, comprising: The alkaline solution containing arsenic is a leached solution of copper ore containing arsenic, The method further includes a fourth step of reusing the deposited solution as a leachate. Method. (Invention 3) 3. The method according to invention 2, wherein the first step includes a step of further adding NaOH, and the method includes repeating the first step to the fourth step. (Invention 4) The method according to invention 2 or 3, wherein the copper ore is arsenite. (Invention 5) A method according to invention 1, comprising: The method, wherein the solution containing arsenic is a waste liquid containing arsenic.
  • invention 6 The method according to any one of Inventions 1 to 5, wherein in the first step, 30 to 250 g of NaHS is added per liter of the solution.
  • invention 7 A method for recovering arsenic comprising: -Step A of leaching arsenic from copper ore containing arsenic to obtain a leached solution; and -Step B of adding NaOH and NaHS to the solution after leaching, -Cooling the solution and thereby precipitating an arsenic compound; and A step D for separating the arsenic compound and the deposited solution, thereby recovering the arsenic compound; -Including step E of reusing the solution after precipitation as a leachate, The method, wherein the amount of NaOH and NaHS added in Step B is determined based on a change in the amount of at least one element involved in the leaching reaction in Step A.
  • invention 8 8. The method according to claim 7, wherein the amount of NaOH and NaHS added in step B is determined based on the amount of change in As in the copper ore and / or leachate.
  • invention 9 9. The method according to invention 7 or 8, wherein the addition amount of NaOH and NaHS is in the range of ⁇ 30% of the consumption amount of NaOH and NaHS in the step A.
  • invention 10 The method according to any one of Inventions 7 to 9, wherein the concentration of NaHS after addition in Step B is 2.5 M or more and the concentration of NaOH is 2.5 M or more.
  • NaHS is added when arsenic is precipitated from a solution containing arsenic.
  • the post-deposition solution after arsenic is deposited and recovered is used for a new leaching process. Such reuse is industrially beneficial.
  • not only NaHS but also NaOH is added when arsenic is precipitated and recovered.
  • the leaching performance becomes worse as the number of reuse increases.
  • NaOH the leaching performance when reused as the leaching solution can be maintained.
  • it is a figure which shows the collection
  • it is a figure which shows the arsenic leaching result when repeating the arsenic leaching process and the collection
  • it is a figure which shows the arsenic leaching result when repeating the arsenic leaching process and the collection
  • it is a figure which shows the arsenic leaching result when repeating the arsenic leaching process and the collection
  • the present invention can be used for solutions containing arsenic.
  • solutions containing arsenic For example, industrial wastewater and post-electrolysis solution used in the process of copper refining contain a large amount of arsenic. If such a solution is discarded as it is, it will adversely affect the environment. Therefore, it is necessary to recover arsenic in the solution in a safe manner.
  • the use of the present invention typically includes a leaching solution obtained by leaching arsenic from a copper ore containing arsenic (for example, arsenous pyrite).
  • the leached solution contains arsenic in the form of Na 3 AsS 4 .
  • Copper ore (Fig. 1, "Arsenic copper concentrate")
  • the type of ore is not particularly limited as long as it contains arsenic (arsenic copper concentrate).
  • examples include arsenous pyrite (enjite) and arsenic tetrahedrite (tenantite).
  • Arsenite contains arsenic in the form of Cu 3 AsS 4 .
  • leaching arsenic from leachate copper ore can be a copper ore by adding water to the pulp slurry. Then, the pulp slurry can be dropped into the leachate and adjusted to a pulp concentration described below.
  • the components of the solution used for leaching may be as follows, for example. NaOH 100-300 g / L (typically 100-150 g / L) NaHS 100-300 g / L (typically 100-150 g / L) Pulp 100-800 g / L (typically 300-600 g / L)
  • the leaching condition The leaching solution is not particularly limited, but can be used under the following conditions to advance the leaching reaction. Temperature 50-95 ° C (typically 70-90 ° C) Time 1-10 hours (typically 3-7 hours)
  • the leachate is preferably alkaline and, when diluted 100-fold, typically has a pH of 11 or higher, more preferably 12.5 to 13.5.
  • the liquid after leaching is filtered to perform solid-liquid separation.
  • the solid contains copper concentrate from which most of the arsenic is removed. And copper refining can be performed using this copper concentrate.
  • the liquid contains removed (leached) arsenic. From the solution containing arsenic obtained in such a step, it can be recovered in a state where arsenic is precipitated in the following step.
  • the present invention relates to a method for recovering arsenic.
  • the present invention relates to a method for recovering arsenic from a solution containing arsenic.
  • arsenic in the solution is not particularly limited. In the case of the above typical example (solution after leaching), arsenic in the solution exists in the form of Na 3 As (V) S 4 .
  • Arsenic in the solution may be a pentavalent compound or a trivalent compound. When the arsenic oxidation state is trivalent, the arsenic compound deposition step of the present invention, which will be described later, can be performed after conversion to pentavalent with an oxidizing agent or the like.
  • Additive component NaHS
  • NaHS is added to a solution containing arsenic.
  • the final concentration of NaHS in the solution is 100 to 300 g / L (preferably 200 to 250 g / L). More preferably, it can add so that it may become 140 g / L or more. Thereby, a precipitation process advances favorably.
  • the final concentration of NaHS can be added to be 100 to 250 g / L (preferably 140 to 200 g / L). Thereby, precipitation of addition component itself can be reduced. And it can suppress that the deposited additive component mixes in the deposited arsenic compound.
  • 10 to 250 g, preferably 30 to 250 g (more preferably 50 to 250 g) is added per liter of the leached solution in the precipitation step. Can do.
  • Patent Document 3 simple sulfur is added to crystallize arsenic in the solution.
  • the recovery rate of NaHS used in the present invention is better than that of elemental sulfur.
  • the recovery rate is good compared to other sulfur compounds such as arsenic sulfide. Therefore, it is considered that a good recovery rate by NaHS is achieved by a mechanism different from the oxidation number of sulfur.
  • the additive component NaHS may contribute to precipitation of an arsenic compound by the following mechanism.
  • Na + and HS ⁇ are generated in the solution.
  • HS ⁇ may react with OH— to produce S 2 ⁇ , and further, due to the presence of S 2 ⁇ (and / or Na + ), acts based on the above equilibrium formula, and Na 3 There is a possibility of promoting the precipitation of AsS 4 .
  • Additive component dissolution conditions (Fig. 1, “Reagent dissolution”) When the additive component is added to the liquid after leaching, it is dissolved under the following conditions. Temperature 25-95 ° C (typically 60-90 ° C) Time 0.5-5 hours (typically 1-2 hours)
  • the leached solution is preferably alkaline, When diluted 100 times, the pH is typically 11 or more, more preferably 12.5 to 13.5.
  • the method of adding a reagent although a solid reagent may be directly added and dissolved in the liquid after leaching, it is not limited to this method.
  • the concentrated solution in which the reagent is dissolved may be mixed with the solution after leaching.
  • the leached solution can be cooled according to the following conditions. Thereby, the arsenic compound in a solution can be deposited and precipitated. Temperature 5-40 ° C (typically 20-30 ° C) Time 0.5-20 hours (typically 1-5 hours)
  • Arsenic recovery process ( Figure 1, "Solid-liquid separation””Arsenic compound recovery")
  • the precipitated arsenic compound can be recovered in solid form through solid-liquid separation.
  • Solid-liquid separation can be performed by means such as filtration.
  • NaOH can be cited as another component that can be added.
  • NaOH can be added so that the final concentration in the solution after addition is 100 to 150 g / L (more preferably, 100 to 130 g / L). Thereby, precipitation progresses more favorably.
  • the final concentration of NaOH can be 90-160 g / L (preferably 100-140 g / L). Thereby, precipitation of addition component itself can be reduced. And it can suppress that the deposited additive component mixes in the deposited arsenic compound.
  • 20 to 100 g preferably 40 to 70 g
  • 20 to 100 g can be added per liter of the leached solution in the precipitation step.
  • NaOH is a component contained in the leaching liquid as well as NaHS. Therefore, even when both NaOH and NaHS are added in the precipitation step, they can be reused as a leachate.
  • Another advantage of adding NaOH in the precipitation step is that the leaching performance can be maintained even if the number of reuses is repeated. More specifically, if reuse is repeated without adding NaOH in the precipitation process, the leaching performance of arsenic decreases every time the number of reuse increases. However, if NaOH is added in the precipitation process, the leaching performance of arsenic can be maintained even if the number of reuses increases.
  • the amount of NaOH and NaHS to be added to the leached solution before the precipitation step can be appropriately set.
  • the amount of NaOH or NaHS is desirably added so that the final concentration in the solution after leaching is a specific concentration or more.
  • concentration of both after addition is set to 2.5M or more, when the liquid after precipitation is repeatedly used in the leaching process, the As leaching process is performed in a state where the As leaching rate from the copper ore is increased. Can start.
  • the upper limit in this case is not particularly defined, but typically may be 3.5M or less.
  • the amount of NaHS and NaOH consumed for the leaching reaction can be estimated. For example, when the amount of change in As concentration in the solution before and after the leaching reaction is ⁇ 2 mol / L, the consumption of NaOH and NaHS can be estimated to be 3 mol / L for both. In another example, measuring the amount of As in the ore can estimate the amount of NaHS and NaOH consumed for the leaching reaction.
  • the element amount analysis is not particularly limited, and examples thereof include atomic absorption spectroscopy, ICP-AES, ICP-MS, voltammetry, X-ray fluorescence analysis (XRF), and absorptiometry. Particularly preferred is a technique that enables rapid analysis (eg, XRF).
  • the amount of consumed NaOH and NaHS can be calculated based on the type of ore to be leached and the amount of change in related elements. Then, after leaching and before the start of the precipitation reaction, amounts corresponding to consumed NaOH and NaHS can be added. Needless to say, it is not always necessary to add the same amount as consumed, and some increase or decrease is acceptable. For example, the range of ⁇ 30%, ⁇ 25%, ⁇ 10%, ⁇ 5%, ⁇ 3%, ⁇ 1%, or ⁇ 0.5% of the calculated consumption (mole or gram) The addition of different amounts is acceptable.
  • loss of NaOH and / or NaHS may occur even by operations such as solid-liquid separation (for example, NaOH and / or NaHS is adsorbed to the filter, or the liquid after leaching adheres to the leaching residue. Such). Therefore, after calculating the amount of NaOH and / or NaHS consumed during the leaching reaction, an amount larger than the calculated value can be added.
  • the leaching residue can be washed with a washing solution, and the amount of elements (for example, As and Cu described above) contained in the washing solution can be measured.
  • the recovery loss amount is calculated from the element amount in the liquid after leaching and the ratio of the element amount in the liquid after washing. And the density
  • NaOH and NaHS in a manner that compensates for the amount of NaOH and NaHS consumed during the leaching reaction to some extent.
  • it can suppress that NaOH and NaHS which cannot be melt
  • addition of NaOH and NaHS more than necessary can be avoided, it is desirable from the viewpoint of cost.
  • the measurement of the related element concentration itself can be performed by a simple method (eg, ICP emission spectroscopic analyzer, fluorescent X-ray (XRF), etc.), the consumption of NaOH and NaHS is directly measured. It is superior to the method.
  • the arsenic compound can be recovered after waiting for precipitation.
  • the conditions similar to the above may be sufficient as the melt
  • Arsenic recovery results were evaluated by measuring the As concentration in the solution.
  • the change in the concentration of As in the solution was measured with an ICP emission spectroscopic analyzer (ICP-AES, manufactured by Seiko Instruments Inc., SPS7700).
  • Example 1 Recovery of arsenic using NaHS
  • a pulp slurry was prepared by adding water to arsenite. Using this, leaching treatment was performed under the following conditions. Pulp concentration 740g / L NaHS concentration 150g / L NaOH concentration 100g / L 80 °C 5 hours
  • the leachate was filtered and solid-liquid separation was performed.
  • the liquid side was used as the liquid after leaching, and the As concentration in the liquid after leaching was measured (the As concentration at this point is referred to as “pre-solution As concentration”).
  • the leached solution was subjected to a precipitation step. Specifically, reagents and the like were added to the leached solution with the addition amount shown in FIG. And it stirred at the temperature of 90 degreeC for 1 hour, and the reagent was dissolved.
  • the numerical value of the addition amount described in FIG. 2 represents not the final concentration but the weight of the reagent added to 1 liter of the liquid after leaching (also regarding the addition amounts of NaHS and NaOH described in FIGS. 3 and 4). the same).
  • 20 g / L of sulfur in Example 1 in FIG. 2 means that 20 g of sulfur was added to 1 liter of the leached solution, not the final concentration of sulfur.
  • the solution was cooled to 20 ° C. and left for 10 hours. Then, the As concentration in the solution was measured again (the As concentration at this point is referred to as “post-solution As concentration”). Then, a value obtained by subtracting “back solution As concentration” from “pre-solution As concentration” was defined as an As concentration difference as a precipitation result.
  • the value of “after-solution As concentration” becomes smaller than the value of “pre-solution As concentration”, and the value of As concentration difference becomes +. Therefore, the larger the value of As concentration difference, the better the arsenic compound was precipitated.
  • Example 2 (Reuse of liquid after precipitation) Next, an experiment was conducted in which the solution after arsenic deposition was used for leaching again. For the first leaching, leaching was performed under the conditions described in Example 1. Then, the precipitation process was performed on the conditions as described in Example 1. However, only NaHS (100 g / L) was added in the precipitation step. Then, the reagent was dissolved and cooled. After cooling, the precipitated arsenic compound was separated, and the solution was used again in the leaching process as it was (that is, without adding a new reagent). The leaching treatment at this time was performed for 5 hours under conditions of a pulp concentration of 740 g / L and a temperature of 80 ° C. Thereafter, the same procedure was repeated.
  • the arsenic concentration in the solution after leaching was 31 g / L.
  • the leached solution was subjected to a precipitation step (100 g / L NaHS was added), and arsenic corresponding to a concentration difference of 19 g / L was precipitated and collected (therefore, the arsenic concentration in the solution after precipitation was 12 g / L).
  • the liquid after precipitation was reused again in the leaching process (second reuse), and the arsenic concentration in the liquid after leaching became 22 g / L. Therefore, an arsenic concentration of 10 g / L could be leached by a new leaching process.
  • the solution after precipitation can be reused as a leaching solution.
  • Example 3 (Reuse of liquid after precipitation, leaching effect is maintained when NaOH is present) Therefore, when performing the same test as in Example 2, not only NaHS but also NaOH was added in the precipitation step. And the liquid after precipitation was reused for the leaching process, and this was repeated several times. The result is shown in FIG.
  • Example 2 the leaching capacity decreased to an arsenic concentration of 1 g / L in the third reuse.
  • Example 3 in which NaOH was added in the precipitation step, the leaching ability could be maintained even after the third time.
  • the leaching capacity corresponding to an arsenic concentration of 26 g / L at the third time, 24 g / L at the fourth time, and 25 g / L at the fifth time was maintained.
  • the leaching ability is maintained by adding NaOH in the precipitation step.
  • Example 4 Deposition of Arsenic Compound Using Simulated Leaching Solution
  • a solution simulating the liquid after leaching was prepared. Specifically, sodium meta arsenite (NaAsO 2 ) was dissolved as an arsenic source so that the arsenic concentration was 30 g / L. After the solution was heated to 60 ° C. with a hot stirrer, elemental sulfur corresponding to the same molar concentration as arsenic in the solution was added and dissolved, and the arsenic valence was made V (see the reaction of the following formula).
  • Example 5 Leaching / recovery repeated test
  • the leaching process was performed under the same conditions as in Example 1. However, NaOH at the time of the first leaching reaction was 3.1M, and NaHS was 3.2M.
  • solid-liquid separation was performed to obtain a liquid after leaching.
  • the solid side leaching residue side
  • the quality of arsenic in the pulp slurry and the change in the weight of the pulp were measured by rapid analysis using XRF (SEA 1200 VX of SII (Seiko Instruments)).
  • the amount of arsenic leaching was calculated. Further, after the leaching treatment, consumption of NaOH and NaHS was calculated based on the arsenic leaching amount. Next, the arsenic concentration in the leached solution and the cleaning solution was measured by ICP-AES. Thereby, Na 3 As (V) S 4 remaining on the leaching residue side was calculated. Thereby, the recovery loss amount of Na 3 As (V) S 4 was calculated. Based on the NaOH and NaHS concentrations before leaching, the recovery loss amount, and the consumption amounts of NaOH and NaHS, the NaOH and NaHS concentrations in the liquid after leaching were calculated. And NaHS and NaOH were added so that the density
  • the solution was cooled to 20 ° C. and left for 10 hours. Then, the As concentration in the solution was measured again. Thereafter, filtration was performed, and the precipitated arsenic compound was recovered. The remaining solution was reused again in the leaching process. Thereafter, the leaching and recovery steps were repeated.

Landscapes

  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Hydrology & Water Resources (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Water Supply & Treatment (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Removal Of Specific Substances (AREA)

Abstract

本発明は、砒素の回収率を向上させることを目的とする。 本発明は以下の方法を含む。砒素を回収するための方法であって: ・砒素を含むアルカリ溶液に対して、NaHSを添加する第1工程と、 ・前記溶液を冷却し、それによって砒素化合物を析出させる第2工程と、 ・砒素化合物と析出後溶液とに分離し、それによって砒素化合物を回収する第3工程とを含む方法。

Description

砒素を回収する方法
 本発明は砒素を回収する方法に関する。より具体的には、砒素を含む溶液から砒素を析出させる方法に関する。
 砒素は毒性を有する物質である。工業用のプロセスでは、砒素を処理する必要に迫られることが多々ある。例えば、工業用の廃水には砒素を含む物があり、そのまま廃棄したのでは、環境に有害な影響を及ぼすことがある。従って、廃棄する前に、安全に管理できる形態に砒素を変換して除去する必要がある。
 また、別の例として、銅精鉱の中には不純物として砒素を多量に含む物がある(例えば硫砒銅鉱)。上述したように砒素は毒性を有する物質であるため、銅精錬を行う前に除去することが求められる。銅精鉱から砒素を除去する技術として、特許文献1では、NaS2を含むアルカリ溶液を用いて、砒素を含む銅精鉱から砒素を浸出させる技術を記載している。そして、浸出後の液には、チオ亜ヒ酸が含まれている。このチオ亜ヒ酸は、冷却すると、結晶化して沈殿し回収される。特許文献1で開示している浸出後液から砒素を回収する工程においては、試薬を溶解させる等の工程は開示していない。
 特許文献2では、銅精鉱から砒素を浸出させるために、NaHS及びNaOHを含む浸出液を用いることが開示されている。これにより、銅精鉱の中から浸出液の中へと砒素が浸出する。しかし、特許文献2では、浸出後液をどのように処理して砒素を回収するかについては開示していない。
 これに関連して、特許文献3では、浸出後液に対して単体硫黄を添加して、浸出後液中に含まれるチオ亜ヒ酸塩を、チオヒ酸塩に酸化する技術が開示されている。その後、液を冷却してチオヒ酸塩の結晶を析出させる技術が開示されている。
米国特許第3911078号明細書 特開2010-090420号公報 特開2011-161386号公報
 上述したように、砒素を回収する従来技術が存在するものの、更なる回収率の向上が望まれる。特に、浸出後の液において、砒素を更に効率よく析出させるための技術が望まれる。これに鑑みて、本発明は、従来よりも回収率を向上させた砒素の回収方法を提供することを目的とする。
 本発明者が鋭意検討した結果、回収時にNaHSを添加すると、砒素がより良好に析出し、回収効率を向上させることができることを見出した。こうした知見に基づき本発明は以下の発明を包含する。
(発明1)
 砒素を回収するための方法であって:
・砒素を含むアルカリ溶液に対して、NaHSを添加する第1工程と、
・前記溶液を冷却し、それによって砒素化合物を析出させる第2工程と、
・砒素化合物と析出後溶液とに分離し、それによって砒素化合物を回収する第3工程と
を含む方法。
(発明2)
 発明1に記載の方法であって、
 前記砒素を含むアルカリ溶液が、砒素を含む銅鉱の浸出後液であり、
 前記方法は、析出後溶液を浸出液として再利用する第4工程を更に含む、
方法。
(発明3)
 発明2に記載の方法であって、前記第1工程が、NaOHを更に添加する工程を含み、前記方法が、前記第1工程~第4工程を繰り返すことを含む、該方法。
(発明4)
 発明2又は3に記載の方法であって、前記銅鉱が硫砒銅鉱である、該方法。
(発明5)
 発明1に記載の方法であって、
 前記砒素を含む溶液が、砒素を含む廃液である該方法。
(発明6)
 発明1~5いずれか1つに記載の方法であって、前記第1工程において、NaHSを、溶液1リットルあたり30~250g添加する、該方法。
(発明7)
 砒素を回収するための方法であって:
・砒素を含む銅鉱から砒素を浸出させて浸出後液を得る工程Aと、
・前記浸出後液に対して、NaOH及びNaHSを添加する工程Bと、
・前記溶液を冷却し、それによって砒素化合物を析出させる工程Cと、
・砒素化合物と析出後溶液とに分離し、それによって砒素化合物を回収する工程Dと、
・析出後溶液を浸出液として再利用する工程Eと
を含み、
 前記工程BのNaOH及びNaHSの添加量を、工程Aにおける浸出反応に関与する少なくとも1つの元素量の変化に基づいて決定する、該方法。
(発明8)
 発明7に記載の方法であって、前記工程BのNaOH及びNaHSの添加量を、銅鉱内及び/又は浸出液内のAsの変化量に基づいて決定する、該方法。
(発明9)
 発明7又は8に記載の方法であって、NaOH及びNaHSの添加量が、前記工程AでのNaOH及びNaHSの消費量の±30%の範囲の量を添加する、該方法。
(発明10)
 発明7~9いずれか1つに記載の方法であって、工程Bにおける添加後のNaHSの濃度が2.5M以上、NaOHの濃度が2.5M以上である、該方法。
 本発明の一側面では、砒素を含む溶液から、砒素を析出させる際に、NaHSを添加している。これにより、従来の添加物質では達成できなかった、砒素の高い収率を達成できる。
 本発明の別の一側面では、砒素を析出させて回収した後の析出後溶液を、新たな浸出処理に利用する。こうした再利用は工業上有益である。
 本発明の別の一側面では、砒素を析出させて回収する際に、NaHSのみならず、NaOHも添加する。NaOHを添加しないで浸出液として再利用した場合、再利用の回数が増えるほど浸出成績が悪くなる。しかし、NaOHを添加することにより、浸出液として再利用した際の浸出成績を維持することができる。
本発明の一実施形態における、砒素の回収方法のフロー図である。 本発明の一実施形態において、砒素の回収結果を示す図である。 本発明の一実施形態において、砒素の浸出工程と回収工程を繰り返したときの砒素の浸出結果を示す図である。 本発明の一実施形態において、砒素の浸出工程と回収工程を繰り返したときの砒素の浸出結果を示す図である。 本発明の一実施形態において、浸出後液を模した溶液で砒素を析出させた後の砒素濃度を示すグラフである。 本発明の一実施形態において、砒素の浸出工程と回収工程を繰り返したときの砒素の浸出結果を示す図である。
 以下、具体的な実施形態を説明する。これらの説明は、本発明の理解を促進するためのものであり、本発明を限定するものではない。
1.用途
 本発明は、砒素を含む溶液に対して使用することができる。例えば、工業用の廃水や、銅精錬の過程で使用した電解後液には砒素が多分に含まれている。こうした溶液はそのまま廃棄すれば環境に悪影響を及ぼす。従って、溶液中の砒素を安全な形で回収することが必要となる。
 本発明の用途として、典型的には、砒素を含む銅鉱石(例えば硫砒銅鉱)から砒素を浸出させた浸出後液が挙げられる。浸出後液には、Na3AsS4の形態で砒素が含まれる。当該典型例を用いて、図1を適宜参照しながら以下本発明の一実施形態を説明する。
2.浸出工程(図1、「ヒ素浸出」)
 銅の精錬には、砒素を含む銅鉱石を用いる場合がある。しかし、こうした銅鉱石を用いると、有害な砒素が生じるため、銅の精錬を行う前に砒素を除去する必要がある。銅鉱石から砒素を除去する方法として、砒素を浸出させる方法がある。
2-1.銅鉱石(図1、「含ヒ素銅精鉱」)
 鉱石の種類は、砒素を含む物(含ヒ素銅精鉱)であれば特に限定されない。典型的には、硫砒銅鉱(エナジャイト)や砒四面銅鉱(テナンタイト)などが挙げられる。硫砒銅鉱はCu3AsS4の形態で砒素を含む。
2-2.浸出液
 銅鉱石から砒素を浸出させる際には、銅鉱石に水を添加してパルプスラリーにすることができる。そして、パルプスラリーを浸出液に投下して、後述するパルプ濃度になるよう調節することができる。
 浸出に用いる溶液の成分は、例えば、以下の通りであってもよい。
  NaOH 100~300g/L(典型的には100~150g/L)
  NaHS 100~300g/L(典型的には100~150g/L)
  パルプ 100~800g/L(典型的には300~600g/L)
 浸出液の中では、以下のような反応が起こり、溶液中に砒素が浸出すると考えられる。
 2Cu3As(V)S4+3NaHS+3NaOH
→2Na3As(V)S4+3Cu2S+3H2
2-3.浸出条件
 また、上記浸出液は、特に限定されないが以下のような条件で使用して、浸出反応を進行させることができる。
 温度 50~95℃(典型的には70~90℃)
 時間 1~10時間(典型的には3~7時間)
 浸出液は、アルカリ性であることが好ましく、百倍希釈時にて、典型的にはpHが11以上であり、より好ましくは、12.5~13.5である。
2-4.浸出反応後(図1、「浸出後液」)
 浸出反応を実行した後、浸出後液に対して濾過を行い、固液分離を行う。固体には、銅精鉱が含まれ、この銅精鉱においては大部分の砒素が除去される。そして、この銅精鉱を用いて銅精錬を行うことができる。一方、液体には、除去された(浸出した)砒素が含まれる。このような工程で得られた砒素を含む溶液から、次に述べる工程で砒素を析出させた状態で回収することができる。
3.砒素化合物析出工程(図1、「析出工程」)
 本発明は、砒素を回収する方法に関する。より具体的な一実施形態において、本発明は、砒素を含む溶液から砒素を回収する方法に関する。
 溶液中の砒素の形態は、特に限定されない。上記典型例の場合(浸出後液)には、溶液中の砒素は、Na3As(V)S4の形態で存在する。溶液中の砒素は、5価状態の化合物でも、3価状態の化合物でもよい。砒素の酸化状態が、3価の場合には、酸化剤などで5価に変換してから、後述する本発明の砒素化合物の析出工程を実行することができる。
3-1.添加成分(NaHS)(図1、「添加試薬」)
 析出工程においては、砒素を含む溶液に、NaHSを添加する。この時に、溶液中のNaHSの最終濃度が100~300g/L(好ましくは200~250g/L)になるように添加することできる。より好ましくは、140g/L以上になるように添加することができる。これにより良好に析出工程が進行する。更に好ましい実施形態においては、NaHSの最終濃度が、100~250g/L(好ましくは140~200g/L)になるように添加することができる。これにより、添加成分自体の析出を低減することができる。そして、析出した添加成分が、析出した砒素化合物に混入することを抑制することができる。実際には、浸出反応時のNaHSが残存しているため、析出工程においては、浸出後液1リットルあたりに、10~250g、好ましくは30~250g(更に好ましくは、50~250g)添加することができる。
 従来技術(特許文献3)においては、溶液中の砒素を結晶化させるため、単体硫黄を添加している。しかし、本発明で用いるNaHSは、単体硫黄と比べて回収率がよい。また、他の硫黄化合物、例えば、硫化ヒ素と比べても回収率がよい。従って、NaHSによる良好な回収率は、硫黄の酸化数とは別の機構により達成されると考えられる。
 本発明は、以下の理論に基づいて限定されることを意図しないが、添加成分NaHSは、以下のメカニズムで、砒素化合物の析出に寄与する可能性がある。
 浸出後の溶液中では、砒素化合物が以下の平衡式に基づいて溶解している。
3Na+ + As5+ + 4S2- = Na3AsS4
 また、NaHSを添加すると、溶液中でNa+とHS-を生じる。HS-はOH-と反応してS2-を生成する可能性があり、更には、このS2-(及び/又は前記Na+)の存在により、上記平衡式に基づいて作用し、Na3AsS4の析出を促進する可能性がある。
3-2.添加成分溶解の条件(図1、「試薬溶解」) 
 浸出後液に、添加成分を添加する際には以下の条件で溶解させる。
 温度 25~95℃(典型的には60~90℃)
 時間 0.5~5時間(典型的には1~2時間)
 浸出後液は、アルカリ性であることが好ましく、
百倍希釈時にて、典型的にはpHが11以上であり、より好ましくは、12.5~13.5である。なお、試薬を添加する方法については、浸出後液に固体状の試薬を直接添加して、溶解させてもよいが、この方法に限定されるわけではない。例えば、試薬が溶解している濃縮溶液と、浸出後液とを混合してもよい。
3-3.冷却工程(図1、「冷却」) 
 上記添加成分を溶解させた後、浸出後液を以下の条件に従って冷却することができる。これにより、溶液中の砒素化合物を析出・沈殿させることができる。
 温度 5~40℃(典型的には20~30℃)
 時間 0.5~20時間(典型的には1~5時間)
3-4.砒素回収工程(図1、「固液分離」「ヒ素化合物回収」)
 沈殿した砒素化合物は、固液分離を通して、固体形態で回収することができる。固液分離は濾過などの手段で行うことができる。
3-5.その他の添加成分(図1、「添加試薬」)
 析出工程において、他に添加可能な成分として、NaOHが挙げられる。NaOHは、添加後の溶液中の最終濃度が100~150g/L(更に好ましくは、100~130g/L)となるように添加することができる。これにより、析出が一層良好に進行する。更に好ましい実施形態においては、NaOHの最終濃度が、90~160g/L(好ましくは100~140g/L)になるように添加することができる。これにより、添加成分自体の析出を低減することができる。そして、析出した添加成分が、析出した砒素化合物に混入することを抑制することができる。実際には、浸出反応時のNaOHが残存しているため、析出工程においては、浸出後液1リットルあたりに、20~100g(好ましくは、40~70g)添加することができる。
4.砒素を回収した後の溶液の再利用(図1、「析出後液」)
 また、NaHSは浸出液に含まれる成分なので、そのまま浸出液として再利用できる。もし、従来のように析出工程で単体硫黄を用いた場合には、そのまま浸出液として再利用できない。従って、このような点で、有利である。
5.浸出後液の再利用の繰り返し
 また、NaOHもNaHSと同様、浸出液に含まれる成分である。従って、析出工程において、NaOHとNaHSの両方を添加した場合にも、そのまま浸出液として再利用できる。また、析出工程でNaOHを添加することの利点として、再利用の回数を重ねても浸出成績を維持できるという点が挙げられる。より具体的に説明すると、析出工程でNaOHを添加しないで再利用を繰り返すと、再利用回数が増加するたびに、砒素の浸出成績が落ちてくる。しかし、析出工程でNaOHを添加すると、再利用回数が増加しても、砒素の浸出成績を維持することができる。
6.NaOH及びNaHSの添加量の最適化
6-1.添加後のNaOH及びNaHSの濃度
 上述したように、析出工程の前に、浸出後液に添加するNaOHやNaHSの量は、適宜設定することができる。しかし、好ましい実施形態においては、NaOHやNaHSの量は、浸出後液における最終濃度が特定の濃度以上になるように添加するのが望ましい。また、添加後の両者の濃度を2.5M以上にしておくことで、析出後の液を浸出工程に繰り返し使用する際に、銅鉱石からのAs浸出速度を高めた状態でAsの浸出工程を開始することができる。この場合の上限値については、特に規定されないが、典型的には、3.5M以下であってもよい。
 NaOH及びNaHSの添加量が多ければ多いほど、析出反応が進行すると考えられる。しかし、その一方で、過剰な添加は、溶解しきれないNaOH及びNaHSが溶液中に存在することを引き起こす可能性がある。あるいは、一旦溶解したNaOH及びNaHSが再析出する可能性が高くなる。
 こうした溶解しきれない及び/又は再析出したNaOH及びNaHSが、析出した砒素化合物に混入するのは望ましくない。こうした混入を防ぐという目的から、NaOH及びNaHSの過剰な添加は避けることが好ましい。典型的には、浸出反応開始時の浸出液のNaOH及びNaHSと同程度の最終濃度になるように添加することが好ましい。これにより、析出を最大限良好に進行させることができ、且つ砒素化合物が析出する際に、NaOH及びNaHSの混入を抑制することができる。
6-2.浸出反応に関与する元素の変化量に基づく算出方法
 上述したように、硫砒銅鉱の場合、以下の浸出反応が起こると考えられる。
 2Cu3As(V)S4+3NaHS+3NaOH
→2Na3As(V)S4+3Cu2S+3H2
 即ち、鉱石内のCu3As(V)S4が浸出反応して、溶液中にNa3As(V)S4の化合物として(実際には分離イオンとして)存在することになる。そして、上記反応に関与する元素の変化量を測定することで、浸出反応で消費されたNaHS及びNaOHの量を算出することができる。例えば、溶液中のAsの量を測定することで、浸出反応のために消費されたNaHS及びNaOHの量を推定することができる。例えば、浸出反応の前後で溶液中のAs濃度の変化量がΔ2mol/Lである場合、NaOHやNaHSの消費量は、両者とも3mol/Lと推定できる。別の例では、鉱石内のAsの量を測定することで、浸出反応のために消費されたNaHS及びNaOHの量を推定することができる。
 元素量の分析については、特に限定されないが、原子吸光分光法、ICP-AES、ICP-MS、ボルタンメトリー、蛍光X線分析法(XRF)、吸光光度法等が挙げられる。特に好ましいのは、迅速分析が可能な手法である(例:XRF)。
 また、砒四面銅鉱の場合には、以下の浸出反応が起こると考えられる。
Cu12As413(s)+6NaHS(aq)+6NaOH(aq)→5Cu2S(s)+2CuS(s)+4Na3AsS3(aq)+6H2O(l)
 従って、上記反応式と、浸出反応の前後に溶液中のAsの変化量とに基づいて、消費されたNaHS及びNaOHの量を算出することができる。
 以上のように、浸出する鉱石の種類と、関連元素の変化量に基づいて、消費されたNaOH及びNaHSの量を算出することができる。そして、浸出後且つ析出反応開始前には、消費されたNaOH及びNaHSに相当する量を、添加することができる。言うまでもないことであるが、消費された量と必ずしも同じ量を添加する必要はなく、多少の増減は許容可能である。例えば、算出された消費量(モル数又はグラム数)に対して、±30%、±25%、±10%、±5%、±3%、±1%、又は±0.5%の範囲で異なる量の添加を許容できる。
 実際には、固液分離などの操作によっても、NaOH及び/又はNaHSのロスが生じる可能性がある(例えば、NaOH及び/又はNaHSがフィルターに吸着したり、浸出残渣に浸出後液が付着するなど)。従って、浸出反応時に消費されたNaOH及び/又はNaHSの量を算出したあとで、当該算出された値よりも多い量を添加することもできる。別の実施形態において、浸出残渣を、洗浄液で洗浄し、洗浄後液に含まれる、元素量(例えば、上述したAsやCu)を測定することができる。浸出後液中の元素量と、洗浄後液中の元素量の割合から、回収ロス量を算出する。そして、当該回収ロス量を考慮することで、浸出後液中のNaOH及び/又はNaHSの濃度をより正確に算出することができる。
 このように、析出工程を開始する際には、浸出反応時に消費されたNaOH及びNaHSの量をある程度補う態様で、NaOH及びNaHSを添加することが好ましい。これにより、溶解しきれない及び/又は再析出したNaOH及びNaHSが、析出した砒素化合物に混入することを抑制できる。また、必要以上のNaOH及びNaHSの添加を回避できるためコストの観点からも望ましい。さらに言えば、関連元素濃度を測定すること自体は、簡単な方法で行うことができるため(例:ICP発光分光分析装置、蛍光X線(XRF)など)、NaOHやNaHSの消費量を直接測定する方法に比べて優れている。
6-3.NaOH及びNaHS添加後 
 上述した実施形態と同様、NaOHをNaHSを添加した後は、砒素化合物が析出するのを待って、回収することができる。また、添加物の溶解条件や冷却工程の条件は上述と同様の条件であってもよい。そして、析出した砒素化合物の回収についても同様であってもよい。さらに、回収後に残った溶液を、浸出工程に再利用することができる。
 上述した実施形態について、さらに具体的な実施例を説明する。
 砒素の回収成績については、溶液中のAs濃度を測定することによって評価した。溶液中のAsの濃度変化は、ICP発光分光分析装置(ICP-AES、セイコーインスツル株式会社製、SPS7700)で測定した。
7.実施例1(NaHSを用いた砒素の回収)
 硫砒銅鉱に水を加えパルプスラリーを作製した。これを用いて、以下の条件で浸出処理を行った。
 パルプ濃度   740g/L
 NaHS濃度  150g/L
 NaOH濃度  100g/L
 温度     80℃
 時間     5時間
 上記浸出工程の後、浸出液を濾過し、固液分離を行った。液体側を浸出後液とし、浸出後液中のAs濃度を測定した(この時点でのAs濃度を「前液As濃度」と呼ぶ)。その後、該浸出後液を析出工程にかけた。具体的には、図2の添加量で、浸出後液に試薬等を添加した。そして、温度90℃で1時間、撹拌して試薬を溶解させた。なお、図2に記載の添加量の数値は、最終濃度ではなく、浸出後液1リットルに対して添加した試薬の重量を表す(図3及び図4に記載したNaHS及びNaOHの添加量についても同じ)。例えば、図2の実施例1の硫黄20g/Lは、硫黄の最終濃度ではなく、浸出後液1リットルに対して20gの硫黄を添加したことを意味する。
 その後、溶液を20℃になるように冷却し、10時間放置した。そして、再度溶液中のAs濃度を測定した(この時点でのAs濃度を「後液As濃度」と呼ぶ)。そして、「前液As濃度」から「後液As濃度」を引いた値を、析出成績としてのAs濃度差とした。溶液中の砒素化合物が析出した場合には、「後液As濃度」の値が「前液As濃度」の値よりも小さくなるので、As濃度差の値は+となる。従って、As濃度差の値が大きいほど良好に砒素化合物が析出したことを示す。
 結果を図2に示す。添加量の欄には、浸出後液に添加する成分及び、該成分を添加した重量(1リットルあたり)を記載した。No.1では、硫黄のみを析出工程で添加した。しかし、濃度差は殆どゼロであり、回収は実質不調であった。No.2及びNo.3では種結晶を添加したが、No.1と同様に回収は実質不調であった。
 No.4では、NaHSを添加した例であり、析出工程の前後で有意な濃度差(Δ10g/L)が見られた。これは、析出工程で、析出した砒素が得られたことを示す。特にNo.2で回収が不調であったことと対比すると、浸出時にもともと含まれるNaHSだけでは、析出工程において析出させることが困難であることが理解できる。従って、析出工程でNaHSを添加することが重要であることが理解できる。また、No.5では、NaHSの代わりに、三硫化二ヒ素(As23)を添加した。この場合も、回収が不調であり、むしろ、添加前よりも、溶液中のAs濃度が増加していた。
8.実施例2(析出後液の再利用)
 次に、砒素が析出した後の溶液を、再度浸出に用いる実験を行った。初回の浸出については、実施例1に記載した条件で浸出した。その後、実施例1に記載の条件で析出工程を行った。ただし、析出工程で添加したのはNaHS(100g/L)のみとした。そして、試薬の溶解及び冷却を行った。冷却後、析出した砒素化合物を分離し、溶液をそのまま(即ち、新たに試薬を添加することなく)再度浸出処理に用いた。この時の浸出処理では、パルプ濃度740g/L、温度80℃の条件で5時間行った。以下同様の手順を繰り返した。
 結果を図3に示す。1回目の再利用においては、浸出後液中の砒素濃度が31g/Lとなった。そして、その後、浸出後液を析出工程(100g/LのNaHSを添加)にかけ、濃度差19g/Lに相当する分の砒素を析出させて回収できた(よって、析出後液中の砒素濃度は12g/L)。その後、析出後の液を再度浸出工程に再利用し(再利用2回目)、浸出後液中の砒素濃度が22g/Lとなった。よって、砒素濃度10g/L分を新たな浸出処理で浸出できた。このように、析出後の溶液は、浸出液として再利用できることが分かる。
 つぎに、砒素濃度10g/L分を新たな浸出処理で浸出できた後、再度析出工程(100g/LのNaHSを添加)にかけた。そして、濃度差14g/Lに相当する分の砒素を析出させて回収できた(析出後液中の砒素濃度は9g/L)。析出後再度浸出処理に再利用したところ、浸出後の砒素濃度は10g/Lであった。従って、新たに浸出されたのは砒素濃度1g/L分に相当する量であった。このように、再利用を繰り返すと、砒素を浸出させる能力が低下する傾向がみられた。
9.実施例3(析出後液の再利用、NaOHが有ると浸出効果が維持される)
 そこで、実施例2と同様の試験を行う際に、析出工程においてNaHSのみならずNaOHを添加した。そして、析出後の液を浸出工程に再利用し、これを何度か繰り返した。その結果を図4に示す。
 実施例2では、3回目の再利用において、浸出能力が、砒素濃度1g/L分にまで低下していた。しかし、析出工程においてNaOHを添加した実施例3では、3回目以降であっても浸出能力を維持できた。例えば、3回目では26g/L、4回目では24g/L、5回目では25g/Lの砒素濃度に相当する分の浸出能力を維持していた。このように、析出工程において、NaOHを添加することで、浸出能力が維持されることが示された。
10.実施例4(模擬浸出後液を用いた砒素化合物の析出)
 浸出後液を模した溶液を調製した。具体的には、砒素濃度が30g/Lとなるように、砒素源としてメタ亜ヒ酸ナトリウム(NaAsO2)を溶解させた。該溶液を60℃までホットスターラーにより加熱した後、液中の砒素と同モル濃度に相当する単体硫黄を添加、溶解し、砒素の価数をV価とした(下式の反応を参照)。
・NaAsO2+H2O→As(OH)3+NaOH
・As(OH)3+3NaHS→Na3AsS3+3H2
・Na3AsS3+S→Na3AsS4
 そして、NaOH及びNaHSを、2.5M、3.0M、3.5Mとなるように調整しながら添加した。その後20℃まで氷水で冷却した。0.5時間後、析出した際にはろ過を行った。ろ過後液を分析し、砒素濃度を測定した。結果を、図5に示す。NaOH及びNaHSの濃度が高いほど、溶液中の砒素濃度が低下する傾向が見られた(即ち、砒素化合物がより多く析出した)。そして、NaOH及びNaHSの両方が2.5M以上となると、溶液中の砒素濃度を20g/L以下にまで低下させることができた。
11.実施例5(浸出・回収の繰り返し試験)
 実施例1と同様の条件で浸出処理を行った。ただし、初回の浸出反応時のNaOHは3.1M、NaHSは3.2Mとした。浸出処理後は、固液分離を行い、浸出後液を得た。一方、固体側(浸出残渣側)の方は、洗浄液で洗浄した。これにより、固液分離の際に浸出残渣側に付着したNa3As(V)S4を回収した。また、浸出処理の前後で、XRFを用いた迅速分析(SII(セイコーインスツル)社のSEA1200VX)により、パルプスラリー内の砒素の品位、及びパルプの重量変化を測定した。ここから砒素の浸出量を算出した。また、浸出処理後は、砒素浸出量に基づいて、NaOH及びNaHSの消費量を算出した。次に、浸出後液及び洗浄液内の砒素濃度をICP-AESにより測定した。これにより、浸出残渣側に残存したNa3As(V)S4を算出した。これにより、Na3As(V)S4の回収ロス量を算出した。浸出前のNaOH及びNaHS濃度、回収ロス量及びNaOH及びNaHSの消費量に基づいて、浸出後液中のNaOH及びNaHS濃度を算出した。そして、添加後の濃度が一定量になるように、NaHSとNaOHを添加した。その後、溶液を20℃になるように冷却し、10時間放置した。そして、再度溶液中のAs濃度を測定した。その後、ろ過処理を行って、析出した砒素化合物を回収した。残った溶液を、再度、浸出処理に再利用した。以降、浸出と回収の工程を繰り返した。
 結果を図6に示す。浸出及び回収の両方とも十分に進行していることが示された。また、繰り返し再利用しても、良好な浸出及び回収が維持できることが示された。このように、浸出前後のAsの変化量を測定することで、浸出後のNaOH及びNaHS量を算出することができ、これによって、適切な添加量を設定することができた。また、図4に示した結果と比較すると、NaOHとNaHSの添加量が少なく、優れた費用対効果を達成できることが示された。

Claims (10)

  1.  砒素を回収するための方法であって:
    ・砒素を含むアルカリ溶液に対して、NaHSを添加する第1工程と、
    ・前記溶液を冷却し、それによって砒素化合物を析出させる第2工程と、
    ・砒素化合物と析出後溶液とに分離し、それによって砒素化合物を回収する第3工程と
    を含む方法。
  2.  請求項1に記載の方法であって、
     前記砒素を含むアルカリ溶液が、砒素を含む銅鉱の浸出後液であり、
     前記方法は、析出後溶液を浸出液として再利用する第4工程を更に含む、
    方法。
  3.  請求項2に記載の方法であって、前記第1工程が、NaOHを更に添加する工程を含み、前記方法が、前記第1工程~第4工程を繰り返すことを含む、該方法。
  4.  請求項2又は3に記載の方法であって、前記銅鉱が硫砒銅鉱である、該方法。
  5.  請求項1に記載の方法であって、
     前記砒素を含む溶液が、砒素を含む廃液である該方法。
  6.  請求項1~5いずれか1項に記載の方法であって、前記第1工程において、NaHSを、溶液1リットルあたり30~250g添加する、該方法。
  7.  砒素を回収するための方法であって:
    ・砒素を含む銅鉱から砒素を浸出させて浸出後液を得る工程Aと、
    ・前記浸出後液に対して、NaOH及びNaHSを添加する工程Bと、
    ・前記溶液を冷却し、それによって砒素化合物を析出させる工程Cと、
    ・砒素化合物と析出後溶液とに分離し、それによって砒素化合物を回収する工程Dと、
    ・析出後溶液を浸出液として再利用する工程Eと
    を含み、
     前記工程BのNaOH及びNaHSの添加量を、工程Aにおける浸出反応に関与する少なくとも1つの元素量の変化に基づいて決定する、該方法。
  8.  請求項7に記載の方法であって、前記工程BのNaOH及びNaHSの添加量を、銅鉱内及び/又は浸出液内のAsの変化量に基づいて決定する、該方法。
  9.  請求項7又は8に記載の方法であって、NaOH及びNaHSの添加量が、前記工程AでのNaOH及びNaHSの消費量の±30%の範囲の量を添加する、該方法。
  10.  請求項7~9いずれか1項に記載の方法であって、工程Bにおける添加後のNaHSの濃度が2.5M以上、NaOHの濃度が2.5M以上である、該方法。
PCT/JP2017/012747 2016-03-30 2017-03-28 砒素を回収する方法 WO2017170602A1 (ja)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2018508100A JP6779980B2 (ja) 2016-03-30 2017-03-28 砒素を回収する方法

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2016069703 2016-03-30
JP2016-069703 2016-03-30

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2017170602A1 true WO2017170602A1 (ja) 2017-10-05

Family

ID=59964719

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2017/012747 WO2017170602A1 (ja) 2016-03-30 2017-03-28 砒素を回収する方法

Country Status (2)

Country Link
JP (1) JP6779980B2 (ja)
WO (1) WO2017170602A1 (ja)

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH11314094A (ja) * 1998-03-06 1999-11-16 Dowa Mining Co Ltd 砒素および他の重金属類を含有する排水の処理法
JP2010090420A (ja) * 2008-10-06 2010-04-22 Akita Univ 非鉄製錬用の精鉱の砒素除去方法及び該方法より得られた非鉄製錬用の精鉱
JP2011161386A (ja) * 2010-02-10 2011-08-25 Akita Univ チオ亜ヒ酸塩の処理方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH11314094A (ja) * 1998-03-06 1999-11-16 Dowa Mining Co Ltd 砒素および他の重金属類を含有する排水の処理法
JP2010090420A (ja) * 2008-10-06 2010-04-22 Akita Univ 非鉄製錬用の精鉱の砒素除去方法及び該方法より得られた非鉄製錬用の精鉱
JP2011161386A (ja) * 2010-02-10 2011-08-25 Akita Univ チオ亜ヒ酸塩の処理方法

Also Published As

Publication number Publication date
JPWO2017170602A1 (ja) 2018-11-15
JP6779980B2 (ja) 2020-11-04

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US9745193B2 (en) Method for removing iron in the manufacture of phosphoric acid
US20070253877A1 (en) Method for treating arsenic containing solution
BR112013028340B1 (pt) método para recuperação de um metal a partir de um minério
KR101853255B1 (ko) 산화아연을 정제하는 방법
KR101462847B1 (ko) 레늄과 비소의 분리 방법, 및 레늄의 정제 방법
JP4846677B2 (ja) 砒素含有溶液の処理方法
JP2010510160A (ja) 工業用酸化モリブデンの精製
JP2013139595A (ja) 鉛製錬由来の銅含有不純物塊からの有価物の回収方法
JP2012012230A (ja) 廃酸石膏の製造方法
JP7016463B2 (ja) テルルの回収方法
JP4207959B2 (ja) 高純度塩化銀の分離精製方法とそれを用いた高純度銀の製造方法
JP4529969B2 (ja) セレン酸含有液からセレンの除去方法
JP5790525B2 (ja) 不純物除去方法
JP5549648B2 (ja) モリブデンの回収方法およびモリブデンの抽出溶媒
JP5571517B2 (ja) 銅とヒ素とを含む非鉄製錬中間産物からの銅とヒ素との分離方法
JP2010059035A (ja) 脱銅スライムからの高純度亜砒酸水溶液の製造方法
JP2011161386A (ja) チオ亜ヒ酸塩の処理方法
WO2017170602A1 (ja) 砒素を回収する方法
JP5423592B2 (ja) 低塩素硫酸ニッケル/コバルト溶液の製造方法
JP2000169116A (ja) セレンの選択的浸出回収方法
JP4239801B2 (ja) 廃酸石膏の製造方法
JP6163392B2 (ja) ゲルマニウムの回収方法
JP5573763B2 (ja) 高純度銀製造廃液の処理方法
JP5742130B2 (ja) 五酸化バナジウムの製造方法
JP2008184653A (ja) 酸化アンチモンの製造方法及び金属アンチモンの製造方法

Legal Events

Date Code Title Description
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2018508100

Country of ref document: JP

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 17775139

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 17775139

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1