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WO2014042131A1 - 金の回収方法 - Google Patents

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WO2014042131A1
WO2014042131A1 PCT/JP2013/074289 JP2013074289W WO2014042131A1 WO 2014042131 A1 WO2014042131 A1 WO 2014042131A1 JP 2013074289 W JP2013074289 W JP 2013074289W WO 2014042131 A1 WO2014042131 A1 WO 2014042131A1
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leaching
solution
activated carbon
copper
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和浩 波多野
浩至 勝川
佐野　正樹
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JX Nippon Mining and Metals Corp
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JX Nippon Mining and Metals Corp
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    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • Y—GENERAL 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method for collecting gold.
  • Gold is one of the most valuable metals, and as a natural product, it exists as a single particle and is often produced in association with sulfide metal ore and metal arsenide.
  • the main method for recovering gold as an adjunct is to concentrate metal sulfide ore to concentrate and torsion and then recover the gold from the residue obtained by smelting and recovering the main component metal. It may be consumed and the environmental load due to sulfurous acid gas or the like may be large, and it is desired that the main component metal sulfide ore is treated by hydrometallurgy.
  • the concentrate is dissolved by an appropriate oxidizing agent, and gold contained in the leachate and its residue is converted to a known method (for example, bluening leaching and wet-treatment as described in Patent Documents 1 and 2). Can be recovered by halogen leaching.
  • a solvent extraction method is known for separation of gold and copper.
  • An oxime-based extractant called LIX has a high selectivity for copper, and has already been put into practical use in a copper hydrometallurgical process. What is necessary is just to collect
  • DBC dibutyl carbitol
  • the amount of gold produced as an accompaniment of metal sulfide ore is about several ppm by weight, and when dissolved by wet processing, the gold concentration is very low and is not suitable for solvent extraction in many cases.
  • a method of adsorbing and separating gold using an adsorbent can be considered.
  • activated carbon is often used from the viewpoint of cost and versatility. Gold adsorbed on the activated carbon is stripped and then reduced to be smelted into metallic gold. Alternatively, the activated carbon can be incinerated, and metal gold can be obtained by reduction with carbon.
  • One of the metal sulfides associated with gold is chalcopyrite.
  • the accompanying gold is leached in a halogen bath after being separated and concentrated in advance as a residue. Or leached into a halogen bath at the same time as the main component ore leaching.
  • a gold complex having a halide as a ligand remains.
  • Patent Documents 1 and 2 do not discuss the improvement of the adsorptivity of gold to activated carbon, and generally the type of activated carbon and the solution after leaching. There is a problem such as complications, and an appropriate method is not known.
  • an object of the present invention is to provide a gold recovery method capable of increasing the amount of gold adsorbed on activated carbon.
  • the present inventor when adsorbing and recovering a gold complex in an acidic solution after gold leaching to activated carbon, a substance that becomes a competitive adsorbent to activated carbon is gold After leaching, it was determined that it was a monovalent copper ion in the solution. And it discovered that the amount of gold
  • leaching gold into the acid leaching solution using an acid leaching solution containing chloride ions and / or bromide ions as anions and copper as a cation, and after gold leaching A method for recovering gold, comprising a step of obtaining a solution and a step of adsorbing gold in the solution after gold leaching to the activated carbon, wherein the gold solution after leaching before adsorbing the gold in the solution after gold leaching to the activated carbon
  • a method for recovering gold including a step of adjusting the oxidation-reduction potential (reference electrode, silver / silver chloride) and reducing the concentration of monovalent copper ions contained in the solution after gold leaching.
  • the oxidation-reduction potential (reference electrode, silver / silver chloride) is 520 mV to 570 mV.
  • the redox potential is adjusted by blowing air.
  • the acidic leachate contains 40 to 200 g / L of chloride ions, 20 to 100 g / L of bromide ions, 5 to 25 g / L of copper, and It contains 0.01 to 10 g / L of iron and has a pH of 0 to 1.9.
  • Gold is often contained in trace amounts as a simple substance in sulfide metal ores such as chalcocite, chalcopyrite, copper indigo, chalcopyrite, pyrite, arsenite, arsenite. For this reason, in order to collect this, it is preferable to first concentrate the metal sulfide ore by crushing and then concentrating it by a flotation method. If copper and iron, which are main component metals, are leached from the concentrate using an acidic leaching solution, then the solid and liquid separation can be performed to further concentrate gold in the leaching residue, and the processing efficiency is improved.
  • gold ore can be used in addition to the above-mentioned sulfide ores such as chalcocite, porphyry, copper indigo, chalcopyrite, pyrite, pyrite, arsenite, etc. It is.
  • a material having a gold quality contained in these gold raw materials of 0.1 to 100 g / t, more preferably about 1 to 20 g / t can be suitably used in the recovery method according to the present invention.
  • gold leaching In the present invention, first, gold is heated and leached using an acidic leaching solution containing chloride ions and / or bromide ions as anions and copper as a cation to obtain a solution after gold leaching.
  • an acidic leaching solution containing chloride ions and / or bromide ions as anions and copper as a cation.
  • the pH of the acidic leaching solution is 0 to 1.9, more preferably 0.5 to 1.5, and still more preferably 1 to 1.2. If the leaching temperature and the pH of the leaching solution are within such ranges, gold leaching is better.
  • the acidic leachate preferably contains 20 to 200 g / L of chloride ions and bromide ions and 0.01 to 30 g / L of copper and iron, respectively. More preferably, the acidic leachate is 40 to 200 g / L, more preferably 100 to 180 g / L, further 120 to 150 g / L of chloride ions, and 20 to 100 g / L, more preferably 50 to 100 g / L.
  • a valuable metal can be leached by dissolving a gold raw material such as metal sulfide ore in the acidic leaching solution. Trace amounts of gold are leached together with the main metal. If necessary, after the solid-liquid separation, the gold contained in the residue is leached with an acidic solution having the same composition.
  • metal sulfide ore is leached in multiple stages, if a similar acidic leaching solution is used, a part or most of the gold is dissolved in the latter stage, and this can be treated as a solution after leaching gold.
  • the redox potential (ORP) of the solution after gold leaching is about 500 mV or less, but by adding an oxidizing agent to this and adjusting the ORP, the monovalent copper contained in the solution after gold leaching The ion concentration can be reduced.
  • the adjustment of the oxidation-reduction potential is performed after gold is sufficiently leached into the solution after gold leaching in the gold leaching step, thereby improving the gold recovery efficiency of the entire system.
  • the oxidizing agent is not particularly limited, but air is used from the viewpoint of cost.
  • the liquid temperature is not particularly limited, but considering the fact that gold leaching is warm leaching and the aspect of oxidation efficiency, the liquid temperature of the liquid after gold leaching is preferably maintained at 45 ° C. or more, more preferably It is 50 ° C. or higher.
  • An increase in ORP indicates a decrease in monovalent copper ions in the solution after gold leaching.
  • Monovalent copper is known as a very soft element, has a high affinity for activated carbon, and competes with the adsorption of gold complexes. By reducing the monovalent copper, the adsorption active sites in the activated carbon are increased in selectivity to gold, thereby achieving efficient recovery of gold.
  • the ORP can be adjusted to 520 mV or more, thereby reducing the monovalent copper concentration in the liquid and improving the adsorption rate of gold on activated carbon.
  • the upper limit is not particularly limited, but considering the time required for adjustment and the reduction efficiency of monovalent copper, it is preferably 570 mV or less, more preferably 530 to 560 mV.
  • gold in the acidic leachate is brought into contact with activated carbon and adsorbed.
  • the contact of gold with activated carbon may be carried out by batch feeding or by continuously passing an acidic leachate through an adsorption tower packed with activated carbon.
  • the stirring speed is not specified.
  • the amount of activated carbon added is 50 to 10,000 times the weight of gold.
  • the flow rate is not particularly limited (generally, SV1 to 25), but when the gold adsorption amount per unit weight of the activated carbon reaches 20000 to 30000 g / t, the activated carbon does not satisfy the required capacity. Therefore, gold strips from activated carbon and regeneration are performed based on this amount of adsorption.
  • the regeneration of the activated carbon is performed with a generally known sulfur compound, nitrogen compound, or acid and is not particularly limited.
  • the oxidation-reduction potential is adjusted to adjust the monovalent in the liquid.
  • the concentration of copper ions By reducing the concentration of copper ions, the amount of gold adsorbed can be increased.
  • Example 1 Gold in the gold raw material was leached using an acidic leaching solution containing 50 g / L of chloride ions, 80 g / L of bromide ions, 18 g / L of copper, and 0.2 g / L of iron. Contained NaCl: 84 g / L, NaBr: 103 g / L, Cu: 20 g / L, Fe: 2 g / L, Au: 8 mg / L, and the pH was 1.2. CuCl was added to adjust the ORP to 510 mV or less. After leaching, the liquid was heated to 55 ° C. and stirred while blowing 0.4 L per minute to adjust various ORPs.
  • This leachate was passed through a glass column filled with approximately 14 ml of coconut shell-derived activated carbon (coconut MC manufactured by Taihei Chemical Industry Co., Ltd.), and gold was adsorbed on the activated carbon.
  • the column diameter was 11 mm and the height was 150 mm.
  • the liquid supply rate was 11.9 ml / min, and the space velocity was 50 (1 / h).
  • Gold in the discharged solution after adsorption was diluted with hydrochloric acid and quantified by ICP-AES. The relationship between the ORP and the post-adsorption liquid is shown in FIG.
  • the gold concentration contained in the post-adsorption liquid is significantly reduced in the liquid in which the ORP is adjusted to 520 mV or more.
  • the upper limit of ORP is not set, it is understood that even if the potential is raised excessively, the gold concentration in the solution after adsorption does not drop dramatically, and it is sufficient to oxidize to at least 520 mV, but it does not prevent excessive oxidation. .
  • Example 2 The gold concentration in the post-adsorption liquid was measured by changing the ORP by adding CuCl and blowing air while continuously feeding liquid after the gold leaching used in Example 1 and using the activated carbon packed column. The results are shown in FIG.
  • FIG. 2 also shows the relationship between the adsorption of ORP and gold on activated carbon, and the gold after leaching can be recovered with good gold when it is contacted with activated carbon at ORP 520 mV or higher. It can also be seen that it is Cu (I) that affects the ORP.
  • Cu (I) tends to be oxidized to Cu (II) in an aqueous solution, but exists relatively stably in an aqueous solution containing a high-concentration halide as in this system. Therefore, in addition to air blowing, it is estimated that similar results can be obtained by oxidizing Cu (I) with an oxidizing agent such as hydrogen peroxide or hypochlorous acid. Is preferred.

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Description

金の回収方法
　本発明は、金の回収方法に関する。
　金は非常に価値の高い金属の一つであり、天然物としては単体粒子として存在し、硫化金属鉱もしくは砒化金属鉱に随伴して産出することが多い。
　随伴物としての金の回収法は、硫化金属鉱を精鉱まで濃縮後に焙焼し、主成分金属を製錬回収した残渣から金を回収する方法が主流であったが、この方法は多エネルギー消費でなおかつ亜硫酸ガス等による環境負荷が大きいこともあり、そもそもの主成分の硫化金属鉱は湿式製錬により処理されることが望まれる。
　その場合には、適当な酸化剤により精鉱を溶解させ、浸出液やその残渣に含まれる金を、公知の方法（例えば、湿式処理ならば青化浸出や特許文献１、２に記載されるようなハロゲン浸出等）により、回収することができる。
　しかしながら、精鉱浸出後液や固液分離して得た残渣に含まれる金を、特許文献１や特許文献２に示される方法等で処理する場合には、溶液中に含まれる金を、銅と分離する必要がある。
　金と銅の分離では溶媒抽出法が知られる。ＬＩＸと呼ばれるオキシム系の抽出剤は銅に対し高い選択性を有し、銅の湿式製錬法では既に実用化されている。銅を除いた後に金を適当な手段で回収すればよい。金の抽出に対してはＤＢＣ（ジブチルカルビトール）が工業的に使用されている。しかしながら浸出液中の金の濃度が著しく低い場合は溶媒抽出法による金の回収は効率的でない。
　特に、硫化金属鉱の随伴物として産出される金においてはその含有量は数重量ｐｐｍ程度であり、湿式処理で溶解した場合には、金濃度は大変低く溶媒抽出に適さないことが多い。
　こうした状況下では、特許文献２に記載されているように、吸着材を使用して金を吸着分離する方法が考えられる。吸着材にはコストと汎用性の面から活性炭が使用されることが多い。活性炭に吸着された金は、ストリップされたのち還元して金属金に製錬される。もしくは活性炭を焼却し、炭素による還元で金属金を得ることもできる。
特表２００５－５２３９９２号公報 特開２００９－２３５５１９号公報
　硫化金属鉱の中で最も金を随伴する鉱物の一つは黄銅鉱であり、黄銅鉱を湿式処理により処理する場合、随伴物の金は、予め残渣に分離濃縮されたのちにハロゲン浴で浸出される、もしくは主成分鉱の浸出後期に同時にハロゲン浴に浸出される。こうして得られた浸出後液にはハロゲン化物を配位子とした金錯体が残留している。
　この金錯体を活性炭に吸着して回収する場合、その吸着量が多ければ多いほど歩留まりが大きい。特に活性炭を焼却処理する場合には、単位活性炭重量あたりの吸着量が生産コストに直結して大きな影響を及ぼす。そのため、単位吸着量を増加させる方法の開発が望まれるが、特許文献１及び２では金の活性炭への吸着性向上に対する検討はなされておらず、また一般的にも活性炭の種類や浸出後液の共雑物等の問題もあり、適当な方法は知られていない。
　上記課題を鑑み、本発明は、活性炭への金の吸着量を増加させることが可能な金の回収方法を提供することを目的とする。
　本発明者は、上記課題を解決すべく鋭意研究を重ねた結果、金浸出後の酸性溶液中の金錯体を活性炭に吸着して回収するに際し、活性炭への競合吸着物となる物質が、金浸出後液中の一価の銅イオンであることを突き止めた。そして、この一価の銅イオンを、金の活性炭吸着工程よりも前に、予め減少させておくための所定の処理をすることにより、活性炭への金の吸着量を有意に向上できることを見出した。
　かかる知見を基礎として完成した本発明は一側面において、アニオンとして塩化物イオン及び／又は臭化物イオンを含み、カチオンとして銅を含む酸性浸出液を用いて、金を酸性浸出液中に浸出させ、金浸出後液を得る工程と、金浸出後液中の金を活性炭に吸着させる工程と、を含む金の回収方法であって、金浸出後液中の金を活性炭に吸着させる前に、金浸出後液の酸化還元電位（参照電極、銀／塩化銀）を調整し、金浸出後液中に含まれる一価の銅イオン濃度を低減させる工程を含む金の回収方法である。
　本発明に係る金の回収方法は、一実施態様において、酸化還元電位（参照電極、銀／塩化銀）が、５２０ｍＶ～５７０ｍＶである。
　本発明に係る金の回収方法は、別の一実施態様において、酸化還元電位の調整が、空気の吹き込みにより調整する。
　本発明に係る金の回収方法は、更に別の一実施態様において、酸性浸出液が、４０～２００ｇ／Ｌの塩化物イオン、２０～１００ｇ／Ｌの臭化物イオン、５～２５ｇ／Ｌの銅、及び０．０１～１０ｇ／Ｌの鉄を含み、ｐＨが０～１．９である。
　本発明によれば、金の単位吸着量を増加させることが可能な金の回収方法が提供できる。
金浸出後液の酸化還元電位と吸着後液中の金濃度との関係を表すグラフである。 浸出液を活性炭充填カラムに連続的に給液した場合において、ＣｕＣｌの添加と空気の吹き込みを行った場合の、酸化還元電位及び金濃度の変化の関係を表すグラフである。
　＜金原料＞
　金は、輝銅鉱、斑銅鉱、銅藍、黄銅鉱、黄鉄鉱、硫砒銅鉱、硫砒鉄鉱等の硫化金属鉱に単体として極微量含まれることが多い。このため、これを回収するには、まず硫化金属鉱を破砕後に浮遊選鉱法により精鉱とすることで濃縮することが好ましい。この精鉱から酸性浸出液を用いて主成分金属である銅、鉄を浸出した後に固液分離すれば、浸出残渣に金をさらに濃縮することも可能であり、処理効率が良好となる。本発明に係る回収方法を適用可能な金原料としては、上記の輝銅鉱、斑銅鉱、銅藍、黄銅鉱、黄鉄鉱、硫砒銅鉱、硫砒鉄鉱等の硫化金属鉱の他、金鉱石等も利用可能である。これら金原料に含まれる金品位としては０．１～１００ｇ／ｔ、より好ましくは１～２０ｇ／ｔ程度の材料が、本発明に係る回収方法において好適に利用可能である。
＜金浸出＞
　本発明においては、まず、アニオンとして塩化物イオン及び／又は臭化物イオンを含み、カチオンとして銅を含む酸性浸出液を用いて、金を加温浸出し、金浸出後液を得る。金の浸出効率を考慮すると、酸性浸出液のｐＨは、０～１．９、より好ましくは０．５～１．５、更に好ましくは１～１．２である。浸出温度及び浸出液のｐＨがこのような範囲であれば、金の浸出がより良好となる。
　酸性浸出液としては、塩化物イオンと臭化物イオンとをそれぞれ２０～２００ｇ／Ｌ及び、銅と鉄とをそれぞれ０．０１～３０ｇ／Ｌ含むのが好ましい。さらに好ましくは、酸性浸出液は、４０～２００ｇ／Ｌ、より好ましくは１００～１８０ｇ／Ｌ、更には１２０～１５０ｇ／Ｌの塩化物イオンと、２０～１００ｇ／Ｌ、より好ましくは５０～１００ｇ／Ｌ、更には５０～８０ｇ／Ｌの臭化物イオンと、５～２５ｇ／Ｌ、より好ましくは１０～２５ｇ／Ｌ、更には１５～２５ｇ／Ｌの銅と、０．０１～１０ｇ／Ｌ、より好ましくは０．０１～６ｇ／Ｌ、更には０．０１～２ｇ／Ｌの鉄を含む。
　上記の加温浸出工程により、酸性浸出液に硫化金属鉱等の金原料を溶解させて有価金属を浸出させることができる。微量含まれる金は、主要金属と一緒に浸出される。必要があれば固液分離後その残渣に含まれる金を同じくこの組成の酸性液で浸出する。
　硫化金属鉱を多段浸出するのであれば、同様の酸性浸出液を用いると後段では金の一部もしくは大半が溶解するので、これを金浸出後液として処理することも可能である。
＜酸化還元電位調整＞
　金浸出後液の酸化還元電位（ＯＲＰ）はおおむね５００ｍＶ程度もしくはそれ以下を示すが、これに酸化剤を添加して、ＯＲＰを調整することにより、金浸出後液中に含まれる一価の銅イオン濃度を低減させることができる。
　酸化還元電位の調整は、金浸出工程において金浸出後液中に金を十分に浸出させた後に行うことにより、系全体としての金の回収効率が向上する。
　酸化剤は、特に限定されないがコストの面から空気が使用される。また液温も特に限定されないが、金浸出が加温浸出であることと、酸化効率の面を考慮すると、金浸出後液の液温は４５℃以上に維持されるのが好ましく、より好ましくは５０℃以上である。
　ＯＲＰの上昇は、金浸出後液中の一価の銅イオンの減少を示す。一価銅は非常にソフトな元素として知られ活性炭に対する親和性が高く、金錯体の吸着と競合する。この一価銅の減少により活性炭中の吸着活性点は金に対する選択性が増すことで金の効率的な回収が達成される。
　ＯＲＰの調整は、５２０ｍＶ以上に調整することで、液中の一価銅濃度を低減させて金の活性炭への吸着率を向上させることができる。上限に特に制限はないが、調整に必要な時間及び一価銅の低減効率を考慮すると、５７０ｍＶ以下とするのが好ましく、より好ましくは５３０～５６０ｍＶに調整することが好ましい。
＜金吸着＞
　次に、酸性浸出液中の金を活性炭に接触させて吸着させる。金の活性炭への接触はバッチ回分式もしくは活性炭を充填した吸着塔に酸性浸出液を連続通液することで行ってもよい。
　バッチ式の場合は攪拌速度は指定されない。添加の活性炭量は金重量の５０倍～１００００倍となるように添加する。
　連続通液法式では特に通液速度は限定されない（一般的にはＳＶ１～２５）が活性炭の単位重量あたりの金吸着量が２００００～３００００ｇ／ｔとなった時点で活性炭は要求能力を満たさなくなる。そのため活性炭からの金のストリップや再生はこの吸着量を目安に行う。活性炭の再生は一般的に知られる硫黄化合物や窒素化合物、もしくは酸により行われ特に限定されない。
　本発明の実施の形態に係る金の回収方法によれば、金浸出の後、且つ、金浸出後液中の金の活性炭吸着の前に、酸化還元電位を調整して液中の一価の銅イオンの濃度を低減しておくことにより、金の単位吸着量をより多くすることができる。
　以下に本発明の実施例を示すが、以下の実施例に本発明が限定されることを意図するものではない。
（実施例１）
　５０ｇ／Ｌの塩化物イオン、８０ｇ／Ｌの臭化物イオン、１８ｇ／Ｌの銅、及び０．２ｇ／Ｌの鉄を含む酸性浸出液を用いて金原料中の金を浸出したところ、金浸出後液は、ＮａＣｌ：８４ｇ／Ｌ、ＮａＢｒ：１０３ｇ／Ｌ、Ｃｕ：２０ｇ／Ｌ、Ｆｅ：２ｇ／Ｌ、Ａｕ：８ｍｇ／Ｌ含有し、ｐＨは１．２であった。ＣｕＣｌを添加してＯＲＰを５１０ｍＶ以下に調整した。浸出後液を５５℃に加温し、空気を１分当たり０．４Ｌ吹き込みながら攪拌して各種ＯＲＰに調整した。この浸出液をヤシ殻由来活性炭（太平化学産業社製ヤシコールＭＣ）およそ１４ｍｌを充填したガラス製カラムに通し、金を活性炭に吸着させた。カラムの直径は１１ｍｍ、高さ１５０ｍｍとした。液の供給速度は１１．９ｍｌ／分、空間速度は５０（１／ｈ）とした。排出される吸着後液中の金を塩酸で希釈しＩＣＰ－ＡＥＳにより定量した。ＯＲＰと吸着後液の関係を図１に示す。
　ＯＲＰを５２０ｍＶ以上に調整した液では吸着後液に含まれる金濃度が著しく低下していることがわかる。ＯＲＰの上限は定めないものの過度に電位を上げても吸着後液の金の濃度は劇的に低下することはなく、少なくとも５２０ｍＶまで酸化すれば良いが過度の酸化を妨げるものではないことが分かる。
（実施例２）
　実施例１で使用した金浸出後と活性炭充填カラムとを用いて連続的に給液する中で、ＣｕＣｌの添加と空気吹込みによりＯＲＰを変化させて吸着後液の金濃度を測定した。結果を図２に示す。
　図２からもＯＲＰと金の活性炭への吸着の関係は明らかであり、金浸出後液はＯＲＰ５２０ｍＶ以上として活性炭と接触させると良好な金の回収が可能である。また、ＯＲＰに影響を与えているのはＣｕ（Ｉ）であることが分かる。
　Ｃｕ（Ｉ）は水溶液中では酸化を受けてＣｕ（ＩＩ）になりやすいが本系のような高濃度のハロゲン化物を含む水溶液では比較的安定に存在する。そのため空気吹き込み以外にも過酸化水素や次亜塩素酸といった酸化剤でＣｕ（Ｉ）を酸化しても同様の結果が得られると推定されるがコストや取り扱いの利便性を考慮すると空気吹込みが好ましい。

Claims (4)

  1. 　アニオンとして塩化物イオン及び／又は臭化物イオンを含み、カチオンとして銅を含む酸性浸出液を用いて、金を前記酸性浸出液中に浸出させ、金浸出後液を得る工程と、
    　前記金浸出後液中の金を活性炭に吸着させる工程と、
    　を含む金の回収方法であって、
    　前記金浸出後液中の金を活性炭に吸着させる前に、前記金浸出後液の酸化還元電位（参照電極、銀／塩化銀）を調整し、前記金浸出後液中の一価の銅イオン濃度を低減させる工程
    　を含むことを特徴とする金の回収方法。
  2. 　前記酸化還元電位（参照電極、銀／塩化銀）を５２０ｍＶ～５７０ｍＶに調整することを含む請求項１に記載の金の回収方法。
  3. 　前記酸化還元電位の調整が、空気の吹き込みにより調整することを特徴とする請求項１又は２のいずれかに記載の金の回収方法。
  4. 　前記酸性浸出液が、４０～２００ｇ／Ｌの塩化物イオン、２０～１００ｇ／Ｌの臭化物イオン、５～２５ｇ／Ｌの銅、及び０．０１～１０ｇ／Ｌの鉄を含み、ｐＨが０～１．９である請求項１～３のいずれか１項に記載の金の回収方法。
PCT/JP2013/074289 2012-09-11 2013-09-09 金の回収方法 Ceased WO2014042131A1 (ja)

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