(57)【要約】【課題】  含銅硫化物を硫酸を用いて浸出する湿式銅製錬プロセスにおいて、プロセスで使用する硫酸量、中和剤を削減し、併せて工程を簡略化する銅の回収方法を提供する。【解決手段】  銅と鉄を含有する硫化物から銅を分離、回収する銅の回収方法であって、以下の（１）、（２）の工程を有することを特徴とするものである。（１）銅と鉄を含有する硫化物と、一価の陽イオンを含有する硫酸溶液とを混合したスラリーを１０２℃以上１８０℃以下の温度範囲に維持しながら、前記スラリーに酸素または空気を吹き込み、次いで酸素または空気を吹き込まれたスラリーを、浸出液と浸出残渣に固液分離する浸出工程。（２）前記浸出液を、電解始液として電解採取を行い、電解廃液と電着銅とに分離する電解工程。【選択図】図１
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【特許請求の範囲】
【請求項１】
銅と鉄を含有する硫化物から銅を分離、回収する銅の回収方法であって、
以下の（１）、（２）の工程を有することを特徴とする。
（１）銅と鉄を含有する硫化物と、一価の陽イオンを含有する硫酸溶液とを混合したスラリーを１０２℃以上１８０℃以下の温度範囲に維持しながら、酸素または空気を吹き込んで浸出スラリーを形成し、次いで前記浸出スラリーを浸出液と浸出残渣に固液分離する浸出工程。
（２）前記浸出液を、電解始液として電解採取を行い、電解廃液と電着銅とに分離する電解工程。
【請求項２】
前記一価の陽イオンが、水素イオンと、ナトリウムイオン、カリウムイオン、アンモニウムイオンのいずれか一種類以上のイオンとを組み合わせた一価の陽イオンであることを特徴とする請求項１記載の銅の回収方法。
【請求項３】
前記スラリーが、前記電解廃液にナトリウム、カリウム、アンモニウムの水酸化物、炭酸塩、炭酸水素塩の内いずれか１種類以上を添加して形成したスラリーであることを特徴とする請求項１記載の銅の回収方法。
【請求項４】
前記電解廃液の遊離硫酸濃度が、前記硫酸溶液に含有する遊離硫酸濃度と同じ濃度になるように、一価の陽イオンである水素イオンと、ナトリウムイオン、カリウムイオン、アンモニウムイオンの中からいずれか一種類以上のイオンとを組み合わせた一価の陽イオンの含有量を調整することを特徴とする請求項３記載の銅の回収方法。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は、銅と鉄を含有する硫化物から湿式法により銅を回収する製錬プロセスに用いられる銅硫化物からの銅の回収方法に関するものである。
【背景技術】
【０００２】
銅精鉱や銅鉱石などの硫化銅鉱物や中間原料などの含銅硫化物から、湿式法により銅を製錬する湿式銅製錬プロセスは、含銅硫化物中の銅を溶液に浸出する際に用いる液の種類によって、塩化系と硫酸系のプロセスに大別できる。
【０００３】
塩化系のプロセスは、塩化物やその他のハロゲン化合物などを含有する溶液を用い、塩素ガスなどの酸化剤を併用して銅を溶液中へ浸出するものである。一方、硫酸系のプロセスは、硫酸や硫酸塩の溶液を用いて酸素や空気などの酸化剤を併用して銅を溶液中へ浸出するものである。
【０００４】
このような塩化系および硫酸系いずれのプロセスを用いても、上記で得た銅を含有する浸出液は、溶媒抽出などの処理により浸出液中の鉄やヒ素などの不純物を分離、除去して最後に電解採取などの方法を用いて電着銅を回収するものである。
【０００５】
硫酸系のプロセスは、例えば特許文献１に開示されるように、硫酸を含有する水溶液中で酸素または空気を導入し銅の硫化鉱物中の銅を硫酸により酸化浸出する方法である。
特許文献１には、硫化銅鉱を加圧酸化し、さらに、硫酸溶液を用いて銅を浸出し、次に得た硫酸銅溶液を溶媒抽出によって銅を硫酸溶液から分離、電解採取して銅を回収する方法が示されている。この方法では、黄銅鉱を酸化浸出する際には、化１に示すように黄銅鉱に含有される銅１モルに対して２倍となる量の硫酸を添加し浸出する。
【０００６】
【化１】
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【０００７】
浸出により黄銅鉱に含有される銅は硫酸銅の形態、すなわち２価の銅イオンとして硫酸溶液中に存在する。また、黄銅鉱中に含有される鉄は、硫酸鉄の形態すなわち２価および一部は３価の鉄イオンとして硫酸溶液中に存在する。一部の２価鉄イオンは、化２に示すように、加水分解を受けて難溶性の三酸化二鉄（ヘマタイト）を生成し同時に硫酸を副生する。つまり、化１から化２の反応を考えると、黄銅鉱１モルを浸出するには１モルの硫酸が必要となる。
【０００８】
【化２】
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【０００９】
上記２価の銅イオンを含有する硫酸溶液は、三酸化二鉄を固液分離後、有機抽出剤を用いた溶媒抽出によって２価の銅イオンを有機抽出剤中へ抽出して不純物と分離し、同時に電解採取に適した高銅濃度の逆抽出液を得る処理が行なわれる。
【００１０】
特許文献１の方法では１モルの黄銅鉱を処理すると、浸出工程で１モルの硫酸が消費されるため硫酸を補給しなければならない。一方抽出工程では、溶媒抽出の反応により硫酸１モルが過剰に生じるため、溶媒抽出の反応を円滑に進めるには、副生した硫酸を随時中和する処理が必要となるなど硫酸と中和剤が無駄になっていた。
【００１１】
また、特許文献２では、銅の硫化鉱物に反応触媒として塩化物を添加し、２００〜２２０℃の温度域で酸素もしくは空気を吹き込んで酸化しながら加熱し、硫化鉱物に含有される硫黄を酸化して硫酸を生成させ、銅や鉄を硫酸溶液中に溶解させる浸出方法が示されている。
【００１２】
この方法は、化３に示すように、浸出する際は酸素だけを用い、鉱物中の硫黄分を硫酸塩の原料として利用するために、新たに硫酸を添加する必要はない。しかしながら、化４に示すように、浸出液中の硫酸鉄から酸化鉄が生じる際には硫酸が副生する。さらに、得た浸出液から溶媒抽出によって銅と不純物とを分離する必要があるので、抽出工程においても硫酸が副生し、浸出から電解採取までのプロセス全体としては、１モルの銅を処理するに伴って２モルの硫酸が副生するなど硫酸の処置を考慮する必要があった。
【００１３】
【化３】
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【００１４】
【化４】
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【００１５】
このように、銅の溶媒抽出工程では、銅を抽出する際に銅１モルの抽出に対して１モルの硫酸が副生するため、硫酸を無害化するには中和剤の添加が欠かせない。
その中和剤として、例えば、銅の酸化鉱を代用することもできる。酸化鉱を添加すると硫酸が硫酸銅になり中和と同じ効果が得られる。同時に酸化鉱中の銅も浸出される効果もあり有利である。しかし、酸化鉱が常に利用できるとは限らず、一般には消石灰などのアルカリを中和剤として用いる必要がある。このため、銅硫化物を硫酸系のプロセスにより湿式処理する場合、使用する硫酸および中和剤に要するコストが大きな課題となっていた。
【００１６】
また、特許文献３では１７０〜２３５℃で硫化銅鉱物を硫酸浸出後、過剰な酸を水で希釈し、ｐＨを１．２〜２．０の範囲に調整する方法が開示されている。しかしながら、液を希釈して酸濃度を低下させてｐＨを調整するには、膨大な希釈水の添加が必要となり、設備容量や水バランス、廃水処理の手間とコストなどを考えると、実用的な方法ではない。
【００１７】
以上のように、硫化銅を硫酸で浸出し、溶媒抽出によって銅とそれ以外の不純物を分離するプロセスにおいては、浸出時に硫酸を加え、一方で、溶媒抽出で生成した硫酸を中和する処理が必要となり、過大な設備が必要でコストの増加をもたらしていた。
【先行技術文献】
【特許文献】
【００１８】
【特許文献１】特開平１０−５１０５８５号公報
【特許文献２】特許３６０９４２１号公報
【特許文献３】特開２００７−２９７７１７号公報
【発明の概要】
【発明が解決しようとする課題】
【００１９】
本発明は、含銅硫化物を硫酸を用いて浸出する湿式銅製錬プロセスにおいて、プロセスで使用する硫酸、中和剤を削減し、併せて工程を簡略化する銅の回収方法の提供を目的とするものである。
【課題を解決するための手段】
【００２０】
上記課題を解決するための本発明の第１の発明は、銅と鉄を含有する硫化物から銅を分離、回収する銅の回収方法であって、以下の（１）、（２）の工程を有することを特徴とするものである。
（１）銅と鉄を含有する硫化物と、一価の陽イオンを含有する硫酸溶液とを混合したスラリーを１０２℃以上１８０℃以下の温度範囲に維持しながら、酸素または空気を吹き込んで浸出スラリーを形成し、次いで前記浸出スラリーを浸出液と浸出残渣に固液分離する浸出工程。
（２）前記浸出液を、電解始液として電解採取を行い、電解廃液と電着銅とに分離する電解工程。
【００２１】
本発明の第２の発明は、第１の発明における一価の陽イオンが、水素イオンと、ナトリウムイオン、カリウムイオン、アンモニウムイオンのいずれか一種類以上のイオンとを組み合わせた一価の陽イオンであることを特徴とする。
【００２２】
本発明の第３の発明は、第１の発明における、銅と鉄を含有する硫化物と、一価の陽イオンを含有する硫酸溶液とを混合したスラリーが、電解工程によってもたらされた電解廃液にナトリウム、カリウム、アンモニウムの水酸化物、炭酸塩、炭酸水素塩の内いずれか１種類以上を添加して形成したスラリーであることを特徴とする。
【００２３】
本発明の第４の発明は、第３の発明における電解廃液の遊離硫酸濃度が、前記硫酸溶液に含有する遊離硫酸濃度と同じ濃度になるように、一価の陽イオンである水素イオンと、ナトリウムイオン、カリウムイオン、アンモニウムイオンの中からいずれか一種類以上のイオンとを組み合わせた一価の陽イオンの含有量を調整して行われることを特徴とする請求項３記載の銅の回収方法。
【発明の効果】
【００２４】
本発明によれば、以下に示す工業上顕著な効果を奏するものである。
１．浸出液に含有される鉄イオンを鉄明礬石の形態で安定して分離できる。
２．電解採取で発生した電解廃液が、浸出工程において繰り返し使用できるために、製造コストの低減が図れる。
３．複雑な不純物分離工程を必要としないことから、製造工程の簡略化が図れ、設備投資の節減や生産効率の向上が図れる。
【図面の簡単な説明】
【００２５】
【図１】図１は本発明の回収方法の工程フロー図である。
【発明を実施するための形態】
【００２６】
本発明者らは、銅および鉄を含む硫化物を浸出する際、その浸出時の温度を特定の範囲に維持すると、硫黄の酸化が抑制されるだけでなく、浸出液中の鉄イオンと遊離硫酸が鉄明礬石（Ｊａｒｏｓｉｔｅ，Ｍ［Ｆｅ３（ＳＯ４）２］（ＯＨ）６  Ｍ：Ｈ３Ｏ＋もしくは一価金属陽イオン）を生成し、沈殿することを見出した。
【００２７】
このことは、この性質を利用し、鉄明礬石を生成させる条件で操業することで、鉄イオンを利用して過剰な硫酸を浸出液から分離できることを意味し、同時に、鉄明礬石を形成するための一価の金属陽イオンをあらかじめ添加して浸出することで鉄明礬石の生成量を制御し、浸出液に含まれる鉄イオンの量を低減することが可能であることを見出した。
【００２８】
本発明では、銅と鉄を含有する硫化物から銅を分離、回収する際に以下の２つの工程を有している。
（１）浸出工程：
銅と鉄を含有する硫化物と、一価の陽イオンを含有する硫酸溶液とを混合したスラリーを１０２℃以上１８０℃以下の温度範囲に維持しながら、酸素または空気を吹き込んで浸出スラリーを形成し、次いで、その浸出スラリーを浸出液と浸出残渣に固液分離する工程である。
（２）電解工程：
前記浸出液を電解始液として電解採取を行い、電解廃液と電着銅とに分離する工程である。
【００２９】
図１に本発明の回収方法の工程フロー図を示す。
本発明では、図１に示すように浸出工程、電解工程と、電解廃液（電解終液）を所定の濃度に中和後、再度浸出工程に供給する工程を有しても良い。
以下、各工程の内容を詳細に説明する。
【００３０】
〔浸出工程〕
１．一価陽イオン
ここで、あらかじめ添加する一価陽イオンは、カリウム、アンモニウム、ナトリウムの内いずれかが良い。さらに遊離硫酸がないと鉱石の浸出はできないので硫酸、すなわち水素イオンの共存も必要である。これらの一価陽イオンは浸出反応時に原料から溶出した鉄イオンが酸素によって酸化され、三価の鉄イオンとなる際に、鉄明礬石を形成し沈殿物として固定する。
この鉄イオンを固定する能力は、カリウム塩＞アンモニウム塩＞ナトリウム塩＞ヒドロニウム塩の順で大きく、溶存する鉄イオンの量は遊離硫酸濃度と鉄明礬石の溶解度で決定される。しかしながら、ヒドロニウム塩では遊離硫酸による再溶解が顕著で、鉄の固定が不十分となることが多い。
【００３１】
２．浸出条件
鉄と銅を含有する硫化物から銅を浸出する場合、所定の処理温度にスラリーを保持して、酸素または空気を吹き込んで酸化反応により硫酸銅の形態で銅を浸出するもので、その処理温度が１０２℃未満の温度で浸出を行うと硫化銅鉱の浸出時間が遅くなり、設備規模が過大となるなど効率の点で好ましくない。一方、１８０℃を超えた温度で浸出を行うと、硫黄の酸化が銅の浸出よりも優先的に進行し、遊離硫酸が多く発生するので鉄明礬石の生成が妨げられ、さらに生成した鉄明礬石が再溶解する問題もある。したがって、浸出温度は１０２℃以上、１８０℃以下の範囲とすることが適している。
【００３２】
その反応時間は、例えば１〜３時間程度であれば充分に反応を進めることができるが、実際には銅の浸出率や硫黄の酸化率を観察しながら適宜調整すればよい。また空気あるいは酸素の吹き込み量も同様に観察しながら適宜調整すればよい。
【００３３】
３．固液分離
反応容器から排出された浸出液と浸出残渣からなるスラリーは、ヌッチェ、デンバー、シックナー、遠心分離機、フィルタープレスなど既知の適当な１つ以上のろ過方法を用いて浸出液と浸出残渣とに固液分離する。
【００３４】
浸出工程では、硫化鉱物の浸出が進むに伴い遊離硫酸濃度は消費される。さらに鉄明礬石の生成が進行して浸出液中の鉄イオン及び硫酸イオンが残渣として固定され、遊離硫酸濃度は５〜２５ｇ／Ｌ程度、鉄イオン濃度は０．５〜２．５ｇ／Ｌ程度にまで低下する。
【００３５】
〔電解工程〕
１．遊離硫酸濃度
その浸出液から銅を回収する電解工程は、電気伝導度が高い方が電槽電圧が低下し電力コストを低減できる。このため電解始液に硫酸を添加する。硫酸の添加量は電解始液中の遊離硫酸濃度が７５〜１２０ｇ／Ｌ程度の範囲に維持することが望ましい。概ね１００ｇ／Ｌ前後の濃度であれば取り扱い、電圧などの観点で最適である。遊離硫酸濃度が７５ｇ／Ｌ未満の濃度では、電解液の電気伝導度が低く、電槽電圧が上昇し、電解コストが増加する。一方、遊離硫酸濃度が１２０ｇ／Ｌを超えた高い濃度にしても電気伝導度はあまり向上せず、むしろ電解液への銅の溶解度が低下し、硫酸銅の結晶として析出するなどの懸念が増加するので好ましくない。
なお、電解採取工程での操業条件は公知の方法を用いることができる。
【００３６】
〔電解廃液の再利用工程〕
１．電解廃液の中和処理
本発明では電解採取後に生じた電解廃液を部分的に中和し遊離硫酸濃度を調整して浸出工程に送り、浸出処理を繰り返す。
中和には、比較的安価に入手できるカルシウム塩を使用することもできるが、カルシウム塩は硫酸カルシウム（石膏）の沈殿を形成するため、固液分離を行う必要があり設備が複雑になる。また、発生する廃棄物量が増加したり、固液分離後の液から再析出して配管を閉塞させるなどの弊害もあり好ましくない。
【００３７】
２．中和剤
用いる中和剤には、カリウム、アンモニウム、ナトリウムの水酸化物、炭酸塩、炭酸水素塩のいずれかを使用し、石膏の発生を抑制するようにする。
その中和剤の添加量は、浸出する硫化物に含有される鉄の物量の三分の一モルに相当する量が、鉄明礬石の形で固定できる量に相当して好ましい。また、中和剤にはカリウム、アンモニウム、ナトリウムの内いずれかの一価陽イオンを含有するものを用いることができる。
なお、溶媒抽出を用いた既存のプロセスに対して、上記のように本発明では溶媒抽出工程による不純物の分離工程を設けなくても良い。
【００３８】
〔不純物の処理〕
銅鉱石や銅精鉱を硫酸溶液により浸出した場合、得られる浸出液中には目的とする銅イオンのほかに、鉄イオン、硫黄が酸化した硫酸イオン、さらに不純物としての砒素イオンなどが存在する。
この中で鉄イオンは、電解採取時に電流効率の低下をもたらすなどの弊害があるが、本発明の方法では鉄イオンは、鉄明礬石および鉄沈殿物として除去されるので電解始液に含有される鉄イオンの濃度は２ｇ/Ｌ以下の濃度にまで低減でき、実用上の問題はない。
また、浸出工程で鉄明礬石を生成する際に、存在した砒素イオンは鉄イオンと主に安定なスコロダイトとして固定され、分離して廃棄することが出来るので砒素による電着銅汚染の恐れもない。
【００３９】
その他の不純物として硫化物の種類によっては、亜鉛やマグネシウム、アルミニウムなどが存在する場合もあるが、これらは電位的に銅よりも卑な金属であるため、電解採取により銅と共析し、品質に影響することは小さい。なお、これら卑な金属がプロセス系内に蓄積し濃度が上昇した場合には、電解廃液の一部を中和して処分するなどによりプロセスへの影響を防止出来る。
【００４０】
また、本発明は、銅精鉱や黄銅鉱のような硫化銅鉱物に限定されず、銅と鉄を含有する硫化物であれば適用することができる。
【実施例】
【００４１】
以下、実施例を用いて本発明を詳細に説明する。
【実施例１】
【００４２】
銅２０．６％、鉄２５．７％、硫黄２４．６％の組成である黄銅鉱と黄鉄鉱の混合物から成る銅鉱物を湿式粉砕し、粒径１０μｍ以下の粒子が全体の８０%以上を占めるように粒度を調製した。
【００４３】
〔浸出工程〕
この粉砕した銅鉱物を乾燥重量に換算して７５ｇ相当になるように分取した。分取した銅鉱物を銅濃度３５．０ｇ／Ｌ、鉄濃度１．０ｇ／Ｌ、ナトリウム濃度４０．０ｇ／Ｌ、硫黄濃度７７．８ｇ／Ｌ（遊離硫酸濃度１００ｇ／Ｌ）の組成である水溶液１０００ｍｌ中に懸濁し、さらに界面活性剤としてリグニンスルホン酸ナトリウムを０．５ｇ／Ｌの濃度となるように添加し、スラリーを作製した。
【００４４】
このスラリーを容量３リットルの耐熱ガラス製容器に入れ、この容器が入るサイズのチタン製の圧力容器中に装入、密閉し、スラリーを攪拌、混合しながら１６５℃まで昇温した。昇温後の内圧は０．７ＭＰａだった。次に、酸素ガスを容器内に吹き込み、内圧を１．３ＭＰａにまで上昇させた。さらに上記温度を維持しながら攪拌を１時間継続して浸出スラリーを形成した。その間、圧力が低下した分は酸素ガスを吹き込んで１．３ＭＰａの一定圧力に維持した。
【００４５】
反応後の浸出スラリーをヌッチェと濾瓶を用いて濾過し、浸出液１０００ｍｌと浸出残渣１２５．６ｇ（乾燥重量）とに分けた。浸出液と浸出残渣中の銅、鉄を、それぞれＩＣＰを用いて分析した。また遊離硫酸濃度は、中和滴定によって求めた。
銅浸出率は、銅鉱物に含有された銅が浸出液中に溶出した量として算出した。
【００４６】
実施例１における浸出液中の銅濃度は４８．６ｇ／Ｌであり、銅の浸出率は９０．６％となった。また、鉄濃度は１．８ｇ／Ｌ、鉄の浸出率は４．３％となった。ナトリウム濃度は３５．５ｇ／Ｌ、遊離硫酸濃度は１５．４ｇ／Ｌであった。
【００４７】
〔電解工程〕
次に、この浸出液に硫酸を７５ｇ添加した電解始液を液温度５７℃から６２℃の範囲に維持し、鉛製のアノードとステンレス製のカソードとを電極に用い、電流密度３００Ａ／ｍ２となる電流で通電して、電解液中の銅をカソード上に電析させた。電解液中の銅濃度が３５ｇ／Ｌになった時点で通電を止め停電した。そこでカソードを引揚げ、電着した銅を剥ぎ取って洗浄した。回収した銅の重量から、電流効率を求めたところ、８４％となった。停電時の遊離硫酸濃度は、１１４ｇ／Ｌであった。
【００４８】
〔電解廃液の再利用工程〕
電解終液１０００ｍｌに炭酸ナトリウム１０．６ｇを添加、中和した。この中和した液の遊離硫酸濃度は１００ｇ／Ｌとなり、浸出始液として再生されたことになる。
【００４９】
そこで、この再生した浸出始液を用いて、再び上記と同一種の銅鉱物を用い、新たな硫酸を添加することなく、その他の条件は同じとして浸出を行った。浸出液中の銅濃度は４８．０ｇ／Ｌであり、一方遊離硫酸濃度は１５．０ｇ／Ｌまで低下した。このことから用いた電解廃液（電解終液）が次回の浸出始液として用いることができることを確かめられた。
その結果をまとめて表１に示す。
【００５０】
【表１】
2011195878.tif 000007
【実施例２】
【００５１】
実施例１と同じ銅鉱物を用い、粉砕した銅鉱物を乾燥重量に換算して７５ｇ相当になるように分取した。分取した銅鉱物を銅濃度３５．０ｇ／Ｌ、鉄濃度１．０ｇ／Ｌ、カリウム濃度４０．０ｇ／Ｌ、硫黄濃度７７．８ｇ／Ｌ（遊離硫酸濃度１００ｇ／Ｌ）の組成である水溶液１０００ｍｌ中に懸濁し、さらに界面活性剤としてリグニンスルホン酸ナトリウムを０．５ｇ／Ｌの濃度となるように添加し、スラリーを作製した。また、電解廃液の再利用工程における添加する１価の陽イオンをカリウム２２．５ｇとした以外は、実施例１と同様に銅の回収を行った。
【００５２】
浸出液中の銅濃度は４９．４ｇ／Ｌであり、銅の浸出率は９３．２％であった。また、鉄濃度は１．０ｇ／Ｌ、鉄の浸出率は０．０％となった。１価の陽イオン濃度は１７．９ｇ／Ｌ、遊離硫酸濃度は１４．６ｇ／Ｌであった。一方、電解廃液利用時の浸出液銅濃度は４８．８ｇ／Ｌ、遊離硫酸濃度は１５．３ｇ／Ｌであった。まとめて表１に合わせて示す。
【００５３】
（比較例１）
銅鉱物からの浸出温度を２００℃まで昇温した以外は、電解廃液の再利用工程以外は実施例１と同じ条件で銅の回収を行った。
浸出液中の銅濃度は５０．０ｇ／Ｌであり、銅の浸出率は９７．１％であった。また、鉄濃度は１３．５ｇ／Ｌ、鉄の浸出率は６４．９％となった。１価の陽イオン濃度は３８．２ｇ／Ｌ、遊離硫酸濃度は１０９．１ｇ／Ｌであった。これらをまとめて表１に併せて示す。
なお、上記から明らかなように浸出液の鉄濃度・遊離硫酸濃度が高いことから電解廃液の再利用は困難であるとして電解廃液の再利用工程は行わなかった。
【００５４】
（比較例２）
電解廃液の再利用工程において、１価の陽イオンの含有量の調整を行わずに電解廃液を浸出始液として用いた以外は、実施例１と同じ条件で銅の回収を行った。
浸出液中の銅濃度は４８．３ｇ／Ｌであり、銅の浸出率は８６．６％であった。また、鉄濃度は２．８ｇ／Ｌ、鉄の浸出率は９．３％となった。１価の陽イオン濃度は３２．３ｇ／Ｌ、遊離硫酸濃度は２２．４ｇ／Ｌであった。まとめて表１に併せて示す。
なお、上記から明らかなように比較例１と同様、浸出液の鉄濃度・遊離硫酸濃度が高いことから電解廃液の再利用は困難であるとして電解廃液の再利用工程は行わなかった。
【００５５】
以上、本発明の方法により、浸出時の温度、脱鉄時の温度条件の最適化により、浸出から銅電解採取まで実施できることは明らかである。
【図１】
2011195878.tif 000008