JP2012201920A - Method for treating copper concentrate - Google Patents
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Abstract
Description
本発明は、銅精鉱の処理方法に関する。 The present invention relates to a method for treating copper concentrate.
銅鉱山で産出される銅鉱石は、主に硫化鉱である。硫化鉱を大別すると、輝銅鉱（Ｃｕ２Ｓ）、銅藍（ＣｕＳ）などの鉱物を主体とした比較的高銅品位の二次硫化鉱と、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を主体とする初生硫化鉱とに分けられる。近年、銅鉱山で採取される銅鉱石は、後者主体となっている。その結果、鉄、硫黄などの不純物が増加し、銅品位は低下傾向にある。このことは、鉱山で銅製錬向けに生産する銅精鉱の銅品位の低下、鉄分、硫黄分などの増加などの要因となる。 Copper ore produced in copper mines is mainly sulfide ore. Roughly categorizing sulfide ores, relatively high copper grade secondary sulfide ores, mainly composed of minerals such as chalcocite (Cu 2 S) and copper indigo (CuS), and the first generation mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) Divided into sulfide ores. In recent years, copper ores collected at copper mines are mainly the latter. As a result, impurities such as iron and sulfur increase, and the copper quality tends to decrease. This causes factors such as a decline in the copper quality of copper concentrate produced for copper smelting in the mine and an increase in iron and sulfur content.
一般に、銅精鉱の製錬を経て、銅は製品電気銅として、鉄分はスラグとして、硫黄分は硫酸として回収される。近年の銅精鉱の低品位化は、銅製錬プロセスにおける製造コストの上昇を招く。さらに国内の銅製錬業においては、銅製錬で生じるスラグおよび硫酸の需給悪化に見舞われ、多くが採算の合わない輸出に向けられており、事業収益を圧迫している。今後さらに銅精鉱の銅品位低下が進めば、これらスラグおよび硫酸の問題が顕著となり、事業存続にも影響を及ぼすと考えられる。 In general, after refining copper concentrate, copper is recovered as product electrolytic copper, iron is recovered as slag, and sulfur is recovered as sulfuric acid. The recent reduction in the quality of copper concentrate causes an increase in production costs in the copper smelting process. Furthermore, in the domestic copper smelting industry, the supply and demand of slag and sulfuric acid generated by copper smelting has been affected, and many are directed to unprofitable exports, putting pressure on business profits. If the copper grade of copper concentrate further declines in the future, these slag and sulfuric acid problems will become prominent, and it is thought that this will affect the business continuity.
これらの問題を解決する一手段として、銅精鉱の予備処理法の応用がある。予備処理法とは、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を主体とする銅精鉱粒子を硫黄（Ｓ）とともに所定の温度で反応させ、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とで構成される精鉱粒子に硫化変換する処理のことである。この硫化変換反応は、浸出が困難な黄銅鉱を比較的浸出が容易な形態にするという意味で湿式製錬の前処理法として知られているが、予備処理から湿式製錬までのトータルコストの観点から現状普及していないプロセスである。 One means for solving these problems is the application of a copper concentrate pretreatment method. In the pretreatment method, copper concentrate particles mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) are reacted with sulfur (S) at a predetermined temperature, and refined composed of copper indigo (CuS) and pyrite (FeS 2 ). It is a process of sulfidizing into mineral particles. This sulfide conversion reaction is known as a pretreatment method for wet smelting in the sense that chalcopyrite, which is difficult to be leached, becomes a relatively easy leaching form. This is a process that is not widely used from the viewpoint.
上記問題を解決する他の手段として、硫黄による硫化変換反応後の銅藍と黄鉄鉱とを選別し、銅藍主体の高銅品位精鉱として乾式製錬に供する方法がある（例えば、特許文献１参照）。特許文献１では、銅藍と黄鉄鉱との選別において、静電的方法、重力的方法、磁気的方法、風力的方法、粒径的方法、ハイドロサイクロン法、浮遊選鉱あるいはこれらの組み合わせにより行うことが開示されている。
As another means for solving the above problem, there is a method of selecting copper indigo and pyrite after sulfur conversion reaction with sulfur and subjecting them to dry smelting as a high copper grade concentrate mainly composed of copper indigo (for example, Patent Document 1). reference). In
しかしながら、特許文献1では、銅藍と黄鉄鉱とを選別する具体的な方法については記述されていない。
However,
本発明は上記の課題に鑑み、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収することができる銅精鉱の処理方法を提供することを目的とする。 An object of this invention is to provide the processing method of the copper concentrate which can collect | recover copper concentrate with high Cu quality efficiently and economically in view of said subject.
本発明に係る銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱し、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する第１分離工程と、前記Ｃｕ品位の高い精鉱および前記Ｆｅ品位の高い精鉱のいずれか一方、または両者に対して独立して浮遊選鉱処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する第２分離工程と、を含むことを特徴とするものである。本発明に係る銅精鉱の処理方法においては、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる。 In the copper concentrate treatment method according to the present invention, the copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) is sulphided and then ground, and the Cu concentrate is subjected to a sorting process based on the particle size difference and the specific gravity difference. A first separation step for separating a high-grade concentrate and a high-quality Fe concentrate, and independently of either or both of the high-Cu concentrate and the high-Fe concentrate And a second separation step of separating the concentrate with a high Cu grade and the concentrate with a high Fe grade by performing a flotation process. In the copper concentrate processing method according to the present invention, it is possible to efficiently and economically recover copper concentrate with high Cu quality.
前記第１分離工程において、前記Ｃｕ品位の高い精鉱の５０％粒子径を５μｍ〜１５μｍとし、前記Ｆｅ品位の高い精鉱の５０％粒子径を３５μｍ〜５５μｍとしてもよい。前記浮遊選鉱処理において、捕集剤としてブチルザンセートを用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、浮遊選鉱処理の対象とする精鉱１ｔに対し、ブチルザンセート添加量を１０〜２０００ｇの範囲としてもよい。 In the first separation step, the 50% particle size of the concentrate with high Cu grade may be 5 μm to 15 μm, and the 50% particle size of the concentrate with high Fe grade may be 35 μm to 55 μm. In the flotation process, butyl xanthate may be used as a collecting agent. In the flotation process, the amount of butyl xanthate added may be in the range of 10 to 2000 g with respect to 1 t of concentrate to be subjected to the flotation process.
前記浮遊選鉱処理において、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ２）を用いてもよい。前記浮遊選鉱工程に供する精鉱を含む溶液のｐＨを９〜１３の範囲に維持してもよい。前記浮遊選鉱処理において、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、気泡剤としてメチルイソブチルカルビノールまたはパイン油を用いてもよい。 In the flotation process, Ca (OH 2 ) may be used as a pH adjuster. You may maintain the pH of the solution containing the concentrate used for the said flotation process in the range of 9-13. In the flotation process, an air supply type flotation machine, an air suction type flotation machine, a mechanical stirring type flotation machine, or a combination thereof may be used. In the flotation process, methyl isobutyl carbinol or pine oil may be used as a foaming agent.
前記硫化した精鉱を摩鉱する際に、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記選別工程において、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。前記第２分離工程において得られた前記Ｆｅ品位の高い精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施してもよい。 When grinding the sulfide concentrate, a wet pulverizer or a dry pulverizer may be used. In the sorting step, a table sorter, a centrifugal classifier, an inertia classifier, a gravity classifier, or a combination thereof may be used. The flotation process may be performed again on the concentrate with high Fe quality obtained in the second separation step.
本発明によれば、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収することができる銅精鉱の処理方法を提供することができる。 ADVANTAGE OF THE INVENTION According to this invention, the processing method of the copper concentrate which can collect | recover copper concentrate with high Cu quality efficiently and economically can be provided.
以下、本発明を実施するための実施形態について説明する。 Hereinafter, an embodiment for carrying out the present invention will be described.
（実施形態）
本実施形態は、硫化変換した銅精鉱粒子を摩鉱し、選別処理および浮遊選鉱処理を施すことによってＣｕ品位の高い銅藍主体の銅精鉱を回収することによって、銅精鉱に含まれる鉄量・硫黄量を低減し、銅製錬プロセスのコスト低減、スラグ・硫酸の発生量減少による事業採算の改善などを可能とするプロセスを供するものである。
(Embodiment)
This embodiment is included in copper concentrate by recovering copper concentrate mainly composed of copper indigo of high Cu quality by grinding sulfide-converted copper concentrate particles and subjecting them to sorting and flotation. It provides a process that reduces the amount of iron and sulfur, reduces the cost of the copper smelting process, and improves the profitability of the business by reducing the generation of slag and sulfuric acid.
本実施形態に係る対象処理物は、銅精鉱である。特には、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を主体とする銅精鉱である。黄銅鉱主体の銅精鉱は、銅を２５ｍａｓｓ％から４０ｍａｓｓ％、鉄を２０ｍａｓｓ％から３５ｍａｓｓ％含有する。このような黄銅鉱は、鉄を多く含むため、製錬工程において、多量のスラグ発生をもたらす。 The target processed product according to the present embodiment is copper concentrate. In particular, it is a copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ). Copper concentrate mainly composed of chalcopyrite contains 25 mass% to 40 mass% of copper and 20 mass% to 35 mass% of iron. Since such chalcopyrite contains a lot of iron, a large amount of slag is generated in the smelting process.
図１は、本実施形態に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図１を参照して、まず、銅精鉱に対して、硫化変換工程を実施する。例えば、銅精鉱中の銅（Ｃｕ）に対して、硫黄（Ｓ）を１．０から１．２のモル比で添加する。硫黄は、一例として、単体硫黄の状態で添加し、よく混合する。混合した処理物に対して、不活性雰囲気において、所定の温度および所定の時間で熱処理を施す。この熱処理は、例えば、ロータリキルンなどを用いて行うことができる。例えば、不活性雰囲気として、窒素ガスを用いることができる。また、熱処理時間を３０分〜６０分とすることが好ましい。未反応黄銅鉱の残存量を低下させることができるからである。 FIG. 1 is a process diagram showing an example of a copper concentrate processing method according to this embodiment. With reference to FIG. 1, first, a sulfidation conversion step is performed on copper concentrate. For example, sulfur (S) is added at a molar ratio of 1.0 to 1.2 with respect to copper (Cu) in the copper concentrate. As an example, sulfur is added in the form of elemental sulfur and mixed well. The mixed processed material is subjected to heat treatment at a predetermined temperature and a predetermined time in an inert atmosphere. This heat treatment can be performed using, for example, a rotary kiln. For example, nitrogen gas can be used as the inert atmosphere. Moreover, it is preferable that heat processing time shall be 30 minutes-60 minutes. This is because the remaining amount of unreacted chalcopyrite can be reduced.
硫化変換工程における熱処理温度は、３８５℃〜４５０℃であることが好ましい。例えば３８５℃未満の３３０℃または３５０℃で硫化変換工程を実施した場合、硫化変換工程前の銅精鉱に含まれる主化合物である黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）の残存量が多くなるおそれがある。また、４５０℃を上回る温度で処理した場合、銅藍の状態が不安定となり、Ｂｏｒｎｉｔｅ（Ｃｕ５ＦｅＳ４）、Ｎｕｋｕｎｄａｍｉｔｅ（（Ｃｕ，Ｆｅ）４Ｓ４）などが生成することによって、ＣｕとＦｅとの分離が困難となるおそれがある。したがって、熱処理温度は、３８５℃〜４５０℃であることが好ましい。 The heat treatment temperature in the sulfidation conversion step is preferably 385 ° C to 450 ° C. For example, when the sulfidation conversion step is performed at 330 ° C. or 350 ° C. below 385 ° C., the residual amount of chalcopyrite (CuFeS 2 ), which is the main compound contained in the copper concentrate before the sulfidation conversion step, may increase. Further, when the treatment is performed at a temperature higher than 450 ° C., the state of copper indigo becomes unstable, and Bornite (Cu 5 FeS 4 ), Nukundamite ((Cu, Fe) 4 S 4 ), and the like are generated, so that Cu and Fe May be difficult to separate. Therefore, the heat treatment temperature is preferably 385 ° C to 450 ° C.
上記熱処理の結果、銅藍と黄鉄鉱とで構成される硫化精鉱粒子が得られる。この硫化精鉱粒子は、内殻として黄鉄鉱が存在し、黄鉄鉱を銅藍が外殻として覆って構成されている。図２は、電子線マイクロアナライザ（ＥＰＭＡ）で同定した銅藍および黄鉄鉱のマッピングにより得られた硫化精鉱粒子である。図２を参照して、淡灰色の黄鉄鉱を濃灰色の銅藍が覆っている。このような硫化精鉱粒子から銅藍を主体に回収するためには、各硫化精鉱粒子を銅藍と黄鉄鉱とに単体分離することが必要である。 As a result of the heat treatment, sulfide concentrate particles composed of copper indigo and pyrite are obtained. This sulfide concentrate particle has pyrite as an inner shell, and is composed of pyrite covered with copper indigo as an outer shell. FIG. 2 shows sulfide concentrate particles obtained by mapping copper indigo and pyrite identified by an electron beam microanalyzer (EPMA). Referring to FIG. 2, light gray pyrite covers dark gray copper indigo. In order to mainly recover copper indigo from such sulfide concentrate particles, it is necessary to separate each sulfide concentrate particle into copper indigo and pyrite.
そこで、再度図１を参照して、硫化変換工程を経た硫化精鉱粒子に対して摩鉱工程を施す。なお、銅藍と黄鉄鉱とを比重差および粒子径差に基づいて選別するためには、外殻の銅藍を剥ぎ取りつつも内殻の黄鉄鉱を破壊しないように残存させることが望まれる。過度な摩鉱は黄鉄鉱を微細化してしまうことから、摩鉱条件には最適範囲が存在する。 Therefore, referring to FIG. 1 again, a grinding process is performed on the sulfide concentrate particles that have undergone the sulfide conversion process. In order to select copper indigo and pyrite on the basis of the difference in specific gravity and particle size, it is desirable to leave the inner shell pyrite without breaking while peeling off the outer shell copper indigo. Excessive milling will refine pyrite, so there is an optimum range of milling conditions.
外殻の銅藍を剥ぎ取りつつも内殻の黄鉄鉱を破壊しないように残存させることができる摩鉱条件においては、銅藍は２μｍ〜２０μｍ程度の粒子径で剥ぎ取られ、内殻の黄鉄鉱の粒子径は３０μｍ〜７０μｍ程度となる。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、上記粒子径範囲を実現するためには、外郭に存在する銅藍を摩鉱により分離しテーブル選別機で選別するのに適した粒子径は、５０％粒子径で３０μｍ〜５０μｍであることがわかった。 In milling conditions where the outer shell copper indigo can be peeled off while leaving the inner shell pyrite intact, the copper indigo is stripped with a particle size of about 2 μm to 20 μm. The particle diameter is about 30 μm to 70 μm. As a result of intensive studies and investigations by the present inventors, in order to realize the above particle size range, the particle size suitable for separating copper indigo existing in the outer shell by grinding and sorting with a table sorter is 50 % Particle size was found to be 30-50 μm.
摩鉱工程において、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いることができる。粉砕装置として、例えば、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、チューブミル等を用いることができる。５０％粒子径３０μｍ〜５０μｍ程度に粉砕できるものであれば、種類は問わない。ただし、外殻に存在する銅藍を削り取り、内部に存在する黄鉄鉱を粗大な状態で温存することができる粉砕装置が好ましい。 In the milling process, a wet pulverizer or a dry pulverizer can be used. As a pulverizer, for example, a ball mill, a jet mill, an attrition mill, a tube mill or the like can be used. Any type can be used as long as it can be pulverized to a 50% particle size of about 30 to 50 μm. However, a pulverizer capable of scraping copper indigo present in the outer shell and preserving pyrite existing inside in a coarse state is preferable.
次に、摩鉱工程で得られる精鉱粒子に対して、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理を実施する（第１分離工程）。粒子径差と比重差とに基づいた選別を行うことによって、精鉱粒子がＣｕ品位の高い細粒とＦｅ品位の高い粗粒とに分離する。第１分離工程においては、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらの組み合わせを用いることができる。テーブル選別機は、機械的に簡易な構造を有しかつ低摩耗性を有する装置であることから、メンテナンス、運転コストなどの点で他の選別機と比べて有利であり、良好な選別成績を容易に得ることができる。したがって、テーブル選別機を用いることが好ましい。 Next, a sorting process is performed on the concentrate particles obtained in the milling process based on the particle size difference and the specific gravity difference (first separation step). By performing the selection based on the particle size difference and the specific gravity difference, the concentrate particles are separated into fine grains having high Cu quality and coarse grains having high Fe quality. In the first separation step, a table sorter, a centrifugal classifier, an inertia classifier, a gravity classifier, or a combination thereof can be used. Since the table sorter has a mechanically simple structure and low wear, it is advantageous compared to other sorters in terms of maintenance and operation costs, and provides good sorting results. Can be easily obtained. Therefore, it is preferable to use a table sorter.
硫化変換工程で得られる硫化精鉱粒子において黄鉄鉱粒子を銅藍が覆っていることから、摩鉱工程において得られる銅藍の粒子径は比較的小さく、黄鉄鉱の粒子径は比較的大きくなる。また、銅藍の比重は比較的小さく、黄鉄鉱の比重は比較的大きい。したがって、選別機を用いた選別工程を介して細粒と粗粒とに分離することによって、Ｃｕ品位の高い細粒（銅藍比率が高くＦｅ品位の低い粒子）とＦｅ品位の高い粗粒（黄鉄鉱比率の高い粒子）とに分離することができる。例えば、分離回収されるＣｕ品位の高い細粒の５０％粒子径は５μｍ〜１５μｍであることが好ましく、Ｆｅ品位の高い粗粒の５０％粒子径は３５μｍ〜５５μｍであることが好ましい。 Since the pyrite particles cover the pyrite particles in the sulfide concentrate particles obtained in the sulfide conversion step, the particle size of the copper indigo obtained in the grinding step is relatively small, and the particle size of the pyrite is relatively large. Moreover, the specific gravity of copper indigo is relatively small and the specific gravity of pyrite is relatively large. Therefore, by separating into fine grains and coarse grains through a sorting process using a sorter, fine grains with high Cu quality (particles with high copper indigo ratio and low Fe grade) and coarse grains with high Fe grade ( Particles with a high pyrite ratio). For example, the 50% particle diameter of fine grains with high Cu quality to be separated and recovered is preferably 5 μm to 15 μm, and the 50% particle diameter of coarse grains with high Fe quality is preferably 35 μm to 55 μm.
次に、第１分離工程で得られるＣｕ品位の高い細粒を選別精鉱として回収し、選別精鉱に対して浮遊選鉱処理を実施する（第２分離工程）。一方、第１分離工程で得られるＦｅ品位の高い粗粒を選別尾鉱として回収し、選別尾鉱に対して浮遊選鉱処理を実施する（第２分離工程）。選別精鉱に対する浮遊選鉱処理および選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理は、独立して実施される。 Next, fine grains with high Cu quality obtained in the first separation step are recovered as a selected concentrate, and a floating beneficiation process is performed on the selected concentrate (second separation step). On the other hand, coarse grains with high Fe quality obtained in the first separation step are collected as the selected tailings, and the flotation processing is performed on the selected tailings (second separation step). The flotation process for the selected concentrate and the flotation process for the selected tailing are performed independently.
浮遊選鉱処理における捕集剤は、銅藍および黄鉄鉱のいずれか一方を優先的に捕集するものであれば、特に限定されるものではない。本実施形態においては、捕集剤として、銅藍を優先的に捕集するものを用いる。銅藍を優先的に捕集する捕集剤の一例として、ブチルザンセート（ＢＸ：ＢＵＴＹＬ ＸＡＮＴＨＡＴＥ）を用いることができる。ブチルザンセートの添加量は、特に限定されるものではないが、浮遊選鉱処理の対象となる精鉱１ｔに対して１０ｇ〜２０００ｇであることが好ましい。 The scavenger in the flotation process is not particularly limited as long as it preferentially collects either copper indigo or pyrite. In this embodiment, what collects copper indigo preferentially is used as a collecting agent. As an example of a scavenger that preferentially collects copper indigo, butyl xanthate (BX) can be used. The amount of butyl xanthate added is not particularly limited, but is preferably 10 g to 2000 g with respect to 1 t of concentrate to be subjected to the flotation process.
浮遊選鉱処理におけるｐＨ調整剤は、特に限定されるものではない。ｐＨ調整剤の一例として、Ｃａ（ＯＨ）２を用いることができる。浮遊選鉱処理の対象となる精鉱を含む溶液のｐＨは、特に限定されるものではないが、９〜１３であることが好ましい。したがって、ｐＨ調整剤の添加量は、浮遊選鉱処理に供する溶液のｐＨを９〜１３に維持するように決定されることが好ましい。 The pH adjuster in the flotation process is not particularly limited. As an example of the pH adjuster, Ca (OH) 2 can be used. The pH of the solution containing the concentrate that is the subject of the flotation process is not particularly limited, but is preferably 9 to 13. Therefore, it is preferable that the addition amount of the pH adjusting agent is determined so as to maintain the pH of the solution to be subjected to the flotation process at 9 to 13.
浮遊選鉱処理における気泡剤は、特に限定されるものではない。気泡剤の一例として、メチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）、パイン油などを用いることができる。浮遊選鉱処理の条件は、選別精鉱のＣｕ品位、浮遊選鉱処理におけるＣｕ回収率、処理コストなどに応じて、任意に変更可能である。また、Ｃｕ品位のさらなる向上を狙う場合は、浮遊選鉱処理を多段にわたって実施すればよい。または一旦浮選精鉱と浮選尾鉱とに分けた後、必要な粒度まで再摩鉱して浮遊選鉱処理を再度実施すればよい。 The foaming agent in the flotation process is not particularly limited. As an example of a foaming agent, methyl isobutyl carbinol (MIBC), pine oil, or the like can be used. The conditions of the flotation process can be arbitrarily changed according to the Cu quality of the selected concentrate, the Cu recovery rate in the flotation process, the processing cost, and the like. Moreover, what is necessary is just to implement a flotation process in multiple stages, when aiming at the further improvement of Cu quality. Or after dividing into a flotation concentrate and a flotation tailing, it may re-mill to a required particle size and should implement a flotation process again.
浮遊選鉱処理の実施によって、選別精鉱および選別尾鉱は、浮遊する浮選精鉱と沈降する浮選尾鉱とに分離する。本実施例においては捕集剤によって銅藍が優先的に捕集されるため、浮選精鉱には銅藍が比較的多く含まれ、浮選尾鉱には黄鉄鉱が比較的多く含まれる。すなわち、浮選精鉱にはＣｕ品位の高い精鉱が比較的多く含まれ、浮選尾鉱にはＦｅ品位の高い精鉱が比較的多く含まれる。したがって、選別精鉱に対する浮遊選鉱処理によって得られた浮選精鉱および選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理によって得られた浮選精鉱を回収することによって、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる。得られた浮選精鉱を銅製錬精鉱として用いることによって、スラグ発生量の少ない銅製錬を行うことができる。浮選尾鉱に対して、再度、摩鉱、選別処理、浮遊選鉱処理などを実施することによって、Ｃｕ品位の高い精鉱粒子を回収することができる。 By performing the flotation process, the selected concentrate and the selected tailing are separated into a floating flotation concentrate and a flotation tailing that are settling. In the present embodiment, since copper indigo is preferentially collected by the scavenger, the flotation concentrate contains a relatively large amount of copper indigo and the flotation tailing contains a relatively large amount of pyrite. That is, the flotation concentrate contains a relatively large amount of concentrate with a high Cu grade, and the flotation tailings contain a relatively large amount of concentrate with a high grade of Fe. Therefore, by recovering the flotation concentrate obtained by the flotation process for the selected concentrate and the flotation concentrate obtained by the flotation process for the selected tailing, a high-quality copper concentrate can be efficiently and It can be recovered economically. By using the obtained flotation concentrate as a copper smelting concentrate, copper smelting with less slag generation can be performed. By carrying out grinding, sorting, flotation, etc. again on the flotation tailings, concentrate particles with high Cu quality can be recovered.
なお、本実施形態においては選別精鉱および選別尾鉱の両方に浮遊選鉱処理を実施しているが、それに限られない。例えば、いずれか一方にのみ浮遊選鉱処理を実施してもよい。 In the present embodiment, the flotation process is performed on both the selected concentrate and the selected tailings, but the present invention is not limited to this. For example, you may implement a flotation process only to either one.
（変形形態）
図３は、変形形態に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図３を参照して、変形形態に係る銅精鉱の処理方法が図１の処理方法と異なる点は、第１分離工程後に、選別精鉱および選別尾鉱に対してそれぞれ摩鉱工程を再実施する点である。このように、浮遊選鉱工程前に、再摩鉱工程を実施してもよい。
(Deformation)
Drawing 3 is a flowchart showing an example of a processing method of copper concentrate concerning a modification. Referring to FIG. 3, the copper concentrate processing method according to the modified embodiment is different from the processing method of FIG. 1 in that after the first separation process, the grinding process is repeated for the selected concentrate and the selected tailings. It is a point to carry out. Thus, the re-milling process may be performed before the flotation process.
なお、再摩鉱工程後の選別精鉱および選別尾鉱の５０％粒子径は、１０μｍ以上であることが好ましい。 The 50% particle size of the selected concentrate and the selected tailing after the re-milling process is preferably 10 μm or more.
以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。 Examples based on the above embodiment will be described below.
（実施例1）
硫化変換工程において、黄銅鉱主体の銅精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Ｃｕ：硫黄＝１．０：１．２で混合し、窒素雰囲気中において４２５℃で６０分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。図４のＸＲＤによる分析結果の通り、硫化変換工程後に銅藍と黄鉄鉱とが生成していることがわかる。
(Example 1)
In the sulfide conversion process, copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%) and elemental sulfur are mixed at a molar ratio of Cu: sulfur = 1.0: 1.2 in copper concentrate. The chalcopyrite was converted into copper indigo and pyrite by heat treatment at 425 ° C. for 60 minutes in a nitrogen atmosphere. As can be seen from the analysis result by XRD in FIG. 4, copper indigo and pyrite are formed after the sulfidation conversion step.
次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した銅精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）に対して、湿式ボールミルにより摩鉱し、図５の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。このときのスラリー濃度は３０ｍａｓｓ％であり、摩鉱時間は３０分、５０％粒子径は４２μｍであった。 Next, the copper concentrate (Cu grade = 30 mass%, Fe grade = 21 mass%) converted to copper indigo and pyrite is milled by a wet ball mill, and the ore concentrate showing the particle size distribution of FIG. 5 is obtained. Obtained. The slurry concentration at this time was 30 mass%, the grinding time was 30 minutes, and the 50% particle size was 42 μm.
この摩鉱精鉱に対してテーブル選別機により選別処理を施し、Ｃｕ品位の高い選別精鉱とＦｅ品位の高い選別尾鉱とに分離した。図６は、選別尾鉱のＸＲＤ解析結果である。図７は、選別尾鉱の粒度分布測定結果である。図８は、選別精鉱のＸＲＤ解析結果である。図９は、選別精鉱の粒度分布測定結果である。 The mill concentrate was subjected to a sorting process using a table sorter, and separated into a high-quality sorted concentrate and a high-quality sorted tailing. FIG. 6 is an XRD analysis result of the selected tailings. FIG. 7 shows the particle size distribution measurement results of the selected tailings. FIG. 8 is an XRD analysis result of the selected concentrate. FIG. 9 shows the particle size distribution measurement result of the selected concentrate.
次に、選別尾鉱に対して空気吸い込み式の浮選機を用いて浮遊選鉱処理を実施した。まず、Ｃａ（ＯＨ）２を用いてｐＨ１２．０に調整した溶液に３３．５ｇの選別尾鉱と、１００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。コンディショニングとは添加した薬剤を試料表面に付着させる操作のことを指す。本実施例では、浮選機内で溶液を攪拌した。３０分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤のＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において空気の吸い込みを開始することによって、浮遊選鉱処理を実施した。空気の吸い込み開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱１とした。
Next, a flotation process was performed on the selected tailings using an air suction type flotation machine. First, 33.5 g of selected tailings and BX corresponding to 100 ppm were added to a solution adjusted to pH 12.0 using Ca (OH) 2 , and conditioning was started in the flotation machine. Conditioning refers to the operation of attaching the added drug to the sample surface. In this example, the solution was stirred in a flotation machine. After 30 minutes of conditioning, 20 μl (microliter) of the foaming agent MIBC was added to the above solution, and air suction was started in the flotation machine, thereby carrying out the flotation process. After the start of air suction, the particles rising along with the bubbles were collected and used as
その後、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して４００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱２とした。浮選機に残った粒子を浮選尾鉱として回収した。
Thereafter, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 400 ppm was additionally added to the original weight of the sample subjected to the flotation process. After conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, air suction of the flotation machine was resumed, and particles rising with bubbles were collected to obtain
表１は、選別尾鉱に対する浮遊選鉱工程の結果を示す。表１におけるＢＸ添加量は、合計のＢＸ添加量を示している。例えば、５００ｐｐｍのＢＸ添加量は、最初に添加した１００ｐｐｍのＢＸと、追加添加した４００ｐｐｍのＢＸとの合計である。図１０は、浮選精鉱１の粒度分布を示す図である。図１１は、浮選尾鉱の粒度分布を示す図である。
Table 1 shows the results of the flotation process for the selected tailings. The BX addition amount in Table 1 indicates the total BX addition amount. For example, the added amount of BX of 500 ppm is the sum of 100 ppm of BX added first and 400 ppm of BX added additionally. FIG. 10 is a diagram showing the particle size distribution of the
選別尾鉱に対しては、１００ｐｐｍのＢＸ添加量で、Ｃｕ品位３９．３ｍａｓｓ％の浮選精鉱１が得られ、その浮選精鉱１内にＣｕを６５．４ｍａｓｓ％回収できた。また、浮選尾鉱のＣｕ品位は６ｍａｓｓ％台まで低減され、Ｆｅ品位は４０ｍａｓｓ％台にまで上昇し、ＣｕとＦｅとが効果的に分離した。なお、ＢＸ添加量は、浮遊選鉱処理に供する試料重量に対する、ＢＸ添加量の重量％で示してある。例えば、ＢＸ１００ｐｐｍの添加は、試料１００グラムに対して０．０１グラムのＢＸを使用したことを意味する。
With respect to the selected tailings, a
浮選精鉱１は、硫化変換工程後の元精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）と比較して、Ｃｕ品位が高くＦｅ品位が低くなった。また、硫化変換工程前の元精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）に対して、浮選精鉱１はＣｕ品位が５．３ｍａｓｓ％上昇し、Ｆｅ品位が６．３ｍａｓｓ％低下している。このことから硫化変換工程前の精鉱中には重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．７１が含まれているが、浮選精鉱1は重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．４５まで低減されており、製錬所でのスラグ発生量の低減が可能となる。また選別尾鉱のＣｕ品位は、６．４ｍａｓｓ％で最も低くなった。選別尾鉱のＦｅ品位は、４０．２ｍａｓｓ％で最も高くなった。
Flotation concentrate 1 had higher Cu quality and lower Fe quality than the original concentrate (Cu quality = 30 mass%, Fe quality = 21 mass%) after the sulfidation conversion process. Further, compared to the original concentrate before the sulfidation conversion process (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%), the
次に、選別精鉱に対して空気吸い込み式の浮選機を用いて浮遊選鉱処理を実施した。まず、Ｃａ（ＯＨ）２を用いてｐＨ１２．１に調整した溶液に３５．０ｇの選別精鉱と、１００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。３０分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤のＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において空気の吸い込みを開始することによって、浮選精鉱処理を実施した。空気の吸い込み開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱１とした。
Next, a flotation process was performed on the selected concentrate using an air suction type flotation machine. First, 35.0 g of the selected concentrate and BX corresponding to 100 ppm were added to a solution adjusted to pH 12.1 using Ca (OH) 2 , and conditioning was started in the flotation machine. After completion of conditioning for 30 minutes, 20 μl (microliter) of the foaming agent MIBC was added to the above solution, and the flotation concentrate process was carried out by starting air suction in the flotation machine. After the start of air suction, the particles rising along with the bubbles were collected and used as
その後、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して２００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱２とした。
Thereafter, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 200 ppm was additionally added to the original weight of the sample to be subjected to the flotation process. After conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, air suction of the flotation machine was resumed, and particles rising with bubbles were collected to obtain
さらに、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して２００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱３とした。浮選機に残った粒子を浮選尾鉱として回収した。表２は、選別精鉱に対する浮遊選鉱工程の結果を示す。 Furthermore, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 200 ppm was additionally added to the original weight of the sample to be subjected to the flotation process. After conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, the air suction of the flotation machine was resumed, and the particles rising along with the bubbles were collected to obtain the flotation concentrate 3. The particles remaining in the flotation machine were recovered as flotation tailings. Table 2 shows the results of the flotation process for the selected concentrate.
選別精鉱に対しては、１００ｐｐｍのＢＸ添加量で、４６．９ｍａｓｓ％の浮選精鉱１が得られ、その浮選精鉱１にＣｕを３４．７ｍａｓｓ％回収することができた。また、Ｃｕ品位４０ｍａｓｓ％以上の精鉱（浮選精鉱１＋浮選精鉱２）でＣｕ回収率が６６．２ｍａｓｓ％にまで達し、Ｃｕ品位の濃縮がなされた。
With respect to the selected concentrate, 46.9 mass% of the
浮選精鉱１は、硫化変換工程後の元精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）と比較して、Ｃｕ品位が高くＦｅ品位が低くなった。また、硫化変換工程前の元精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）に対して、浮選精鉱１はＣｕ品位が１２．９ｍａｓｓ％上昇し、Ｆｅ品位が９．９ｍａｓｓ％低下している。このことから硫化変換工程前の精鉱中には重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．７１が含まれているが、浮選精鉱1は重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．３０まで低減されており、製錬所でのスラグ発生量の低減が可能となる。
Flotation concentrate 1 had higher Cu quality and lower Fe quality than the original concentrate (Cu quality = 30 mass%, Fe quality = 21 mass%) after the sulfidation conversion process. Further, compared to the original concentrate before the sulfidation conversion process (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%), the
なお、実施例１においては、全ての浮選精鉱と全ての浮選尾鉱とにグループ分けした場合、全ての浮選精鉱のＣｕ品位は４０．８ｍａｓｓ％となり、硫化変換工程前の元精鉱に対するＣｕ回収率は８１．５ｍａｓｓ％となった。 In Example 1, when it was grouped into all the flotation concentrates and all the flotation tailings, the Cu grade of all the flotation concentrates was 40.8 mass%, which was the original before the sulfidation conversion step. The Cu recovery rate with respect to the concentrate was 81.5 mass%.
（実施例２）
実施例２においては、図３の変形形態に係る処理方法を用いた。硫化変換工程、摩鉱工程および選別工程は、実施例１と同様である。その後、選別精鉱および選別尾鉱に対して、それぞれ再摩鉱工程を実施した。図１２は、再摩鉱工程後の選別精鉱の粒度分布を示す図である。図１３は、再摩鉱工程後の選別尾鉱の粒度分布を示す図である。再摩鉱工程後の選別精鉱の５０％粒子径は、２．８μmとなった。再摩鉱工程後の選別尾鉱の５０％粒子径は、４．０μmとなった。
(Example 2)
In Example 2, the processing method according to the modification of FIG. 3 was used. The sulfidation conversion process, grinding process and sorting process are the same as in Example 1. Thereafter, a re-milling process was performed on each of the selected concentrate and the selected tailings. FIG. 12 is a diagram showing the particle size distribution of the selected concentrate after the re-milling process. FIG. 13 is a diagram showing the particle size distribution of the selected tailings after the re-milling process. The 50% particle size of the selected concentrate after the remilling process was 2.8 μm. The 50% particle size of the selected tailings after the remilling process was 4.0 μm.
次に、再摩鉱工程後の選別尾鉱に対して空気吸い込み式の浮選機を用いて浮遊選鉱処理を実施した。まず、Ｃａ（ＯＨ）２を用いてｐＨ１２．０に調整した溶液に３５．０ｇの選別尾鉱と、１００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。３０分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤のＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において空気の吸い込みを開始することによって、浮選精鉱処理を実施した。空気の吸い込み開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱１とした。
Next, a flotation process was performed on the selected tailings after the re-milling process using an air suction type flotation machine. First, 35.0 g of selected tailings and BX corresponding to 100 ppm were added to a solution adjusted to pH 12.0 using Ca (OH) 2 , and conditioning was started in the flotation machine. After completion of conditioning for 30 minutes, 20 μl (microliter) of the foaming agent MIBC was added to the above solution, and the flotation concentrate process was carried out by starting air suction in the flotation machine. After the start of air suction, the particles rising along with the bubbles were collected and used as
その後、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して４００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱２とした。さらに、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して５００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱３とした。浮選機に残った粒子を浮選尾鉱として回収した。表３は、選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理の結果を示す。
Thereafter, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 400 ppm was additionally added to the original weight of the sample subjected to the flotation process. After conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, air suction of the flotation machine was resumed, and particles rising with bubbles were collected to obtain
選別尾鉱に対しては、１００ｐｐｍのＢＸ添加量で、３５．２ｍａｓｓ％Ｃｕ品位まで濃縮することができた。 With respect to the selected tailings, it was possible to concentrate to 35.2 mass% Cu grade with an addition amount of BX of 100 ppm.
次に、再摩鉱工程後の選別精鉱に対して空気吸い込み式の浮選機を用いて浮遊選鉱処理を実施した。まず、Ｃａ（ＯＨ）２を用いてｐＨ１２．８に調整した溶液に３５．０ｇの選別尾鉱と、１００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。３０分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤のＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において空気の吸い込みを開始することによって、浮選精鉱処理を実施した。しかしながら、上昇する気泡に粒子は付着していなかった。その後、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して４００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開した。しかしながら、上昇する気泡に粒子は付着していなかった。 Next, a flotation process was performed on the selected concentrate after the re-milling process using an air suction type flotation machine. First, 35.0 g of selected tailings and BX corresponding to 100 ppm were added to a solution adjusted to pH 12.8 using Ca (OH) 2 , and conditioning was started in the flotation machine. After completion of conditioning for 30 minutes, 20 μl (microliter) of the foaming agent MIBC was added to the above solution, and the flotation concentrate process was carried out by starting air suction in the flotation machine. However, no particles were attached to the rising bubbles. Thereafter, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 400 ppm was additionally added to the original weight of the sample subjected to the flotation process. After 5 minutes of conditioning, 10 μl of MIBC was added to the solution to resume air suction in the flotation machine. However, no particles were attached to the rising bubbles.
さらに、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して５００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱３とした。さらに、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して３００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニング後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱４とした。浮選機に残った粒子を浮選尾鉱として回収した。表４は、選別精鉱に対する浮遊選鉱処理の結果を示す。選別尾鉱に対しては、１０００ｐｐｍのＢＸ添加量で、４２．４ｍａｓｓ％Ｃｕ品位まで濃縮することができた。 Furthermore, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 500 ppm was additionally added to the original weight of the sample to be subjected to the flotation process. After conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, the air suction of the flotation machine was resumed, and the particles rising along with the bubbles were collected to obtain the flotation concentrate 3. Furthermore, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 300 ppm with respect to the original weight of the sample to be subjected to the flotation process was additionally added. After conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, air suction of the flotation machine was resumed, and particles rising with bubbles were collected to make Flotation concentrate 4. The particles remaining in the flotation machine were recovered as flotation tailings. Table 4 shows the result of the flotation treatment for the selected concentrate. With respect to the selected tailings, it was possible to concentrate to 42.4 mass% Cu grade with an addition amount of BX of 1000 ppm.
（比較例１）
図１４は、比較例１に係る銅精鉱の処理方法を示す工程図である。比較例１に係る処理法方法では、硫化変換工程、摩鉱工程、および第１分離工程を実施したが、浮遊選鉱処理を実施しなかった。まず、黄銅鉱主体の銅精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Ｃｕ：硫黄＝１．０：１．２で混合し、窒素雰囲気中において４２５℃で６０分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱に変換した。
(Comparative Example 1)
FIG. 14 is a process diagram illustrating a copper concentrate treatment method according to Comparative Example 1. In the processing method according to Comparative Example 1, the sulfidation conversion process, the grinding process, and the first separation process were performed, but the flotation process was not performed. First, copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%) and elemental sulfur are mixed at a molar ratio of Cu: sulfur = 1.0: 1.2 in the copper concentrate, and nitrogen is mixed. The chalcopyrite was converted into copper indigo and pyrite by heat treatment at 425 ° C. for 60 minutes in the atmosphere.
次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した銅精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）を、湿式ボールミルにより摩鉱した。この摩鉱精鉱をテーブル選別機により選別（１回目）し、細粒と粗粒とに選別した後、選別した粗粒を再度テーブル選別機により選別（２回目）した。２回目の選別で回収した粗粒を再度湿式ボールミルにより摩鉱し、テーブル選別機により３回目の選別を実施した。 Next, the copper concentrate (Cu quality = 30 mass%, Fe quality = 21 mass%) converted to copper indigo and pyrite was ground by a wet ball mill. This fine ore concentrate was screened by a table sorter (first time) and sorted into fine grains and coarse grains, and then the sorted coarse grains were sorted again by a table sorter (second time). The coarse particles recovered by the second sorting were ground again by a wet ball mill, and the third sorting was performed by a table sorter.
次に、上記テーブル選別機で選別回収したそれぞれのサンプルを、Ｃｕ品位の高いサンプル（選別精鉱）、Ｆｅ品位の高いサンプル（選別尾鉱）、および、その他(中間精鉱)の３グループに分けて混合した場合のそれぞれのグループの重量割合（ｍａｓｓ％）、Ｃｕ回収率（ｍａｓｓ％）、Ｃｕ品位（ｍａｓｓ％）、Ｆｅ品位（ｍａｓｓ％）を調査した。表１に結果を示す。 Next, each sample collected and collected by the above table sorter is divided into three groups: high Cu grade sample (sorted concentrate), high Fe grade sample (sorted tailings), and other (intermediate concentrate). The weight ratio (mass%), Cu recovery rate (mass%), Cu quality (mass%), and Fe quality (mass%) of each group when divided and mixed were investigated. Table 1 shows the results.
（比較例２）
図１５は、比較例２に係る銅精鉱の処理方法を示す工程図である。比較例２では、硫化変換工程および摩鉱工程を実施し、選別処理を実施せずに浮遊選鉱処理を実施した。硫化変換工程は、比較例１と同様である。摩鉱工程においては、硫化変換工程後の銅精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２２ｍａｓｓ％）を、ジェットミルにより摩鉱し、図７の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。この際のジェットミル圧力は０．５ＭＰａ(Ｇ)で、得られた摩鉱精鉱の５０％粒子径は６．０μｍであった。この摩鉱精鉱をカラム型浮選機にて浮遊選鉱工程を実施し、得られた浮選精鉱および浮選尾鉱の重量割合、浮選精鉱および浮選尾鉱のＣｕ回収率、Ｃｕ品位、およびＦｅ品位を調査した。浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して５００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。また、浮遊選鉱処理に供する溶液のｐＨは、Ｃａ(ＯＨ)２を用いて１２.０に調整した。浮選精鉱の品位、浮選尾鉱の品位、およびＣｕ回収率を表６に示す。
(Comparative Example 2)
FIG. 15 is a process diagram showing a copper concentrate treatment method according to Comparative Example 2. In Comparative Example 2, the sulfidation conversion process and the grinding process were performed, and the flotation process was performed without performing the screening process. The sulfide conversion step is the same as in Comparative Example 1. In the milling process, the copper concentrate (Cu grade = 30 mass%, Fe grade = 22 mass%) after the sulfidation conversion process was milled by a jet mill to obtain a mill concentrate showing the particle size distribution of FIG. . The jet mill pressure at this time was 0.5 MPa (G), and the 50% particle diameter of the obtained ore concentrate was 6.0 μm. This fine ore concentrate is subjected to a flotation process using a column type flotation machine, the weight ratio of the obtained flotation concentrate and flotation tailings, the Cu recovery rate of the flotation concentrate and flotation tailings, Cu quality and Fe quality were investigated. BX corresponding to 500 ppm was additionally added to the original weight of the sample to be subjected to the flotation process. Further, the pH of the solution subjected to the flotation process was adjusted to 12.0 using Ca (OH) 2 . Table 6 shows the grade of the flotation concentrate, the grade of the flotation tailing, and the Cu recovery rate.
（分析１（実施例１，２と比較例１，２との比較））
表７は、実施例１、実施例２、比較例１および比較例２で得られた製錬用精鉱のＣｕ回収率およびＣｕ品位を示す。なお、実施例１の製錬用精鉱は、選別尾鉱に対する浮遊選鉱工程で得られた浮選精鉱１〜２および選別精鉱に対する浮遊選鉱工程で得られた浮選精鉱１〜３を回収することによって得られたものである。実施例２の製錬用精鉱は、選別尾鉱に対する浮遊選鉱工程で得られた浮選精鉱１〜３および選別精鉱に対する浮遊選鉱工程で得られた浮選精鉱１〜４を回収することによって得られたものである。比較例１の製錬用精鉱は、選別精鉱を回収することによって得られたものである。比較例２の精錬用精鉱は、浮選精鉱を回収したものである。
(Analysis 1 (Comparison between Examples 1 and 2 and Comparative Examples 1 and 2))
Table 7 shows the Cu recovery rate and Cu quality of the concentrates for smelting obtained in Example 1, Example 2, Comparative Example 1 and Comparative Example 2. Note that the smelting concentrate of Example 1 includes the flotation concentrates 1-2 obtained in the flotation process for the selected tailings and the flotation concentrates 1-3 obtained in the flotation process for the selected concentrates. It was obtained by recovering. The smelting concentrate of Example 2 recovers the flotation concentrates 1 to 3 obtained in the flotation process for the selected tailings and the flotation concentrates 1 to 4 obtained in the flotation process for the selected concentrates. It is obtained by doing. The smelting concentrate of Comparative Example 1 is obtained by collecting the selected concentrate. The refinement concentrate of Comparative Example 2 is obtained by collecting the flotation concentrate.
表７に示すように、比較例１，２と比較して、実施例１，２における製錬精鉱のＣｕ品位を高くすることができた。これは、選別処理してＣｕ品位の高い細粒とＦｅ品位の高い粗粒とに分離した後にさらに浮遊選鉱処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに効率よく分離できたからであると考えられる。 As shown in Table 7, compared to Comparative Examples 1 and 2, the Cu grade of the smelting concentrate in Examples 1 and 2 could be increased. This is an efficient process for concentrates with high Cu quality and concentrates with high Fe quality by separating them into fine grains with high Cu grade and coarse grains with high Fe grade and then performing flotation treatment. It is thought that it was because it was well separated.
（分析２（実施例１と比較例２との比較））
比較例２では、変換後精鉱を５０％粒子径で６．０μｍまで粉砕し、選別処理を省略して浮遊選鉱処理を実施した。その結果、実施例１と比較してＣｕ品位およびＣｕ回収率の両方とも劣る結果となった。これは、比較例２において、摩鉱工程後の精鉱粒子の多くの粒子径が、浮遊選鉱処理に適した１０μｍ〜５００μｍの範囲から外れたからであると考えられる。したがって、硫化変換精鉱の外殻の銅藍を剥ぎ取るイメージで摩鉱し、粒子径差および比重差に基づく選別処理を実施した後に浮遊選鉱処理する方法が有効である。
(Analysis 2 (Comparison between Example 1 and Comparative Example 2))
In Comparative Example 2, the converted concentrate was pulverized to 6.0 μm with a 50% particle size, and the flotation process was performed with the screening process omitted. As a result, both Cu quality and Cu recovery rate were inferior to those of Example 1. This is considered to be because, in Comparative Example 2, many particle sizes of the concentrate particles after the milling step deviated from the range of 10 μm to 500 μm suitable for the flotation process. Therefore, it is effective to perform the flotation process after grinding with the image of stripping the copper indigo from the outer shell of the sulfide conversion concentrate and performing the screening process based on the difference in particle diameter and specific gravity.
（分析３（実施例１と実施例２との比較））
実施例２では銅藍と黄鉄鉱とを単体分離することを狙い、再摩鉱して、Ｆｅ品位の高い粒子の５０％粒子径を２．８μｍ、Ｃｕ品位の高い粒子の５０％粒子径を４．０μｍまで小さくした。その結果、実施例２と比較して、実施例１のＣｕ回収率の方が高くなった。これは、実施例１においては、浮遊選鉱処理の対象となる精鉱粒子の多くの粒子径が１０μｍ〜５００μの範囲に入ったからであると考えられる。以上のことから、再磨鉱工程後の選別精鉱および選別尾鉱の５０％粒子径は、１０μｍ以上であることが好ましい。ただし、選別処理後の精鉱粒子の５０％粒子径の適正範囲は、黄銅鉱主体の銅精鉱の硫化変換工程後の５０％粒子径が８０μｍ〜１５０μｍ程度の変換粒子を対象とした選別試験での適正範囲である。
(Analysis 3 (Comparison between Example 1 and Example 2))
In Example 2, aiming at separating copper indigo and pyrite alone, re-milling, 50% particle size of high Fe grade particles was 2.8 μm, and 50% particle size of Cu high grade particles was 4%. Reduced to 0.0 μm. As a result, compared with Example 2, the Cu recovery rate of Example 1 was higher. This is considered to be because, in Example 1, many of the concentrate particles to be subjected to the flotation process are in the range of 10 μm to 500 μm. From the above, it is preferable that the 50% particle size of the selected concentrate and the selected tailing after the re-milling process is 10 μm or more. However, the appropriate range of the 50% particle size of the concentrate particles after the sorting process is a screening test for converted particles having a 50% particle size of about 80 μm to 150 μm after the sulfide conversion step of the copper concentrate mainly composed of chalcopyrite. This is an appropriate range.
以上、本発明の実施例について詳述したが、本発明は係る特定の実施例に限定されるものではなく、特許請求の範囲に記載された本発明の要旨の範囲内において、種々の変形・変更が可能である。 Although the embodiments of the present invention have been described in detail above, the present invention is not limited to such specific embodiments, and various modifications and changes can be made within the scope of the gist of the present invention described in the claims. It can be changed.
Claims (11)
前記Ｃｕ品位の高い精鉱および前記Ｆｅ品位の高い精鉱のいずれか一方、または両者に対して独立して浮遊選鉱処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する第２分離工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。 A copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) is sulphided and then milled, and then sorted based on the difference in particle size and specific gravity, thereby providing a high-quality Cu concentrate and a high-Fe concentrate. A first separation step of separating into
By performing a flotation process independently on either or both of the high-quality Cu concentrate and the high-Fe concentrate, a high-Cu concentrate and a high-Fe concentrate A second separation step of separating the copper concentrate into a copper concentrate.
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| JP2011066782A JP2012201920A (en) | 2011-03-24 | 2011-03-24 | Method for treating copper concentrate |
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