説明

インジウム回収方法

【課題】系外(亜鉛製錬工程など)へインジウムを極力排出することのなく自工程でのインジウム実収率が高く且つ低コストのインジウム回収方法を提供する。
【解決手段】In、Cu、Cd等を含有する原料を浸出して酸浸出液を得る工程と、この液にS0を添加してCuの一部を硫化銅としたスラリーを得る1段目工程と、このスラリーに硫化剤を添加してCuの残部を硫化物として脱銅液と銅残渣を得る2段目工程と、脱銅液に硫化剤を添加して硫化物を得る硫化工程と、硫化物に酸溶液中でSO2ガスを吹き込みSO2浸出液とS0含有残渣を得るSO2浸出工程と、S0含有残渣をS0として1段目工程に繰り返す工程を有し、好ましくはさらに、SO2浸出液に亜鉛末を添加してスポンジを析出させる工程と、スポンジを浸出する工程と、浸出液に硫化剤を添加してCdを硫化物とし精製In溶液を得る工程と、精製In溶液を電解採取し高純度Inを得る工程とを有する。

【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【0001】
本発明は、インジウム含有物からのインジウムの回収方法に関するものである。
【背景技術】
【0002】
インジウム(In)は、III−V族化合物半導体としてInP、InAs等の金属間化合物に、あるいは錫をドープした酸化インジウム(ITO)として透明導電性薄膜の代表的な材料に利用されており、特にITOは、例えば、液晶ディスプレイ(LCD)、タッチパネル、太陽電池、調光ガラスの透明電極、及び凍結防止膜など幅広く利用されている。
【0003】
近年、液晶ディスプレイ等のフラットパネルディスプレイの普及に伴い、電極に用いられる透明導電膜の需要が急速に拡大しており、ITO原料であるインジウムの需要が非常に高まっている。
【0004】
元来、インジウムには主たる原料鉱石がなく、工業的には亜鉛製錬、鉛製錬の副産物、例えば、ばい煙中に濃縮されたインジウムを回収することにより生産されている。したがってインジウム回収の原料は、Zn(亜鉛)、Fe(鉄)、Cu(銅)、Al(アルミニウム)、Ga(ガリウム)、As(砒素)、Cd(カドミウム)等の金属不純物を多く含んでおり、またこれら金属成分以外にも微量に含まれる成分の種類が多い。
【0005】
したがって、これら金属不純物を除去し、高純度のインジウムを回収するには複雑な工程が必要となり、一般に上記インジウムの回収工程は、(A)pH(水素イオン指数)調整により水酸化物として沈殿させる方法、(B)硫化剤の添加により硫化物として沈殿させる方法、(C)金属Al、Zn、Cd、Zn−Cd合金等の粉末の添加により置換析出させる方法、(D)溶媒抽出によってインジウムを回収する方法、(E)イオン交換法によるインジウムの回収方法、等の化学精製方法と、電解製錬方法との組み合わせにより行なわれていた。しかしながら、これらいずれの化学精製方法においても、不純物金属の分離が不十分であるため、これと組み合わせる電解製錬方法も簡便な電解採取法(水溶液中に目的金属を浸出させておき不溶性の陽極を用いて電気分解し、一挙に陰極に高純度の金属を得る電気分解法)を採用できず、煩雑な電解精製法(粗金属を陽極に、高純度金属を陰極として電気分解して精製を行なう方法)を採用せざるを得なかった。
【0006】
この問題に対し、インジウム含有物を酸で浸出処理し、得られた酸浸出液に酸化還元電位を調整しながら硫化剤を添加して銅等のインジウム以外の金属を沈殿除去する脱銅工程により銅残渣として分離し、得られたインジウム含有水溶液に硫化剤を添加してインジウムを硫化物として沈殿濃縮させ、回収したインジウム硫化物に硫酸酸性下でSO2ガスを吹き込むSO2浸出工程によりインジウムを選択的に浸出させ、得られたインジウム含有浸出液のpHと溶存SO2濃度とを調整した後、金属粉を添加してインジウムスポンジを置換析出させ、該インジウムスポンジを塩酸で浸出し、得られた浸出液に硫化剤を添加してカドミウム等の残留金属イオンを沈殿除去し、得られた電解元液を電解して高純度の金属インジウムを得る方法が提案されている(特許文献1参照)。
【0007】
前記特許文献1に記載の方法では、インジウムを含む酸浸出液に含まれる主に銅の除去を硫化剤(H2S、NaSH)添加により行う方法が採用されている。この方法ではインジウムの一部が硫化物として銅残渣に入り、水洗処理では回収出来ず、系外(亜鉛製錬系統など)へ排出されていた。
【0008】
また、SO2で浸出する工程では、下式により硫化インジウム等を浸出し、この際に硫黄(S0)が主体の硫黄含有残渣が副生する。
2In23+6H2SO4+3SO2=2In2(SO43+9S0+6H2
この硫黄含有残渣には、未浸出の硫化インジウムが少量含まれ、水洗処理では回収できず、系外(亜鉛製錬系統など)へ排出されていた。
これら銅残渣や硫黄含有残渣に含まれる硫化インジウムは、系外(亜鉛製錬系統など)で処理される過程でその一部がロスする事になり、その結果、インジウムの実収率を低下させる原因となっていた。
【特許文献1】特許第3602329号公報
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【0009】
系外(亜鉛製錬工程など)へインジウムを極力排出することのない、自工程での実収率の高いインジウム回収方法を提供する。
【課題を解決するための手段】
【0010】
本発明者は、上記の課題を解決すべく、SO2で浸出する工程で発生する硫黄含有残渣を脱銅工程で用いる硫化剤として代用することに関し鋭意研究を続けた。その結果、反応温度が高いほど硫化反応が進み、またSO2ガスを溶存させることによりさらに反応性の向上が可能であり、さらに硫黄含有残渣に含有される硫化インジウムが浸出される現象を発見し、本発明に到達することができた。
【0011】
すなわち、本発明は第1に、インジウム、銅、カドミウムの各金属元素を含有するインジウム原料からインジウムを回収する方法において、該インジウム原料を酸で浸出して前記各金属元素を溶解した酸浸出液を得る工程と、該酸浸出液に硫黄含有物を添加して反応させ前記溶解している銅の一部を硫化銅とし硫化銅含有スラリーを得る1段目工程と、該硫化銅含有スラリーに硫化剤を添加して前記溶解している銅の残部を硫化物として固液分離し脱銅液と銅残渣を得る2段目工程と、該脱銅液に硫化剤を添加して固液分離しインジウム含有硫化物を得る硫化工程と、該インジウム含有硫化物に酸溶液中でSO2ガスを吹き込むなど還元剤を添加し固液分離して還元液と硫黄含有残渣を得る工程と、該硫黄含有残渣を前記硫黄含有物として前記1段目工程に繰り返す戻し工程と、を有することを特徴とするインジウム回収方法であり、第2に、インジウム、銅、カドミウムの各金属元素を含有するインジウム原料からインジウムを回収する方法において、該インジウム原料を酸で浸出して前記各金属元素を溶解した酸浸出液を得る工程と、該酸浸出液に硫黄含有物を添加して反応させ前記溶解している銅の一部を硫化銅とし硫化銅含有スラリーを得る1段目工程と、該硫化銅含有スラリーに硫化剤を添加して前記溶解している銅の残部を硫化物として固液分離し脱銅液と銅残渣を得る2段目工程と、該脱銅液に硫化剤を添加して固液分離しインジウム含有硫化物を得る硫化工程と、該インジウム含有硫化物に酸溶液中でSO2ガスを吹き込むなど還元剤を添加し固液分離して還元液と硫黄含有残渣を得る工程と、該硫黄含有残渣を前記硫黄含有物として前記1段目工程に繰り返す戻し工程と、前記SO2浸出液などの還元液にインジウムよりイオン化傾向の大きい金属粉を添加してインジウムスポンジを置換析出させ固液分離する工程と、該インジウムスポンジを酸で浸出し固液分離してスポンジ浸出液を得る工程と、該スポンジ浸出液に硫化剤を添加して溶解しているカドミウムを硫化物として固液分離し精製インジウム溶液を得るカドミウム除去工程と、該精製インジウム溶液を電解液として電解採取し高純度インジウムを得る工程と、を有することを特徴とするインジウム回収方法であり、第3に、前記1段目工程をSO2ガス溶存下で行なう前記第1または2に記載のインジウム回収方法である。
【発明の効果】
【0012】
本発明によると、SO2で浸出する工程で発生(副生)する硫黄含有残渣を硫黄含有物として、自工程内の1段目工程(2段目工程と併せて脱銅工程になる。)において用いることにより、副生する硫黄含有残渣中の硫化インジウムも回収できるなどの格別な効果を奏する。
【発明を実施するための最良の形態】
【0013】
インジウム含有物(インジウム原料)としては、インジウムを含有する限り、特に制限はなく、例えば、前述の亜鉛製錬や鉛製錬において生成する副生産物等が挙げられる。
以下、インジウム原料として湿式亜鉛製錬プロセスにおいて副生するインジウムを含有する中和石膏を用いた場合の本発明のインジウム回収方法の工程の流れについて、図1を参照しながら説明する。
【0014】
(1)酸浸出工程
酸浸出工程は、インジウム原料を酸で浸出処理し、インジウムと共に酸に可溶な銅、カドミウム等の金属元素を溶解し、酸浸出液を得る工程である。
ここで浸出処理に使用する酸としては、例えば、硫酸、塩酸、硝酸等が挙げられ、コスト面から硫酸が好ましい。
【0015】
図1では、前記インジウムを含有する中和石膏を硫酸で浸出処理することにより、インジウムとともに、銅、カドミウム等の酸に可溶な不純物金属元素が液中に浸出した酸浸出液が得られる。なお、前記酸浸出液は、不溶性石膏とのスラリーを形成している。
前記酸浸出処理により得られる前記酸浸出液の硫酸濃度としては、20〜40g/Lが好ましい。前記酸浸出液の硫酸濃度が20g/L未満であるとインジウムが沈殿することがあり、40g/Lを超えると酸性が強くなりすぎて後工程に影響し、インジウムの回収率が低下することがある。
【0016】
(2)1段目工程
1段目工程では、前記酸浸出液に硫黄含有物を添加して反応させ、溶解している銅(の一部)を硫化銅とし硫化銅含有スラリーを得る。この場合に硫黄含有物としてSO2浸出工程で発生する硫黄含有残渣を用いると、硫黄含有残渣中に含有されるインジウムを1段目工程で浸出することができ、インジウム回収率が向上する。
また、1段目工程においては、反応温度が高いほど硫化反応が進み、またSO2ガスを溶存させることによりさらに反応性が向上する。
【0017】
(3)2段目工程
2段目工程は、前記硫化銅含有スラリーに、Ag/AgCl電極で測定した場合の(「Ag/AgCl電極による」と言う。)酸化還元電位を+50〜+320mVに調整しながら硫化剤を添加する工程であって、この範囲に調整することによって、インジウムの沈殿を抑制し銅等の不純物を沈殿除去することができる。
前記硫化剤としては、例えば、H2S、NaSHなどが挙げられる。
なお、1段目及び2段目工程(すなわち脱銅工程)における液中の硫酸濃度は20〜40g/Lとすることが好ましい。
【0018】
前記酸浸出工程、1段目工程及び2段目工程により、前記中和石膏中に含まれるインジウムの90%以上が硫酸酸性溶液(脱銅液)中に移行する。
上記のように硫化剤を添加して銅等の不純物を硫化物とした後に例えば、フィルタープレス等を用いて沈殿物(銅残渣)と脱銅液とに固液分離する。この時、前記不溶性石膏が濾過助剤の働きをするため、一般には濾過性が悪い硫化物の濾過性が著しく改善される。
濾過により分離された前記銅残渣は、亜鉛製錬の工程へ送られる。
一方、得られた脱銅液の硫酸濃度は20〜40g/Lであることが好ましい。
ここで銅を除去した脱銅液を得るのは、次の工程において、銅の含有量が少ないことが好ましいためであり、脱銅液の銅含有量としては、1質量ppm以下であることが好ましい。
このように本発明により脱銅された液は銅が含まれないため、インジウムの回収が可能となり、従来の工程に問題なく付加または置換することで金属インジウムを回収することが可能となる。
【0019】
(4)硫化工程
硫化工程は、前記脱銅液に対し、Ag/AgCl電極を用いて酸化還元電位を測定しながら、該酸化還元電位が−20mVを超えて+300mVとなるまで、NaSH及びNa2Sから選択される硫化剤(ただし、硫酸を除く)を添加し、インジウムを硫化物として沈殿させる工程である。
該硫化工程においては、硫酸を添加しない。
【0020】
前記2段目工程で得られた前記脱銅液の酸化還元電位は+300mV程度であり、該酸化還元電位は、硫化剤の添加により低下していく。前記酸化還元電位が−20mV以下であると、液中にZnが溶解している場合にはその沈殿も著しく、インジウム沈殿選択性に乏しくなるため、前記酸化還元電位は−20mVを超えて300mVまでの範囲とする。
【0021】
この硫化工程は、20℃を超えて60℃未満の温度条件下で行われることが好ましい。20℃以下であると、インジウム選択性が低下することに加え、フィルタープレス等での濾過性が悪化することがある。また、60℃以上ではIn選択性が低下することがある。さらに、この温度範囲とすることにより、冷却設備が不要となるため好ましい。
【0022】
脱銅液に硫化剤を添加して反応させた後、フィルタープレス等を用いて固液分離し、硫化物として沈殿したインジウム(硫化インジウム)を回収し、液中に残る不純物(例えばZn、Fe、Al、Ga等)を含む濾液(硫化後液)を分離除去する。
なお、硫化工程におけるインジウム回収率は95%以上であり、濾液(硫化後液)は排水系統へ送られる。
【0023】
(5)SO2浸出工程
SO2浸出工程は、前記硫化工程で得られたインジウム含有硫化物に対し、硫酸酸性下でSO2ガスを吹き込むなど還元剤を添加することによりインジウムを選択的に浸出する工程である。
SO2ガスを吹き込みながら、酸化力を適度にコントロールすることにより、インジウムは浸出しつつ他の不純物の浸出を抑えることができる。
【0024】
インジウムを浸出した後、フィルタープレス等を用いて固液分離し、インジウム含有硫化物中のインジウムの90質量%以上が液中に移行したインジウム含有浸出液(SO2浸出液などの還元液)を回収し、ケーキ(硫黄含有残渣)を分離除去する。
【0025】
(6)硫黄含有残渣を繰返す工程
前記ケーキ(硫黄含有残渣)を、前記1段目工程に繰り返し、硫黄含有物として脱銅に供する。これに伴って、硫黄含有残渣中に含有されるインジウムが浸出され、系全体のインジウム回収率が向上する。
【0026】
(7)置換析出工程
置換析出工程は、前記インジウム含有浸出液のpHを1〜3.5の範囲内に調整し、空気吹き込みによって該インジウム含有浸出液中に溶存するSO2の濃度を0.05〜0.3g/Lに調整した後、インジウムよりイオン化傾向の大きい金属粉を添加し、インジウムスポンジを置換析出させる工程である。
【0027】
前記インジウム含有浸出液のpHは、アルカリ(例えば、苛性ソーダ等)で中和することにより1〜3.5の範囲に調整する。pHが1より低いと、置換剤として加える金属粉の使用量が過剰に必要となり、pHが3.5を超えると、インジウムが水酸化物を生成してしまうことがある。
【0028】
前記金属粉としては、インジウムよりイオン化傾向の大きい金属の粉末が挙げられ、例えば、亜鉛末等が挙げられる。前記金属粉を添加することにより、インジウムスポンジを置換析出させる。
【0029】
置換析出させた後、フィルタープレス等を用いて、前記インジウムスポンジと置換後液に固液分離する。
なお、置換析出工程において、浸出にSO2を使用しているため、前記インジウム含有浸出液(SO2浸出液)中には、SO2が溶存しているが、該溶存しているSO2濃度を0.05〜0.3g/Lにコントロールすることにより、置換析出される前記インジウムスポンジの塊状化を防止することができ、粉状のインジウムスポンジを得ることができる。
前記置換後液は、前記硫化工程に繰り返されて液中に残留しているインジウムが回収される。
【0030】
(8)スポンジ浸出工程
スポンジ浸出工程は、前記インジウムスポンジを、浸出液のpHが0.5〜1.5の範囲内、かつAg/AgCl電極使用で酸化還元電位が−400〜−500mVの範囲内にあるように塩酸を添加して塩酸浸出する工程である。
【0031】
前記スポンジ浸出の後、フィルタープレス等を用いて、スポンジ中のインジウムの90質量%以上が液中に移行したスポンジ浸出液と浸出残分(スポンジ滓)とに固液分離する。
浸出残分(スポンジ滓)には、Cd、Pb、Ni、As等の微量金属が濃縮され、前記スポンジ浸出液から除去される。なお、該浸出残分(スポンジ滓)は前記SO2工程に繰り返されて残留しているインジウムが回収される。
【0032】
(9)カドミウム除去工程
カドミウム除去工程は、前記スポンジ浸出液に硫化剤を(例えば、H2Sガス)添加し、Cd、As等の残留金属イオンを沈殿除去して電解用の精製インジウム溶液を得る工程である。
前記硫化剤添加後、フィルタープレス等を用いて、スポンジ浸出液中のインジウムの90質量%以上が液中に移行した精製インジウム溶液と、ケーキ(カドミ残渣)とに固液分離し、精製インジウム溶液を電解元液として回収する。なお、ケーキ(カドミ残渣)は、前記SO2工程に繰り返されて残留しているインジウムが回収される。
【0033】
(10)電解採取工程
電解採取工程は、前記精製インジウム溶液を電解液として電解採取し高純度の金属インジウムを得る工程である。
電解採取は、例えば、アノードにDSA(寸法適格陽極)、カソードにTi板を用いて行ない、これにより高純度の金属インジウムが得られる。
【実施例】
【0034】
以下、本発明の実施例について説明するが、本発明はこの実施例の記載に何ら限定されるものではない。
【0035】
[実施例1]
本発明においては、インジウム原料として特に限定されることなく多種のものを広く採用し得るが、ここでは湿式亜鉛製錬に際して副生する中和石膏に適用する場合について説明する。なお、本発明方法によるインジウム回収の工程を図1に示す。
【0036】
本発明者は、上記実操業で発生(副生)する硫黄含有残渣(硫黄残渣とも言う。)を用いて、インジウムと銅を溶解している酸溶液から脱Cuする場合の最良の脱Cu条件を求めた。
この条件を求めるに当たっては、その効果を明確に知る目的で、Cu濃度が既知でかつInを全く含まず、さらに酸濃度は実操業に準ずる人造液を用いることとした。人造液の作成方法は以下の通りである。
すなわち、純水に硫酸を添加して現場浸出液の硫酸濃度である35g/Lに調整し、これに、試薬硫酸銅を添加してCu濃度を1667mg/Lとした。
【0037】
また、硫黄残渣は、含有するInの挙動を明確にする目的で、イオンとして付着しているInを全て洗い落としてから用いることとした。なお、実業においては、ここまでInを除去する必要はない。硫黄残渣の調整は以下の通りである。
すなわち、実操業現場の硫黄残渣をサンプリングし、pH2.5の硫酸酸性水で洗浄と濾過を繰り返し濾液にInが検出されなくなる(<1mg/L)まで実施し、洗浄硫黄残渣を得た。
この洗浄硫黄残渣の水分は39.1%であり、品位はCu 138ppm、In 10581ppm、S 71.2質量%であった。
【0038】
まず、温度の影響について調べた。反応条件、及び、結果は以下の通りである。
上記人造液(元液)200ccに上記洗浄硫黄残渣13.8g・wetを添加し1時間スターラー撹拌してから濾過・サンプリングした。得られた残渣(銅残渣)は、pH2.5の硫酸酸性水で繰り返し洗浄し、付着のInを洗い落としてから分析へ供した。
尚、上記の元液と洗浄硫黄残渣の配合比率は、実操業現場の発生量に準じたものである。なお、反応温度は50、60、65、70℃の4水準とした。その結果の濾液(脱銅液)の濃度と残渣(銅残渣)の品位と重量をそれぞれ表1、表2に示す。
【0039】
【表1】

【0040】
【表2】

【0041】
以上のように、SO2浸出工程で発生する硫黄残渣を用いて、インジウムと銅を溶解している酸溶液から脱銅することは可能であり、反応温度(液温)が高い程、反応性が向上することが分かる。なお、実操業では、その効果が明瞭となる60℃以上が好ましい。
また、ろ液にはInが検出され、かつ残渣中のIn品位が低下したことから、硫黄残渣中に残留する硫化インジウムは溶出し、回収できることが明らかである。
【0042】
[実施例2]
次に、SO2ガス溶存の効果を調べた。
試験に当たっては、実施例1よりも硫黄残渣の配合を減らし、特に元液からのCu除去の効果を明確にして調べた。なお、元液は、実施例1の人造液を用いた。
また、試験に用いた硫黄残渣は、実操業現場からサンプリングしたものであり、pH2.5の硫酸酸性水で洗浄と濾過を繰り返し、濾液にInが検出されなくなる(<1mg/L)まで実施した。この洗浄硫黄残渣の水分は47.6%であり、Sを72.5質量%含有するものであった。
【0043】
配合は、元液200ccに対して、洗浄硫黄残渣8.3g・wetであり、反応時間は1時間である。
SO2は、試薬Na2SO3を用い、反応の1倍当量、及び2倍当量を添加した。尚、Na2SO3は、反応開始から添加した。
その結果には、SO20当量(Na2SO3無添加)の場合も比較として示した。脱銅後の濾液の濃度と銅除去率を表3に示し、反応温度、SO2添加量と銅除去率との関係図を図2に示した。
【0044】
【表3】

【0045】
以上によって、反応温度も効果的であるが、さらにSO2が共存すれば、Cu除去の反応性を著しく向上させることが見出された。
尚、実施例2では、SO2の効果を調べる目的で試薬Na2SO3を用いたが、実操業では、反応槽内へ直接SO2ガスを吹き込むことで、その効果は達成される。
【0046】
[実施例3]
インジウムと銅を溶解している酸溶液(湿式亜鉛製錬において副生した中和石膏を酸浸出して得られた液。処理元液とも言う。)に対し、先ず硫黄残渣を添加して反応させた後、次いでNaSH溶液を添加して所定液電位値まで硫化し、その状況を見る。
処理元液となるインジウムと銅を溶解している酸溶液の濃度は、銅3057mg/L、インジウム5693mg/L、亜鉛34610mg/L、硫酸33g/Lであった。
また、この試験に用いた硫黄残渣は、湿式亜鉛製錬の実操業で副生した硫黄残渣からサンプリングしたものを、pH2.5の硫酸酸性水で洗浄と濾過を繰り返し、濾液にInが検出しなくなる(<1mg/l)まで実施したものである。
この洗浄硫黄残渣の水分は42.0%であり、品位はCu83ppm、In8933ppm、S74.1質量%であった。
【0047】
上記のインジウムと銅を溶解している酸溶液(処理元液)900ccを1Lビーカーに入れて次の処理を行なった。
(1)1段目処理
撹拌は、インペラー(3枚羽)撹拌で、バッフル1枚を備え、恒温槽を使用して液温を65℃とした。
硫黄残渣添加量は、上記の洗浄硫黄残渣62.1g・wetとした。また、SO2は、反応の1倍当量に相当する量のNa2SO3を洗浄硫黄残渣の添加後すぐに添加し反応開始とした。反応時間は1時間とした。
【0048】
(2)2段目処理
1段目処理を行なって得られたスラリーに、硫化剤添加の2段目浄液処理を行なった。
硫化剤は水硫化ソーダ150g/Lの濃度の水溶液を使用した。硫化条件は、液電位(酸化還元電位)が300mV(Ag/AgCl電極基準)に達するまで 上記NaSH溶液を添加した。反応時間は1時間とし、反応温度は65℃とした。尚、添加したNaSH溶液は5.6ccであった。
反応終了後、得られたスラリーを濾過し、得られた残渣をpH2.5の硫酸酸性水で洗浄と濾過を繰り返し、濾液中にInが検出されなくなる(<1mg/l)まで洗浄した。得られた濾液中のCu濃度は3mg/Lであり、また残渣(銅残渣)は以下の表4の通りであった。
【0049】
【表4】

【0050】
[比較例1]
従来の硫化剤(NaSH)のみによる脱Cuの状況を見る。
処理元液は実施例3と同じ処理元液を用いた。
上記のインジウムと銅を溶解している酸溶液(処理元液)900ccを1Lビーカーに入れて次の処理を行なった。
撹拌は、インペラー(3枚羽)撹拌で、バッフル1枚を備え、恒温槽を使用して液温を65℃とした。
硫化剤は水硫化ソーダ150g/Lの濃度の水溶液を使用した。硫化条件は、液電位(酸化還元電位)が300mV(Ag/AgCl電極基準)に達するまで 上記NaSH溶液を添加した。反応時間は1時間とし、反応温度は65℃とした。尚、添加したNaSH溶液は42.8ccであった。
反応終了後、得られたスラリーを濾過し、得られた残渣をpH2.5の硫酸酸性水で洗浄と濾過を繰り返し、濾液中にInが検出されなくなる(<1mg/l)まで洗浄した。得られた濾液中のCu濃度は4mg/Lであり、また残渣(銅残渣)は以下の表5の通りであった。
【0051】
【表5】

【0052】
次に、実施例3と比較例1を対比する。
(1)インジウムのロス・・・硫化インジウム(In23)としてのロス(自工程での未回収分)の比較
[実施例の場合]従来法(比較例)では、硫黄残渣中の硫化インジウムはロスにカウントされるが、本発明(実施例)では単体硫黄含有物として硫化剤の一部代替として使用する。この時、硫黄残渣中の硫化インジウムの一部は溶出する。さらに、硫化剤(例えばNaSH)の使用量が減るので、硫化剤によるインジウムの硫化によるロスも減る。実施例での硫化インジウムとしてのロスIn量は、
39870×3979÷1000000=158.6mg・・・a
[比較例の場合]比較例では、硫黄残渣中の硫化インジウムはそのままロスにカウントされる。このロスIn量は、
62.1×(1−0.42)×1000×8933÷1000000=321.7 mg ・・・b
また、NaSH添加により硫化されたロスIn量は、
6525×4816÷1000000=31.4 mg ・・・c
したがって、比較例(従来法)での工程からの硫化インジウムとしてのロスIn量は、
b+c=353.1 mg ・・・d
以上の計算結果より、本発明方法(実施例)によれば、従来法(比較例)に比し工程からの硫化インジウムとしてのロスIn量は、
(d−a)/d×100=55.08 %
低減される。
【0053】
(2)硫化剤の使用量の比較
本発明法(実施例)は従来法(比較例)に比し、硫化剤(NaSHなど)を削減することができる。例えば、比較例1から実施例3に変更することによる硫化剤(NaSH)の削減率は、
(42.8cc−5.6cc)÷42.8cc×100=86.7=87%
である。
【0054】
(3)銅残渣の濾過性(脱水性)・洗浄性の比較
本発明法(実施例)は従来法(比較例)に比し、銅残渣の濾過性(脱水性)・洗浄性を向上させることができる。例えば、比較例1の銅残渣の水分は72.4%であるが、実施例3の銅残渣の水分は35.8%である。
本発明では、発生する銅残渣の主体は硫黄含有残渣のS0であり、これが濾過助剤となり濾過性、さらには解砕性が改善され、付着Inイオンの水による洗浄効率が飛躍的に向上する。
【図面の簡単な説明】
【0055】
【図1】本発明のインジウム回収方法の各工程の流れを示すフロー図である。
【図2】銅等除去工程における反応温度、SO2添加量と銅除去率との関係を示すグラフである。

【特許請求の範囲】
【請求項1】
インジウム、銅、カドミウムの各金属元素を含有するインジウム原料からインジウムを回収する方法において、該インジウム原料を酸で浸出して前記各金属元素を溶解した酸浸出液を得る工程と、該酸浸出液に硫黄含有物を添加して反応させ前記溶解している銅の一部を硫化銅とし硫化銅含有スラリーを得る1段目工程と、該硫化銅含有スラリーに硫化剤を添加して前記溶解している銅の残部を硫化物として固液分離し脱銅液と銅残渣を得る2段目工程と、該脱銅液に硫化剤を添加して固液分離しインジウム含有硫化物を得る硫化工程と、該インジウム含有硫化物に酸溶液中で還元剤を添加し固液分離して還元液と硫黄含有残渣を得る工程と、該硫黄含有残渣を前記硫黄含有物として前記1段目工程に繰り返す戻し工程と、を有することを特徴とするインジウム回収方法。
【請求項2】
インジウム、銅、カドミウムの各金属元素を含有するインジウム原料からインジウムを回収する方法において、該インジウム原料を酸で浸出して前記各金属元素を溶解した酸浸出液を得る工程と、該酸浸出液に硫黄含有物を添加して反応させ前記溶解している銅の一部を硫化銅とし硫化銅含有スラリーを得る1段目工程と、該硫化銅含有スラリーに硫化剤を添加して前記溶解している銅の残部を硫化物として固液分離し脱銅液と銅残渣を得る2段目工程と、該脱銅液に硫化剤を添加して固液分離しインジウム含有硫化物を得る硫化工程と、該インジウム含有硫化物に酸溶液中で還元剤を添加し固液分離して還元液と硫黄含有残渣を得る工程と、該硫黄含有残渣を前記硫黄含有物として前記1段目工程に繰り返す戻し工程と、前記還元液にインジウムよりイオン化傾向の大きい金属粉を添加してインジウムスポンジを置換析出させ固液分離する工程と、該インジウムスポンジを酸で浸出し固液分離してスポンジ浸出液を得る工程と、該スポンジ浸出液に硫化剤を添加して溶解しているカドミウムを硫化物として固液分離し精製インジウム溶液を得るカドミウム除去工程と、該精製インジウム溶液により電解採取しインジウムを得る工程と、を有することを特徴とするインジウム回収方法。
【請求項3】
前記1段目工程をSO2ガス溶存下で行なう、請求項1または2に記載のインジウム回収方法。

【図1】
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【図2】
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【公開番号】特開2007−270262(P2007−270262A)
【公開日】平成19年10月18日(2007.10.18)
【国際特許分類】
【出願番号】特願2006−97423(P2006−97423)
【出願日】平成18年3月31日(2006.3.31)
【出願人】(000224798)DOWAホールディングス株式会社 (550)
【Fターム(参考)】