JP2020104095A - Beneficiation method - Google Patents
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Abstract
Description
本発明は、選鉱方法に関する。さらに詳しくは、本発明は、砒素品位の高い原料から砒素品位の低い精鉱を得るための選鉱方法に関する。 The present invention relates to a beneficiation method. More specifically, the present invention relates to a beneficiating method for obtaining a concentrate of low arsenic grade from a raw material of high arsenic grade.
銅製錬の分野では、銅を含有する銅鉱石、銅精鉱などの原料から銅を回収する様々な方法が提案されている。例えば、銅鉱石から銅を回収するには以下の処理が行なわれる。 In the field of copper smelting, various methods have been proposed for recovering copper from raw materials such as copper ores and copper concentrates containing copper. For example, the following process is performed to recover copper from copper ore.
(1)選鉱工程
選鉱工程では、鉱山で採掘された銅鉱石を粉砕した後、水を加えてスラリーとし、浮遊選鉱を行なう。浮遊選鉱では、スラリーに捕収剤、抑制剤、起泡剤などで構成される浮選剤を添加し、空気を吹き込んで銅鉱物を浮遊させつつ、脈石を沈降させて分離を行なう。これにより銅品位30%前後の銅精鉱が得られる。
(1) Beneficiation process In the beneficiating process, copper ore mined in the mine is crushed, and then water is added to form a slurry, and flotation is performed. In the flotation process, a flotation agent composed of a collector, a suppressor, a foaming agent, etc. is added to the slurry, and air is blown in to suspend the copper minerals, while the gangue is settled for separation. As a result, a copper concentrate with a copper quality of about 30% is obtained.
(2)乾式製錬工程
乾式製錬工程では、選鉱工程で得られた銅精鉱を自溶炉などの炉を用いて熔解し、転炉および精製炉を経て銅品位99%程度の粗銅にまで精製する。粗銅は次工程の電解工程で用いられるアノードに鋳造される。ここで、銅精鉱に含まれる砒素は、スラグ、ダストおよび粗銅に分配される。
(2) Dry smelting process In the dry smelting process, the copper concentrate obtained in the beneficiating process is melted by using a furnace such as a flash smelting furnace, and is passed through a converter and a refining furnace to obtain copper with a copper grade of about 99%. To refine. Crude copper is cast into an anode used in the next electrolytic process. Here, the arsenic contained in the copper concentrate is distributed to slag, dust, and blister copper.
(3)電解工程
電解工程では、硫酸酸性溶液(電解液)で満たされた電解槽に前記アノードを挿入し、カソードとの間に通電して電解精製を行なう。電解精製によって、アノードの銅は溶解し、カソード上に純度99.99%の電気銅として析出する。
(3) Electrolysis step In the electrolysis step, the anode is inserted into an electrolytic cell filled with a sulfuric acid acid solution (electrolyte solution), and electricity is supplied between the anode and the cathode for electrolytic refining. By electrolytic refining, the copper of the anode is dissolved and deposited on the cathode as electrolytic copper having a purity of 99.99%.
電解精製により生じるアノードスライムには、アノードから溶出した貴金属、砒素などが含まれている。アノードスライムは貴金属回収工程で処理されて貴金属が回収される。貴金属回収工程から排出される残渣には砒素が含まれている。 The anode slime produced by electrolytic refining contains precious metals, arsenic, etc. eluted from the anode. The anode slime is processed in the precious metal recovery step to recover the precious metal. The residue discharged from the precious metal recovery process contains arsenic.
乾式製錬工程から排出されるスラグには、砒素が安定した形態で固定されている。スラグは水砕して埋立て材などに利用される。一方、乾式製錬工程から排出されるダストおよび貴金属回収工程から排出される残渣に含まれる砒素は不安定な形態である。ダストおよび残渣は、そのままの状態で系外に払い出すことは好ましくないため、炉に繰り返し装入される。こうして、銅精鉱に含まれる大部分の砒素は最終的にスラグに分配され、安定した形態で固定化される。 Arsenic is fixed in a stable form in the slag discharged from the dry smelting process. Slag is water granulated and used as landfill material. On the other hand, the dust discharged from the dry smelting process and the arsenic contained in the residue discharged from the precious metal recovery process are in an unstable form. Since it is not preferable to discharge the dust and residue outside the system as they are, they are repeatedly charged into the furnace. Thus, most of the arsenic contained in the copper concentrate is finally distributed to the slag and fixed in a stable form.
ところで、近年では原料事情が変化している。砒素品位の低い銅鉱石を産出する銅鉱山は枯渇の一途を辿っており、得られる銅鉱石の砒素品位が年々増加している。これに伴い、銅精鉱の砒素品位も徐々に高くなっている。そのため、銅精鉱の処理量が以前と同じであっても、砒素の処理量が多くなっており、砒素をスラグに固定化する処理が追いつかない場合がある。そこで、砒素品位の高い銅鉱石から砒素品位の低い銅精鉱を得ることが求められている。 By the way, the circumstances of raw materials have changed in recent years. Copper mines that produce copper ore of low arsenic grade have been depleted, and the arsenic grade of the obtained copper ore is increasing year by year. Along with this, the arsenic grade of copper concentrate is gradually increasing. Therefore, even if the treatment amount of copper concentrate is the same as before, the treatment amount of arsenic is large, and the process of fixing arsenic to slag may not catch up. Therefore, it is required to obtain a copper concentrate of low arsenic grade from a copper ore of high arsenic grade.
特許文献1には、抑制剤としてキレート剤を用いた浮遊選鉱により、高砒素品位の含銅物から砒素鉱物を分離し、低砒素品位の銅精鉱が得られることが開示されている。 Patent Document 1 discloses that an arsenic mineral is separated from a high-arsenic grade copper-containing material by flotation using a chelating agent as an inhibitor to obtain a low-arsenic grade copper concentrate.
本発明は上記事情に鑑み、砒素品位の高い原料から砒素品位の低い精鉱を得ることができる選鉱方法を提供することを目的とする。 In view of the above circumstances, it is an object of the present invention to provide a beneficiating method capable of obtaining a concentrate of low arsenic grade from a raw material of high arsenic grade.
第1発明の選鉱方法は、砒素を含まない硫化鉱物である砒素非含有硫化鉱物と、砒素を含む硫化銅鉱物である砒素含有硫化鉱物とを含む原料を用いた選鉱方法であって、前記原料を含む鉱物スラリーにキサントゲン酸アルカリ金属塩を添加して浮遊選鉱を行ない、前記原料を前記原料よりも前記砒素非含有硫化鉱物の品位が高い沈鉱と前記原料よりも前記砒素含有硫化鉱物の品位が高い浮鉱とに分離する浮遊選鉱工程を備えることを特徴とする。
第2発明の選鉱方法は、第1発明において、前記キサントゲン酸アルカリ金属塩はアミルキサントゲン酸カリウムであることを特徴とする。
第3発明の選鉱方法は、第1または第2発明において、前記砒素非含有硫化鉱物は砒素を含まない硫化銅鉱物を含むことを特徴とする。
第4発明の選鉱方法は、第1〜第3発明のいずれかにおいて、前記砒素非含有硫化鉱物は砒素を含まない硫化鉄鉱物を含むことを特徴とする。
第5発明の選鉱方法は、第1または第2発明において、前記砒素含有硫化鉱物は、硫砒銅鉱および砒四面銅鉱からなる群から選択される少なくとも一種の鉱物であることを特徴とする。
第6発明の選鉱方法は、第3発明において、前記砒素を含まない硫化銅鉱物は、黄銅鉱、斑銅鉱および輝銅鉱からなる群から選択される少なくとも一種の鉱物であることを特徴とする。
第7発明の選鉱方法は、第4発明において、前記砒素を含まない硫化鉄鉱物は、黄銅鉱、斑銅鉱および黄鉄鉱からなる群から選択される少なくとも一種の鉱物であることを特徴とする。
第8発明の選鉱方法は、第3発明において、前記原料は銅100重量部に対して砒素を6.1重量部以上含むことを特徴とする。
第9発明の選鉱方法は、第4発明において、前記原料は鉄100重量部に対して砒素を8.8重量部以上含むことを特徴とする。
第10発明の選鉱方法は、第2発明において、前記浮遊選鉱工程において、前記鉱物スラリーの液相のアミルキサントゲン酸カリウムの濃度を0.005mM以上とすることを特徴とする。
第11発明の選鉱方法は、第1〜第10発明のいずれかにおいて、前記浮遊選鉱工程において、前記鉱物スラリーの液相のpHを8以上とすることを特徴とする。
第12発明の選鉱方法は、第1〜第11発明のいずれかにおいて、前記浮遊選鉱工程において、前記鉱物スラリーに酸化剤を添加することを特徴とする。
第13発明の選鉱方法は、第1〜第12発明のいずれかにおいて、前記浮遊選鉱工程の前に、原料に対してシェアアジテーションを行う前処理工程を備えることを特徴とする。
The beneficiation method of the first invention is a beneficiation method using a raw material containing an arsenic-free sulfide mineral that is an arsenic-free sulfide mineral and an arsenic-containing sulfide mineral that is an arsenic-containing copper sulfide mineral. Performing flotation by adding an alkali metal xanthate to a mineral slurry containing, the raw material is a arsenic-free sulfide mineral having a higher grade than the raw material, and the grade of the arsenic-containing sulfide mineral is higher than that of the raw material. It is characterized by comprising a flotation process for separating into a high floating ore.
The beneficiation method of the second invention is characterized in that, in the first invention, the alkali metal xanthate is potassium amylxanthate.
A beneficiation method of a third invention is characterized in that, in the first or second invention, the arsenic-free sulfide mineral contains a copper sulfide mineral containing no arsenic.
A beneficiation method of a fourth invention is characterized in that, in any of the first to third inventions, the arsenic-free sulfide mineral contains an iron sulfide mineral containing no arsenic.
The beneficiation method of the fifth invention is characterized in that, in the first or second invention, the arsenic-containing sulfide mineral is at least one mineral selected from the group consisting of arsenic spruce ore and tetrahedrite.
In the beneficiation method of the sixth invention, in the third invention, the arsenic-free copper sulfide mineral is at least one mineral selected from the group consisting of chalcopyrite, chalcocite, and chalcocite.
In the beneficiation method of the seventh invention, in the fourth invention, the arsenic-free iron sulfide mineral is at least one mineral selected from the group consisting of chalcopyrite, chalcopyrite and pyrite.
In the beneficiation method of the eighth invention, in the third invention, the raw material contains 6.1 parts by weight or more of arsenic with respect to 100 parts by weight of copper.
A beneficiation method of a ninth invention is characterized in that, in the fourth invention, the raw material contains 8.8 parts by weight or more of arsenic with respect to 100 parts by weight of iron.
The beneficiation method of the tenth invention is characterized in that in the second invention, the concentration of potassium amylxanthate in the liquid phase of the mineral slurry is 0.005 mM or more in the flotation process.
The beneficiation method of the eleventh invention is characterized in that, in any of the first to tenth inventions, in the flotation step, the pH of the liquid phase of the mineral slurry is set to 8 or more.
The beneficiation method of the twelfth invention is characterized in that, in any of the first to eleventh inventions, an oxidizing agent is added to the mineral slurry in the flotation process.
The beneficiation method of the thirteenth invention is characterized in that, in any of the first to twelfth inventions, a pretreatment step of performing shear agitation on the raw material is provided before the floating beneficiation step.
本発明によれば、砒素品位の高い原料から砒素含有硫化鉱物を除去することで、砒素品位の低い精鉱を得ることができる。 According to the present invention, a arsenic-containing sulfide mineral can be removed from a raw material of high arsenic grade to obtain a concentrate of low arsenic grade.
つぎに、本発明の実施形態を図面に基づき説明する。
本発明の一実施形態に係る選鉱方法は、砒素を含む原料を用いた浮遊選鉱により、原料から砒素を除去して、砒素品位の低い精鉱を得る方法である。
Next, an embodiment of the present invention will be described with reference to the drawings.
The beneficiation method according to one embodiment of the present invention is a method of removing arsenic from a raw material by flotation using a raw material containing arsenic to obtain a concentrate having low arsenic grade.
原料として、鉱山から採掘された鉱石のほか、他の選鉱方法により鉱石から脈石を除去して得た精鉱などが用いられる。原料には複数種類の鉱物が含まれる。原料に含まれる鉱物として、黄銅鉱(chalcopyrite:CuFeS2)、斑銅鉱(bornite:Cu5FeS4)、輝銅鉱(chalcocite:Cu2S)、黄鉄鉱(pyrite:FeS2)、硫砒銅鉱(enargite:Cu3AsS4)、砒四面銅鉱(tennantite:(Cu,Fe,Zn)12(Sb,As)4S13)が挙げられる。 As the raw material, in addition to the ore mined from the mine, a concentrate obtained by removing the gangue from the ore by another beneficiation method is used. The raw material contains several kinds of minerals. Minerals contained in the raw materials include chalcopyrite (CuFeS 2 ), chalcocite (bornite: Cu 5 FeS 4 ), chalcocite (chalcocite: Cu 2 S ), pyrite (pyrite: FeS 2 ), arsenopyrite (enargite: Cu 3 AsS 4 ) and arsenic tetrahedrite (tennantite: (Cu, Fe, Zn) 12 (Sb, As) 4 S 13 ).
本明細書では、砒素を含まない硫化鉱物を「砒素非含有硫化鉱物」と称する。また、砒素を含む硫化銅鉱物を「砒素含有硫化鉱物」と称する。原料には少なくとも砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とが含まれる。 In the present specification, a sulfide mineral containing no arsenic is referred to as "arsenic-free sulfide mineral". Further, the copper sulfide mineral containing arsenic is referred to as “arsenic-containing sulfide mineral”. The raw materials include at least arsenic-free sulfide minerals and arsenic-containing sulfide minerals.
砒素非含有硫化鉱物として、砒素を含まない硫化銅鉱物および砒素を含まない硫化鉄鉱物が挙げられる。原料には、砒素を含まない硫化銅鉱物および砒素を含まない硫化鉄鉱物の一方が含まれてもよいし両方が含まれてもよい。 Examples of arsenic-free sulfide minerals include arsenic-free copper sulfide minerals and arsenic-free iron sulfide minerals. The raw material may include one or both of an arsenic-free copper sulfide mineral and an arsenic-free iron sulfide mineral.
砒素を含まない硫化銅鉱物として黄銅鉱、斑銅鉱および輝銅鉱などが挙げられる。また、砒素を含まない硫化鉄鉱物として黄銅鉱、斑銅鉱および黄鉄鉱などが挙げられる。なお、黄銅鉱および斑銅鉱は硫化銅鉱物であるとともに硫化鉄鉱物でもある。原料には、黄銅鉱、斑銅鉱、輝銅鉱および黄鉄鉱のいずれか一種が含まれてもよいし二種以上が含まれてもよい。 Examples of arsenic-free copper sulfide minerals include chalcopyrite, apatite, and chalcocite. Examples of arsenic-free iron sulfide minerals include chalcopyrite, chalcopyrite, and pyrite. Note that chalcopyrite and chalcopyrite are iron sulfide minerals as well as copper sulfide minerals. The raw material may contain any one kind of chalcopyrite, chalcopyrite, chalcocite, and pyrite, or may contain two or more kinds thereof.
砒素含有硫化鉱物として硫砒銅鉱および砒四面銅鉱などが挙げられる。原料には、硫砒銅鉱および砒四面銅鉱の一方が含まれてもよいし両方が含まれてもよい。 Examples of arsenic-containing sulfide minerals include arsenic spruce ore and arsenic tetrahedrite. The raw material may contain one or both of arsenopyrite and aquarite copper ore.
原料は予め粉砕され、単体分離された鉱物粒子が混合された状態となっている。鉱物粒子の粒度は、鉱石に含まれる鉱物の大きさに合わせて、単独鉱物が得られるように調整される。例えば、黄銅鉱の場合篩下100μm程度に調整することが一般的である。種々の鉱物を含む鉱石を原料とする実操業では、篩下100μm程度に粉砕した後で、浮選成績などを勘案して鉱石の粒度を最適な条件に合わせることが一般的である。 The raw material is crushed in advance, and the mineral particles separated into individual substances are mixed. The size of the mineral particles is adjusted according to the size of the mineral contained in the ore so that a single mineral can be obtained. For example, in the case of chalcopyrite, it is common to adjust the size under the sieve to about 100 μm. In the actual operation using ores containing various minerals as a raw material, it is general to crush the particles to a size of about 100 μm under the sieve and then adjust the particle size of the ores to the optimum conditions in consideration of the flotation results and the like.
なお、粉砕後、鉱物粒子を長時間保管すると、付着物などにより鉱物の表面状態が変化する場合がある。この場合、鉱物粒子を次工程に装入する前に、鉱物表面の付着物を除去することが好ましい。付着物の除去方法は特に限定されないが、例えば、シェアアジテーション、硝酸洗浄、摩擦粉砕(アトリッション)などが挙げられる。これらの中でも、シェアアジテーションが好ましい。シェアアジテーションとは、対象となる鉱物スラリー中の鉱物粒子に剪断力を及ぼすほどの強度で撹拌することである。シェアアジテーションの具体的な方法として、回転数の高い撹拌装置を使用する方法がある。撹拌装置の回転数に上限があるものの、動力が十分な場合には、鉱物スラリーの固形分濃度を高くして、相対的に撹拌力を高くしてもよい。 If the mineral particles are stored for a long time after crushing, the surface state of the mineral may change due to deposits and the like. In this case, it is preferable to remove the deposits on the surface of the mineral before charging the mineral particles to the next step. The method of removing the deposits is not particularly limited, and examples thereof include shear agitation, nitric acid cleaning, and friction grinding (attrition). Among these, shear agitation is preferable. The shear agitation is to stir the mineral particles in the target mineral slurry with a strength enough to exert a shearing force. As a specific method of shear agitation, there is a method of using a stirring device having a high rotation speed. Although the rotation speed of the stirring device has an upper limit, when the power is sufficient, the solid content concentration of the mineral slurry may be increased to relatively increase the stirring force.
鉱物粒子からなる原料に水を加えて鉱物スラリーを製造する。鉱物スラリーの液相にカルシウムイオンまたはマグネシウムイオンが含まれていると浮遊選鉱に悪影響を与えることが知られている。そこで、鉱物粒子に添加する水は不純物イオンを含まない純水であることが好ましい。工業的にはイオン交換水を用いてもよい。 Water is added to a raw material composed of mineral particles to produce a mineral slurry. It is known that flotation is adversely affected if the liquid phase of the mineral slurry contains calcium ions or magnesium ions. Therefore, the water added to the mineral particles is preferably pure water containing no impurity ions. Industrially, ion-exchanged water may be used.
つぎに、原料を含む鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行なう(浮遊選鉱工程)。浮遊選鉱に用いる装置および方式は特に限定されない、一般的な多段式浮遊選鉱装置を用いればよい。 Next, flotation is performed using the mineral slurry containing the raw materials (floating process). The apparatus and system used for flotation are not particularly limited, and a general multistage flotation apparatus may be used.
浮遊選鉱に際して、鉱物スラリーには捕収剤、抑制剤、起泡剤などで構成される浮選剤が添加される。本実施形態では、キサントゲン酸アルカリ金属塩を鉱物スラリーに添加することを特徴としている。キサントゲン酸アルカリ金属塩は化学式R・O・CS・SMで表される。ここで、Rはアルキル基、Mはアルカリ金属を示す。式中のアルキル基Rは疎水性である。また、式中のCS・SMが液中でアルカリ金属Mを放出すると、CS・S-となって親水性を示す。浮遊選鉱中に、鉱物中のCuが電子を放出すると、CS・S-と結びつく。これにより、鉱物粒子の表面にアルキル基Rが現れる。そのため、鉱物粒子が疎水性となる。 At the time of flotation, a flotation agent composed of a collector, an inhibitor, a foaming agent, etc. is added to the mineral slurry. The present embodiment is characterized in that an alkali metal xanthate is added to the mineral slurry. The alkali metal xanthate is represented by the chemical formula R.O.CS.SM. Here, R represents an alkyl group and M represents an alkali metal. The alkyl group R in the formula is hydrophobic. Further, when CS · SM in the formula emits alkali metal M in a liquid, CS · S - exhibits hydrophilicity becomes. When Cu in the mineral emits electrons during flotation, it is associated with CS·S − . As a result, the alkyl group R appears on the surface of the mineral particles. Therefore, the mineral particles are hydrophobic.
キサントゲン酸アルカリ金属塩のアルキル基の炭素数は特に限定されない。また、アルカリ金属はナトリウムでもカリウムでもよい。キサントゲン酸アルカリ金属塩の一例として、アミルキサントゲン酸カリウムがある。アミルキサントゲン酸カリウムはPAX(Potassium amyl xanthate)とも称され、化学式はC6H11KOS2である。アミルキサントゲン酸カリウムを、以下「PAX」と表記する。PAXは浮選剤として知られており、浮遊選鉱に対する目的外の悪影響がないことが知られている。 The carbon number of the alkyl group of the alkali metal xanthate is not particularly limited. The alkali metal may be sodium or potassium. An example of alkali metal xanthate is potassium amylxanthate. Potassium amylxanthate is also called PAX (Potassium amyl xanthate) and has a chemical formula of C 6 H 11 KOS 2 . Hereinafter, potassium amylxanthate will be referred to as “PAX”. PAX is known as a flotation agent and is known to have no unintended adverse effect on flotation.
なお、本発明者らは、キサントゲン酸アルカリ金属塩に代えてジアルキルジチオリン酸塩を鉱物スラリーに添加しても、同様の効果があるとの知見を得ている。ジアルキルジチオリン酸塩は化学式R・R・O・PS・SMで表される。式中のPS・SMが液中でアルカリ金属またはアンモニウムイオンMを放出すると、PS・S-となって親水性を示す。浮遊選鉱中に、鉱物中のCuが電子を放出すると、PS・S-と結びつく。これにより、鉱物粒子の表面にアルキル基Rが現れる。そのため、鉱物粒子が疎水性となる。 Note that the present inventors have found that the same effect can be obtained by adding a dialkyldithiophosphate to the mineral slurry instead of the alkali metal xanthate. The dialkyldithiophosphate is represented by the chemical formula R.R.O.PS.SM. When PS · SM in the formula emits alkali metal or ammonium ion M in a liquid, PS · S - exhibits hydrophilicity becomes. When Cu in the mineral emits electrons during flotation, it is associated with PS·S − . As a result, the alkyl group R appears on the surface of the mineral particles. Therefore, the mineral particles are hydrophobic.
このことから、化学構造の一方にアルキル基R、他方にXS・SM(ここで、XはC、Pなど)を備え、XS・SMがMを放出してXS・S-となる物質は、同様の効果を奏すると考えられる。 Therefore, while the alkyl group R in the chemical structure, XS · SM (where, X is C, P, etc.) to the other with a, XS · SM is to release the M XS · S - become substance, It is considered to have the same effect.
上記の浮遊選鉱により、砒素非含有硫化鉱物を沈鉱として、砒素含有硫化鉱物を浮鉱として分離できる。より正確にいうなれば、原料を、原料よりも砒素非含有硫化鉱物の品位が高い沈鉱と、原料よりも砒素含有硫化鉱物の品位が高い浮鉱とに分離できる。 By the above flotation, it is possible to separate the arsenic-free sulfide mineral as a sediment and the arsenic-containing sulfide mineral as a float. More precisely, the raw material can be separated into a sedimentary ore having a higher grade of arsenic-free sulfide mineral than the raw material and a floating ore having a higher grade of arsenic-containing sulfide mineral than the raw material.
なお、上記の浮遊選鉱を繰り返し行なうことにより、沈鉱の砒素品位をより低減できる。そのため、砒素品位が高い原料であっても、砒素品位が十分に低い精鉱を得ることができる。 Note that the arsenic grade of the sedimentation can be further reduced by repeating the above flotation. Therefore, it is possible to obtain a concentrate having a sufficiently low arsenic grade even if the raw material has a high arsenic grade.
砒素品位の高い原料から砒素含有硫化鉱物を除去することで、砒素品位の低い精鉱を得ることができる。例えば、銅製錬において、砒素品位の高い銅鉱石を用いた場合であっても、予め銅精鉱の砒素品位を低減できる。そのため、砒素をスラグに固定化する処理を問題なく行なうことができる。 By removing the arsenic-containing sulfide mineral from the raw material of high arsenic grade, a concentrate of low arsenic grade can be obtained. For example, in copper smelting, even when copper ore having a high arsenic grade is used, the arsenic grade of the copper concentrate can be reduced in advance. Therefore, the process of fixing arsenic to the slag can be performed without any problem.
以上のように、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを含む原料を用いた浮遊選鉱において、鉱物スラリーにキサントゲン酸アルカリ金属塩を添加すると、砒素非含有硫化鉱物を沈鉱として、砒素含有硫化鉱物を浮鉱として分離できる。 As described above, in a flotation process using a raw material containing an arsenic-free sulfide mineral and an arsenic-containing sulfide mineral, when an alkali metal xanthate is added to the mineral slurry, the arsenic-free sulfide mineral is precipitated, and Sulfide minerals can be separated as flotation.
一般に、PAXは硫化物を浮鉱として回収するための捕収剤として機能する。したがって、鉱物スラリーにPAXを添加すると、砒素非含有硫化鉱物も砒素含有硫化鉱物も浮鉱として回収されることが予想される。実際に、砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱、砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱、砒四面銅鉱を、それぞれ単独で用いた浮遊選鉱において、鉱物スラリーにPAXを添加すると、いずれの鉱物もその大部分が浮鉱として回収されることが確認されている。 Generally, PAX functions as a collector for recovering sulfides as flotation. Therefore, it is expected that when PAX is added to the mineral slurry, both the arsenic-free sulfide mineral and the arsenic-containing sulfide mineral are recovered as floating ore. In fact, when PAX was added to the mineral slurry in the flotation using arsenic-free sulphide minerals such as chalcopyrite, arsenic-containing sulphide minerals such as arsenopyrite or arsenic tetrahedrite, any of the minerals contained It has been confirmed that a part will be recovered as floating ore.
しかし、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とが混在する場合において、鉱物スラリーにPAXを添加すると、砒素含有硫化鉱物の大部分は浮鉱として回収される一方、砒素非含有硫化鉱物の大部分は沈鉱として回収される。したがって、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とが混在する場合においては、PAXは砒素含有硫化鉱物に対しては捕収剤としての機能を維持する一方、砒素非含有硫化鉱物に対しては捕収剤としての機能が抑制されると考えられる。 However, when PAX is added to the mineral slurry when arsenic-free sulfide minerals and arsenic-containing sulfide minerals are mixed, most of the arsenic-containing sulfide minerals are recovered as floating ore while arsenic-free sulfide minerals are A part is recovered as a settling. Therefore, when arsenic-free sulfide minerals and arsenic-containing sulfide minerals are mixed, PAX maintains a function as a collector for arsenic-containing sulfide minerals, while PAX functions for arsenic-free sulfide minerals. It is considered that the function as a collector is suppressed.
本発明者らは、この理由は以下のように推測している。
水または電解液中で異種金属が接触すると、金属固有のガルバニック電位(イオン化傾向)の差により、異種金属の接触部分で局部電池が形成される。そうすると、低電位の金属から高電位の金属に電子が移動し、低電位の金属が酸化されて腐食する。この腐食現象はガルバニック腐食(異種金属接触腐食)として知られている。
The present inventors presume the reason for this is as follows.
When dissimilar metals come into contact with each other in water or an electrolytic solution, a galvanic potential (ionization tendency) peculiar to the metals causes a local battery to be formed at the contact portion of the dissimilar metals. Then, electrons move from the low potential metal to the high potential metal, and the low potential metal is oxidized and corroded. This corrosion phenomenon is known as galvanic corrosion (dissimilar metal contact corrosion).
異なる種類の鉱物の間でも、それらが接触すると電位差が生じ、ガルバニック腐食と同様の現象が起きる。鉱物スラリーに含まれる砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とが接触すると、それらの間に電位差が生じる。 When different kinds of minerals come into contact with each other, a potential difference occurs, and a phenomenon similar to galvanic corrosion occurs. When the arsenic-free sulfide mineral contained in the mineral slurry and the arsenic-containing sulfide mineral come into contact with each other, a potential difference occurs between them.
ここで、砒素含有硫化鉱物は低電位側となり、電子が失われて酸化される。そうすると、鉱物の表面に酸化物、例えばCuSO4、As2O3が生じる。この酸化物によりPAXが砒素含有硫化鉱物に吸着されやすくなる。砒素含有硫化鉱物に対してはPAXが捕収剤としてよく働き、砒素含有硫化鉱物の疎水性が高くなる。その結果、砒素含有硫化鉱物の大部分は浮鉱として回収される。また、PAXを吸着した砒素含有硫化鉱物は、より低電位となり、電子が失われやすくなる。 Here, the arsenic-containing sulfide mineral is on the low potential side, and electrons are lost and oxidized. Then, oxides such as CuSO 4 and As 2 O 3 are generated on the surface of the mineral. This oxide facilitates the adsorption of PAX on the arsenic-containing sulfide mineral. PAX works well as a scavenger for arsenic-containing sulfide minerals, and the hydrophobicity of arsenic-containing sulfide minerals increases. As a result, most of the arsenic-containing sulfide minerals are recovered as floating ore. In addition, the arsenic-containing sulfide mineral that has adsorbed PAX has a lower potential, and electrons are easily lost.
一方、砒素非含有硫化鉱物は高電位側となり、砒素含有硫化鉱物から電子が供給される。しかも、PAXを添加すると、PAXを吸着した砒素含有硫化鉱物はより低電位となるため、より砒素非含有硫化鉱物に電子が供給されやすくなる。砒素非含有硫化鉱物に電子が供給されると、鉱物の表面に水酸化物、例えばFeOOHが生じる。これにより、砒素非含有硫化鉱物は親水性が高くなる。また、水酸化物によりPAXが砒素非含有硫化鉱物に吸着されにくくなる。砒素非含有硫化鉱物に対してはPAXの捕収剤としての機能が抑制される。砒素非含有硫化鉱物は親水性が高くなり、その大部分は沈鉱として回収される。 On the other hand, the arsenic-free sulfide mineral is on the high potential side, and electrons are supplied from the arsenic-containing sulfide mineral. Moreover, when PAX is added, the arsenic-containing sulfide mineral adsorbing PAX has a lower potential, and thus electrons are more easily supplied to the arsenic-free sulfide mineral. When electrons are supplied to the arsenic-free sulfide mineral, a hydroxide such as FeOOH is generated on the surface of the mineral. This makes the arsenic-free sulfide mineral highly hydrophilic. Further, the hydroxide makes it difficult for PAX to be adsorbed by the arsenic-free sulfide mineral. For arsenic-free sulfide minerals, the function of PAX as a collector is suppressed. Arsenic-free sulphide minerals have high hydrophilicity and most of them are recovered as sediments.
上記の現象が生じるには、砒素非含有硫化鉱物に対して十分な量の砒素含有硫化鉱物が原料に含まれることが好ましいと考えられる。砒素非含有硫化鉱物として硫化銅鉱物が含まれる場合、原料が銅100重量部に対して砒素を6.1重量部以上含めば(As/Cu≧6.1重量%)、上記の現象が十分に生じると考えられる。また、砒素非含有硫化鉱物として硫化鉄鉱物が含まれる場合、原料が鉄100重量部に対して砒素を8.8重量部以上含めば(As/Fe≧8.8重量%)、上記の現象が十分に生じると考えられる。 In order for the above phenomenon to occur, it is considered preferable that the raw material contains a sufficient amount of arsenic-containing sulfide mineral with respect to the arsenic-free sulfide mineral. When copper sulfide minerals are contained as arsenic-free sulfide minerals, the above phenomenon is sufficient if the raw material contains 6.1 parts by weight or more of arsenic with respect to 100 parts by weight of copper (As/Cu≧6.1% by weight). It is thought to occur in. When iron sulfide minerals are contained as arsenic-free sulfide minerals, if the raw material contains 8.8 parts by weight or more of arsenic with respect to 100 parts by weight of iron (As/Fe≧8.8% by weight), the above phenomenon occurs. Is considered to occur sufficiently.
砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物との接触頻度を高めるという観点では、鉱物スラリーの固形分濃度は高いほど好ましい。鉱物スラリーの固形分濃度は特に限定されないが、0.3〜30重量%が好ましい。実験室レベルの固形分濃度(0.3重量%)でも、実操業レベルの固形分濃度(30重量%)でも、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを分離できる。 From the viewpoint of increasing the frequency of contact between the arsenic-free sulfide mineral and the arsenic-containing sulfide mineral, the higher the solid content concentration of the mineral slurry, the better. The solid content concentration of the mineral slurry is not particularly limited, but is preferably 0.3 to 30% by weight. It is possible to separate an arsenic-free sulfide mineral and an arsenic-containing sulfide mineral with a laboratory-level solid content concentration (0.3% by weight) and an actual operation-level solid content concentration (30% by weight).
鉱物スラリーの液相のPAXの濃度は、特定に限定されないが、0.005mM以上が好ましい。鉱物スラリーの液相のPAXの濃度が0.005mM以上であれば、砒素含有硫化鉱物に対する捕収剤として効果が十分に発揮される。 The concentration of PAX in the liquid phase of the mineral slurry is not particularly limited, but is preferably 0.005 mM or more. When the concentration of PAX in the liquid phase of the mineral slurry is 0.005 mM or more, the effect as a collector for arsenic-containing sulfide minerals is sufficiently exhibited.
浮遊選鉱工程における鉱物スラリーの液相のpHは特に限定されない。鉱物スラリーの液相のpHは、鉱物粒子のガルバニック電位に影響するとも考えられる。そこで、鉱物スラリーの液相のpHを、鉱物粒子の表面電位に与える影響が少ない範囲にすることが好ましい。具体的には、鉱物スラリーの液相のpHは8以上が好ましく、8〜11がより好ましい。 The pH of the liquid phase of the mineral slurry in the flotation process is not particularly limited. It is also considered that the pH of the liquid phase of the mineral slurry affects the galvanic potential of the mineral particles. Therefore, it is preferable to set the pH of the liquid phase of the mineral slurry within a range in which the influence on the surface potential of the mineral particles is small. Specifically, the pH of the liquid phase of the mineral slurry is preferably 8 or higher, more preferably 8-11.
pH調整は鉱物スラリーにpH調整剤を添加することにより行なわれる。pH調整剤は特に限定されないが、アルカリとして水酸化ナトリウム(NaOH)、水酸化カリウム(KOH)、水酸化カルシウム(Ca(OH)2)、炭酸カルシウム(CaCO3)などを用いることができる。酸として硫酸(H2SO4)、塩酸(HCl)などを用いることができる。pH調整剤を水溶液の形態で用いる場合には、その濃度は特に限定されず、鉱物スラリーを目的のpHに調整することが困難とならない濃度であればよい。 The pH adjustment is performed by adding a pH adjusting agent to the mineral slurry. The pH adjuster is not particularly limited, but sodium hydroxide (NaOH), potassium hydroxide (KOH), calcium hydroxide (Ca(OH) 2 ), calcium carbonate (CaCO 3 ) and the like can be used as the alkali. Sulfuric acid (H 2 SO 4 ), hydrochloric acid (HCl) or the like can be used as the acid. When the pH adjusting agent is used in the form of an aqueous solution, its concentration is not particularly limited, and may be any concentration as long as it is not difficult to adjust the pH of the mineral slurry to a desired pH.
浮遊選鉱工程において、鉱物スラリーに酸化剤を添加してもよい。酸化剤は砒素含有硫化鉱物の酸化を促進する目的で添加される。酸化剤として、過酸化水素(H2O2)、次亜塩素酸ナトリウム(NaClO)などを用いることができる。 An oxidizing agent may be added to the mineral slurry in the flotation process. The oxidizing agent is added for the purpose of promoting the oxidation of the arsenic-containing sulfide mineral. Hydrogen peroxide (H 2 O 2 ), sodium hypochlorite (NaClO), or the like can be used as the oxidizing agent.
浮遊選鉱工程において、鉱物スラリーに亜硫酸ナトリウムなどの亜硫酸塩を添加してもよい。亜硫酸塩の添加は、PAX添加の前でもよいし、後でもよい。亜硫酸塩は砒素非含有硫化鉱物に対して抑制剤として働く。その一方、亜硫酸塩を添加しても砒素含有硫化鉱物の浮鉱としての回収率はほとんど変わらない。そのため、鉱物スラリーに亜硫酸塩を添加すれば、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とをより効率的に分離できる。特に限定されないが、鉱物スラリーの液相における亜硫酸塩の濃度を、1〜100mMとすることが好ましい。 In the flotation process, a sulfite salt such as sodium sulfite may be added to the mineral slurry. The sulfite may be added before or after the PAX addition. Sulfite acts as an inhibitor against arsenic-free sulphide minerals. On the other hand, the addition rate of sulfite hardly changes the recovery rate of arsenic-containing sulfide minerals as floating ore. Therefore, by adding sulfite to the mineral slurry, the arsenic-free sulfide mineral and the arsenic-containing sulfide mineral can be more efficiently separated. Although not particularly limited, it is preferable that the concentration of sulfite in the liquid phase of the mineral slurry is 1 to 100 mM.
つぎに、実施例を説明する。
(1)黄銅鉱と硫砒銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(過酸化水素濃度)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
Next, examples will be described.
(1) Flotation test (hydrogen peroxide concentration) using mixed minerals of chalcopyrite and arsenopyrite
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic-sulfide arsenide, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および硫砒銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物を得た。 Mineral samples of chalcopyrite and arsenopyrite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral.
混合鉱物の組成を、XRF(蛍光X線分析装置、Rigaku、ZSX Primus II、以下同じ。)を用いて分析したところ、銅が43.7重量%、鉄が15.1重量%、砒素が9.2重量%であった。したがって、この混合鉱物の銅に対する砒素の重量割合(As/Cu)は21.1重量%である。また、この混合鉱物の鉄に対する砒素の重量割合(As/Fe)は61.1重量%である。 When the composition of the mixed minerals was analyzed by XRF (X-ray fluorescence analyzer, Rigaku, ZSX Primus II, the same applies below), copper was 43.7% by weight, iron was 15.1% by weight, and arsenic was 9%. It was 0.2% by weight. Therefore, the weight ratio of arsenic to copper (As/Cu) of this mixed mineral is 21.1% by weight. The weight ratio of arsenic to iron (As/Fe) of this mixed mineral is 61.1% by weight.
つぎに、容量500mLのビーカーに工業用水を180g入れ、前記混合鉱物を0.6g入れ、スターラー撹拌機(Fisher Scientific、Corning PC-420D、800rpm)で撹拌して鉱物スラリーを得た。鉱物スラリーの固形分濃度は約0.3重量%である。 Next, 180 g of industrial water was added to a beaker having a capacity of 500 mL, 0.6 g of the mixed mineral was added, and the mixture was stirred with a stirrer stirrer (Fisher Scientific, Corning PC-420D, 800 rpm) to obtain a mineral slurry. The solid content concentration of the mineral slurry is about 0.3% by weight.
以下の試験中、鉱物スラリーの液相のpHを8.0〜9.0に維持した。ここで、アルカリとして水酸化カリウム(0.05M水溶液、富士フイルム和光純薬、試薬特級)を用い、酸として塩酸(0.01M水溶液、富士フイルム和光純薬、試薬特級)を用いた。 The liquid phase pH of the mineral slurry was maintained at 8.0-9.0 during the following tests. Here, potassium hydroxide (0.05 M aqueous solution, FUJIFILM Wako Pure Chemicals, special grade reagent) was used as an alkali, and hydrochloric acid (0.01 M aqueous solution, FUJIFILM Wako Pure Chemicals, special grade reagent) was used as an acid.
実施例1〜4では、鉱物スラリーにPAX(Cytec Industries、カリウムアミルザンセート)を添加し、5分間撹拌した。ここで、鉱物スラリーの液相のPAX濃度を0.1mMとした。比較例1〜4では、PAXを添加しなかった。 In Examples 1 to 4, PAX (Cytec Industries, potassium amyl xanthate) was added to the mineral slurry and stirred for 5 minutes. Here, the PAX concentration in the liquid phase of the mineral slurry was 0.1 mM. In Comparative Examples 1 to 4, PAX was not added.
実施例2〜4および比較例2〜4では、鉱物スラリーに酸化剤として過酸化水素(30%、富士フイルム和光純薬、試薬特級)を添加して、5分間撹拌した。鉱物スラリーの液相における過酸化水素の濃度は、実施例2および比較例2においては0.1mM、実施例3および比較例3においては0.2mM、実施例4および比較例4においては0.5mMとした。実施例1および比較例1では酸化剤を添加しなかった。 In Examples 2 to 4 and Comparative Examples 2 to 4, hydrogen peroxide (30%, FUJIFILM Wako Pure Chemical Industries, special grade reagent) was added to the mineral slurry as an oxidizing agent, and the mixture was stirred for 5 minutes. The concentration of hydrogen peroxide in the liquid phase of the mineral slurry was 0.1 mM in Example 2 and Comparative Example 2, 0.2 mM in Example 3 and Comparative Example 3, and 0.1 mM in Example 4 and Comparative Example 4. It was set to 5 mM. In Example 1 and Comparative Example 1, no oxidizing agent was added.
つぎに、鉱石スラリーに起泡剤としてパインオイル(松根油)(日本テンペン化学株式会社、パインオイルNT、NT−20)を添加し、2分間撹拌した。鉱物スラリーの液相におけるパインオイルの濃度は、102ppmとした。 Next, pine oil (pinene oil) (Nippon Tenpen Chemicals Co., Ltd., Pine Oil NT, NT-20) was added to the ore slurry as a foaming agent and stirred for 2 minutes. The concentration of pine oil in the liquid phase of the mineral slurry was 102 ppm.
つぎに、容量200mLのカラム(ガラス製の円筒形容器、直径40mm、高さ160mm)に鉱石スラリーを入れて、カラム底部のノズル(直径2mm)から空気を流量20mL/分で吹き込み浮遊選鉱を行なった。浮選時間を6分とした。カラムの上部から溢れたフロスから浮鉱を回収した。また、カラムに残留した鉱物を沈鉱として回収した。 Next, the ore slurry was put in a column (glass cylindrical container, diameter 40 mm, height 160 mm) having a capacity of 200 mL, and air was blown from a nozzle (diameter 2 mm) at the bottom of the column at a flow rate of 20 mL/min to perform flotation. It was The flotation time was 6 minutes. Float was recovered from the floss overflowing from the top of the column. In addition, the mineral remaining in the column was recovered as a precipitate.
得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。組成の分析には、XRFを用いた。また、分析結果から、浮遊選鉱による黄銅鉱と硫砒銅鉱との分離効率を示すニュートン効率を求めた。 For each of the obtained floating ore and sediment, the weight was measured and the composition was analyzed. XRF was used for compositional analysis. In addition, Newton's efficiency, which indicates the separation efficiency of chalcopyrite and arsenopyrite by flotation, was obtained from the analysis results.
黄銅鉱と硫砒銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験において、ニュートン効率は以下の式(1)〜(5)により求められる。 In the flotation test using a mixed mineral of chalcopyrite and arsenopyrite, Newtonian efficiency is calculated by the following equations (1) to (5).
まず、浮鉱率Rおよび沈鉱率Lを、式(1)、(2)により求める。
[式(1)]
R=Wr/(Wr+Wl)
[式(2)]
L=Wl/(Wr+Wl)
ここで、Wrは浮鉱の重量、Wlは沈鉱の重量である。浮鉱率Rは浮鉱および沈鉱として回収された鉱物のうちの浮鉱の重量割合を意味する。沈鉱率Lは浮鉱および沈鉱として回収された鉱物のうちの沈鉱の重量割合を意味する。
First, the floating ore rate R and the ore sinking rate L are calculated by the equations (1) and (2).
[Formula (1)]
R=Wr/(Wr+Wl)
[Formula (2)]
L=Wl/(Wr+Wl)
Here, Wr is the weight of floating ore and Wl is the weight of sinking. The flotation rate R means the weight ratio of flotation in the minerals recovered as flotation and sedimentation. The sedimentation rate L means the weight ratio of the sedimentation in the floating ore and the minerals recovered as the sedimentation.
浮鉱および沈鉱に含まれる鉄は、全て黄銅鉱に由来することから、黄銅鉱の浮鉱率Rcpyは浮鉱および沈鉱の鉄品位を用いた式(3)により求められる。
[式(3)]
Rcpy=R×Gr(Fe)/(R×Gr(Fe)+L×Gl(Fe))
ここで、Gr(Fe)は浮鉱の鉄品位、Gl(Fe)は沈鉱の鉄品位である。黄銅鉱の浮鉱率Rcpyは、浮鉱および沈鉱として回収された黄銅鉱のうちの浮鉱の重量割合を意味する。
Since all the iron contained in the flotation and sedimentation is derived from chalcopyrite, the flotation rate Rcpy of chalcopyrite is obtained by the equation (3) using the iron grades of flotation and sedimentation.
[Formula (3)]
Rcpy=R×Gr(Fe)/(R×Gr(Fe)+L×Gl(Fe))
Here, Gr(Fe) is the iron grade of the floating ore and Gl(Fe) is the iron grade of the sink. The flotation rate Rcpy of chalcopyrite means the weight ratio of flotation of chalcopyrite recovered as flotation and sedimentation.
浮鉱および沈鉱に含まれる砒素は、全て硫砒銅鉱に由来することから、硫砒銅鉱の浮鉱率Renは浮鉱および沈鉱の砒素品位を用いた式(4)により求められる。
[式(4)]
Ren=R×Gr(As)/(R×Gr(As)+L×Gl(As))
ここで、Gr(As)は浮鉱の砒素品位、Gl(As)は沈鉱の砒素品位である。硫砒銅鉱の浮鉱率Renは、浮鉱および沈鉱として回収された硫砒銅鉱のうちの浮鉱の重量割合を意味する。
Since the arsenic contained in the floating ore and ore is all derived from arsenic spar ore, the buoyancy rate Ren of the arsenic and ore is calculated by the equation (4) using the arsenic grades of the ore and the ore.
[Formula (4)]
Ren=R×Gr(As)/(R×Gr(As)+L×Gl(As))
Here, Gr(As) is the arsenic grade of floating ore, and Gl(As) is the arsenic grade of sinking. The floatation rate Ren of arsenopyrite means the weight ratio of the float ore of the arsenopyrite recovered as flotation and sedimentation.
ニュートン効率ηNは、黄銅鉱の浮鉱率Rcpyおよび硫砒銅鉱の浮鉱率Renを用いた式(5)により求められる。
[式(5)]
ηN=Ren−Rcpy
The Newtonian efficiency ηN is obtained by the equation (5) using the floatation rate Rcpy of chalcopyrite and the floatation rate Ren of arsenopyrite.
[Formula (5)]
ηN=Ren−Rcpy
実施例1〜4および比較例1〜4の結果を図1の表に示す。
鉱物スラリーにPAXを添加した実施例1〜4では、硫砒銅鉱は主に浮鉱として回収され、黄銅鉱は主に沈鉱として回収されている。ニュートン効率は0.53〜0.65であり、硫砒銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できている。一方、鉱物スラリーにPAXを添加していない比較例1〜4では、ニュートン効率が0.03〜0.22であり、実施例1〜4よりも硫砒銅鉱と黄銅鉱との分離効率が低いことが分かる。これより、鉱物スラリーにPAXを添加することで、黄銅鉱と硫砒銅鉱とを効率よく分離できることが確認された。
The results of Examples 1 to 4 and Comparative Examples 1 to 4 are shown in the table of FIG.
In Examples 1 to 4 in which PAX was added to the mineral slurry, arsenopyrite was mainly recovered as floating ore and chalcopyrite was mainly recovered as a ore. The Newtonian efficiency is 0.53 to 0.65, and the arsenic sphalerite and chalcopyrite can be efficiently separated. On the other hand, in Comparative Examples 1 to 4 in which PAX was not added to the mineral slurry, the Newtonian efficiency was 0.03 to 0.22, and the separation efficiency between arsenopyrite and chalcopyrite was lower than that in Examples 1 to 4. I understand. From this, it was confirmed that chalcopyrite and arsenopyrite could be efficiently separated by adding PAX to the mineral slurry.
上記の傾向は、鉱物スラリーに過酸化水素を添加しても変わりはない。鉱物スラリーにPAXとともに過酸化水素を添加する場合(実施例2〜4)、鉱物スラリーの液相における過酸化水素の濃度を、0.1〜0.2mMとすることが好ましい。そうすれば、過酸化水素を添加しない場合(実施例1)よりも、ニュートン効率を高くすることができる。すなわち、過酸化水素を添加することにより、黄銅鉱と硫砒銅鉱とをより効率よく分離できる。 The above tendency does not change even if hydrogen peroxide is added to the mineral slurry. When hydrogen peroxide is added to the mineral slurry together with PAX (Examples 2 to 4), the concentration of hydrogen peroxide in the liquid phase of the mineral slurry is preferably 0.1 to 0.2 mM. Then, the Newton efficiency can be made higher than that in the case where hydrogen peroxide is not added (Example 1). That is, by adding hydrogen peroxide, chalcopyrite and arsenopyrite can be separated more efficiently.
(2)黄銅鉱と砒四面銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(過酸化水素濃度)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である砒四面銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(2) Flotation test (hydrogen peroxide concentration) using mixed minerals of chalcopyrite and arborite
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic tetrahedron, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および砒四面銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物を得た。 Mineral samples of chalcopyrite and arborite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arborite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral.
混合鉱物の組成を、XRFを用いて分析したところ、銅が39.4重量%、鉄が16.5重量%、砒素が7.6重量%であった。したがって、この混合鉱物の銅に対する砒素の重量割合(As/Cu)は19.3重量%である。また、この混合鉱物の鉄に対する砒素の重量割合(As/Fe)は45.9重量%である。 When the composition of the mixed mineral was analyzed by XRF, it was found that copper was 39.4% by weight, iron was 16.5% by weight, and arsenic was 7.6% by weight. Therefore, the weight ratio of arsenic to copper (As/Cu) of this mixed mineral is 19.3% by weight. The weight ratio of arsenic to iron (As/Fe) of this mixed mineral is 45.9% by weight.
前記浮遊選鉱試験(1)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXおよび過酸化水素の添加、浮遊選鉱を行なった。実施例1〜4、比較例1〜4と同様の条件を、それぞれ実施例5〜8、比較例5〜8とする。 In the same procedure as in the flotation test (1), a mineral slurry was prepared, PAX and hydrogen peroxide were added, and flotation was performed. Conditions similar to those of Examples 1 to 4 and Comparative Examples 1 to 4 are referred to as Examples 5 to 8 and Comparative Examples 5 to 8, respectively.
黄銅鉱と砒四面銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験において、ニュートン効率は前記式(1)〜(3)および以下の式(6)、(7)により求められる。 In a flotation test using a mixed mineral of chalcopyrite and arborite, Newton's efficiency is obtained by the above equations (1) to (3) and the following equations (6) and (7).
浮鉱および沈鉱に含まれる砒素は、全て砒四面銅鉱に由来することから、砒四面銅鉱の浮鉱率Rtnは浮鉱および沈鉱の砒素品位を用いた式(6)により求められる。
[式(6)]
Rtn=R×Gr(As)/(R×Gr(As)+L×Gl(As))
ここで、Gr(As)は浮鉱の砒素品位、Gl(As)は沈鉱の砒素品位である。砒四面銅鉱の浮鉱率Rtnは、浮鉱および沈鉱として回収された砒四面銅鉱のうちの浮鉱の重量割合を意味する。
Since all the arsenic contained in the flotation and sedimentation originates from the arsenic tetrahedron ore, the flotation rate Rtn of the argentite tetrahedron is obtained by the equation (6) using the arsenic grades of the flotation and sedimentation.
[Formula (6)]
Rtn=R×Gr(As)/(R×Gr(As)+L×Gl(As))
Here, Gr(As) is the arsenic grade of floating ore, and Gl(As) is the arsenic grade of sinking. The floatation rate Rtn of argentine copper ore means the weight ratio of buoyant iron in the argentine copper ore recovered as flotation and sinking.
ニュートン効率ηNは、黄銅鉱の浮鉱率Rcpyおよび砒四面銅鉱の浮鉱率Rtnを用いた式(7)により求められる。
[式(7)]
ηN=Rtn−Rcpy
The Newtonian efficiency ηN is obtained by the equation (7) using the floatation rate Rcpy of chalcopyrite and the floatation rate Rtn of arborite.
[Formula (7)]
ηN=Rtn-Rcpy
実施例5〜8および比較例5〜8の結果を図2の表に示す。
鉱物スラリーにPAXを添加した実施例5〜8では、砒四面銅鉱は主に浮鉱として回収され、黄銅鉱は主に沈鉱として回収されている。ニュートン効率は0.62〜0.69であり、砒四面銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できている。一方、鉱物スラリーにPAXを添加していない比較例5〜8では、ニュートン効率が0.10〜0.25であり、実施例5〜8よりも砒四面銅鉱と黄銅鉱との分離効率が低いことが分かる。これより、鉱物スラリーにPAXを添加することで、黄銅鉱と砒四面銅鉱とを効率よく分離できることが確認された。
The results of Examples 5-8 and Comparative Examples 5-8 are shown in the table of FIG.
In Examples 5 to 8 in which PAX was added to the mineral slurry, the arborite copper ore was mainly recovered as floating ore and the chalcopyrite was mainly recovered as precipitated ore. The Newton efficiency is 0.62 to 0.69, and the arsenic cuprite and chalcopyrite can be efficiently separated. On the other hand, in Comparative Examples 5 to 8 in which PAX was not added to the mineral slurry, the Newtonian efficiency was 0.10 to 0.25, and the separation efficiency between the arborite and chalcopyrite was lower than that in Examples 5 to 8. I understand. From this, it was confirmed that by adding PAX to the mineral slurry, the chalcopyrite and the arsenic cuprite can be efficiently separated.
上記の傾向は、鉱物スラリーに過酸化水素を添加しても変わりはない。鉱物スラリーにPAXとともに過酸化水素を添加する場合(実施例6〜8)、鉱物スラリーの液相における過酸化水素の濃度を、0.1〜0.5mMとすることが好ましい。そうすれば、過酸化水素を添加しない場合(実施例5)よりも、ニュートン効率を高くすることができる。すなわち、過酸化水素を添加することにより、黄銅鉱と砒四面銅鉱とをより効率よく分離できる。 The above tendency does not change even if hydrogen peroxide is added to the mineral slurry. When hydrogen peroxide is added to the mineral slurry together with PAX (Examples 6 to 8), the concentration of hydrogen peroxide in the liquid phase of the mineral slurry is preferably 0.1 to 0.5 mM. Then, the Newton efficiency can be made higher than that in the case where hydrogen peroxide is not added (Example 5). That is, by adding hydrogen peroxide, the chalcopyrite and the arsenopyrite can be separated more efficiently.
以上の浮遊選鉱試験(1)、(2)より、砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱または砒四面銅鉱との混合鉱物の場合、鉱物スラリーにPAXを添加することで、両者を効率よく分離できることが確認できた。これを利用すれば、砒素品位の高い原料から砒素品位の低い精鉱を得ることができる。 From the above flotation tests (1) and (2), in the case of a mixed mineral of chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic sulfite or arsenic cuprite, which is an arsenic-containing sulfide mineral, PAX is added to the mineral slurry. Therefore, it was confirmed that both can be efficiently separated. If this is utilized, a concentrate with low arsenic grade can be obtained from a raw material with high arsenic grade.
黄銅鉱は砒素を含まない硫化銅鉱物の一種である。原料に、同様の鉱物、例えば斑銅鉱、輝銅鉱が含まれる場合にも、鉱物スラリーにPAXを添加することで、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを分離できると推測される。 Chalcopyrite is a type of copper sulfide mineral that does not contain arsenic. Even when the raw material contains similar minerals, for example, chalcocite or chalcocite, it is presumed that the arsenic-free sulfide mineral and the arsenic-containing sulfide mineral can be separated by adding PAX to the mineral slurry.
また、黄銅鉱は砒素を含まない硫化鉄鉱物の一種でもある。原料に、同様の鉱物、例えば斑銅鉱、黄鉄鉱が含まれる場合にも、鉱物スラリーにPAXを添加することで、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを分離できると推測される。 Chalcopyrite is also a type of iron sulfide mineral that does not contain arsenic. Even when the raw material contains similar minerals, for example, chalcopyrite and pyrite, it is presumed that the arsenic-free sulfide mineral and the arsenic-containing sulfide mineral can be separated by adding PAX to the mineral slurry.
(3)黄銅鉱と硫砒銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(As/Cu、As/Fe)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(3) Flotation test using mixed minerals of chalcopyrite and arsenopyrite (As/Cu, As/Fe)
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic-sulfide arsenide, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および硫砒銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比1:3の割合で混合し、混合鉱物Aを得た。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物Bを得た。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比3:1の割合で混合し、混合鉱物Cを得た。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比7:1の割合で混合し、混合鉱物Dを得た。 Mineral samples of chalcopyrite and arsenopyrite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:3 to obtain a mixed mineral A. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral B. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 3:1 to obtain a mixed mineral C. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 7:1 to obtain a mixed mineral D.
混合鉱物A〜Dのそれぞれについて、XRFを用いて組成を分析し、As/CuおよびAs/Feを求めた。その結果、混合鉱物AのAs/Cuは29.3重量%、As/Feは168.7重量%であった。混合鉱物BのAs/Cuは21.2重量%、As/Feは59.6重量%であった。混合鉱物CのAs/Cuは11.2重量%、As/Feは19.6重量%であった。混合鉱物DのAs/Cuは6.1重量%、As/Feは8.8重量%であった。 The composition of each of the mixed minerals A to D was analyzed using XRF to determine As/Cu and As/Fe. As a result, the mixed mineral A had As/Cu of 29.3% by weight and As/Fe of 168.7% by weight. The mixed mineral B had As/Cu of 21.2% by weight and As/Fe of 59.6% by weight. The mixed mineral C had As/Cu of 11.2% by weight and As/Fe of 19.6% by weight. The mixed mineral D had As/Cu of 6.1% by weight and As/Fe of 8.8% by weight.
前記浮遊選鉱試験(1)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXの添加、浮遊選鉱を行なった。ここで、実施例9および比較例9では混合鉱物Aを用いた。実施例10および比較例10では混合鉱物Bを用いた。実施例11および比較例11では混合鉱物Cを用いた。実施例12および比較例12では混合鉱物Dを用いた。実施例9〜12では、鉱物スラリーにPAXを添加し、5分間撹拌した。鉱物スラリーの液相のPAX濃度を0.01mMとした。比較例9〜12では、PAXを添加しなかった。また、実施例9〜12および比較例9〜12のいずれにおいても過酸化水素を添加しなかった。 In the same procedure as in the flotation test (1), a mineral slurry was prepared, PAX was added, and flotation was performed. Here, in Example 9 and Comparative Example 9, the mixed mineral A was used. In Example 10 and Comparative Example 10, mixed mineral B was used. In Example 11 and Comparative Example 11, mixed mineral C was used. In Example 12 and Comparative Example 12, mixed mineral D was used. In Examples 9 to 12, PAX was added to the mineral slurry and stirred for 5 minutes. The PAX concentration in the liquid phase of the mineral slurry was 0.01 mM. In Comparative Examples 9 to 12, PAX was not added. Further, hydrogen peroxide was not added in any of Examples 9 to 12 and Comparative Examples 9 to 12.
浮遊選鉱により得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。また、分析結果から、ニュートン効率を求めた。その結果を図3の表に示す。 For each of the floating ore and the ore obtained by flotation, the weight was measured and the composition was analyzed. In addition, Newton efficiency was obtained from the analysis results. The results are shown in the table of FIG.
実施例9〜12のニュートン効率は0.36〜0.55である。一方、比較例9〜12のニュートン効率は0.01〜0.09である。As/CuおよびAs/Feが同条件の実施例と比較例とを比較すると、鉱物スラリーにPAXを添加した実施例の方が、硫砒銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが分かる。これより、As/Cuが6.1重量%以上であれば、鉱物スラリーにPAXを添加することで、硫砒銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが確認された。また、As/Feが8.8重量%以上であれば、鉱物スラリーにPAXを添加することで、硫砒銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが確認された。 The Newtonian efficiencies of Examples 9-12 are 0.36-0.55. On the other hand, the Newtonian efficiencies of Comparative Examples 9 to 12 are 0.01 to 0.09. Comparing the examples in which As/Cu and As/Fe have the same conditions and the comparative examples, it is found that the examples in which PAX is added to the mineral slurry can separate arsenic ore and chalcopyrite more efficiently. From this, it was confirmed that if As/Cu is 6.1% by weight or more, by adding PAX to the mineral slurry, it is possible to efficiently separate arsenopyrite and chalcopyrite. It was also confirmed that if As/Fe is 8.8% by weight or more, by adding PAX to the mineral slurry, it is possible to efficiently separate arsenopyrite and chalcopyrite.
また、実施例9〜12より、As/Cuが高くなるほどニュートン効率が高くなることが分かる。これより、As/Cuが高くなるほど、分離効率が高くなると推測される。As/Cuの好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともAs/Cuが6.1〜29.3重量%の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できる。 Further, it is understood from Examples 9 to 12 that the higher the As/Cu, the higher the Newton efficiency. From this, it is estimated that the higher As/Cu, the higher the separation efficiency. Although the upper limit of the preferable range of As/Cu is not clear, an increase in the separation efficiency due to the addition of PAX can be confirmed at least within the range of 6.1 to 29.3 wt% As/Cu.
同様に、As/Feが高くなるほどニュートン効率が高くなることが分かる。これより、As/Feが高くなるほど、分離効率が高くなると推測される。As/Feの好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともAs/Feが8.8〜168.7重量%の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できる。 Similarly, it can be seen that the higher the As/Fe, the higher the Newton efficiency. From this, it is estimated that the higher As/Fe, the higher the separation efficiency. Although the upper limit of the preferable range of As/Fe is not clear, an increase in the separation efficiency due to the addition of PAX can be confirmed at least in the range of 8.8 to 168.7 wt% As/Fe.
(4)黄銅鉱と砒四面銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(As/Cu、As/Fe)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である砒四面銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(4) Flotation test (As/Cu, As/Fe) using mixed minerals of chalcopyrite and arbohemite.
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic tetrahedron, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および砒四面銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比1:3の割合で混合し、混合鉱物Eを得た。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物Fを得た。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比3:1の割合で混合し、混合鉱物Gを得た。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比7:1の割合で混合し、混合鉱物Hを得た。 Mineral samples of chalcopyrite and arborite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:3 to obtain a mixed mineral E. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral F. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 3:1 to obtain a mixed mineral G. A sample of chalcopyrite and a sample of arborite were collected in a weight ratio of 7:1 to obtain a mixed mineral H.
混合鉱物E〜Hのそれぞれについて、XRFを用いて組成を分析し、As/CuおよびAs/Feを求めた。その結果、混合鉱物EのAs/Cuは35.6重量%、As/Feは179.9重量%であった。混合鉱物FのAs/Cuは24.5重量%、As/Feは62.6重量%であった。混合鉱物GのAs/Cuは14.0重量%、As/Feは23.8重量%であった。混合鉱物HのAs/Cuは7.0重量%、As/Feは9.9重量%であった。 The composition of each of the mixed minerals E to H was analyzed using XRF to determine As/Cu and As/Fe. As a result, the mixed mineral E had As/Cu of 35.6% by weight and As/Fe of 179.9% by weight. The mixed mineral F had As/Cu of 24.5% by weight and As/Fe of 62.6% by weight. The mixed mineral G had As/Cu of 14.0% by weight and As/Fe of 23.8% by weight. The mixed mineral H had As/Cu of 7.0% by weight and As/Fe of 9.9% by weight.
前記浮遊選鉱試験(3)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXの添加、浮遊選鉱を行なった。ここで、実施例13および比較例13では混合鉱物Eを用いた。実施例14および比較例14では混合鉱物Fを用いた。実施例15および比較例15では混合鉱物Gを用いた。実施例16および比較例16では混合鉱物Hを用いた。 Preparation of a mineral slurry, addition of PAX, and flotation were performed in the same procedure as in the flotation test (3). Here, in Example 13 and Comparative Example 13, the mixed mineral E was used. In Example 14 and Comparative Example 14, mixed mineral F was used. In Example 15 and Comparative Example 15, mixed mineral G was used. In Example 16 and Comparative Example 16, mixed mineral H was used.
浮遊選鉱により得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。また、分析結果から、ニュートン効率を求めた。その結果を図4の表に示す。 For each of the floating ore and the ore obtained by flotation, the weight was measured and the composition was analyzed. In addition, Newton efficiency was obtained from the analysis results. The results are shown in the table of FIG.
実施例13〜16のニュートン効率は0.34〜0.51である。一方、比較例13〜16のニュートン効率は0.03〜0.12である。As/CuおよびAs/Feが同条件の実施例と比較例とを比較すると、鉱物スラリーにPAXを添加した実施例の方が、砒四面銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが分かる。これより、As/Cuが7.0重量%以上であれば、鉱物スラリーにPAXを添加することで、砒四面銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが確認された。少なくともAs/Cuが7.0〜35.6重量%の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できた。また、As/Feが9.9重量%以上であれば、鉱物スラリーにPAXを添加することで、砒四面銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが確認された。少なくともAs/Feが9.9〜179.9重量%の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できた。 The Newtonian efficiencies of Examples 13 to 16 are 0.34 to 0.51. On the other hand, the Newtonian efficiencies of Comparative Examples 13 to 16 are 0.03 to 0.12. Comparing the examples in which As/Cu and As/Fe have the same conditions and the comparative examples, it is understood that the example in which PAX is added to the mineral slurry can more efficiently separate the arsenic cuprite and chalcopyrite. From this, it was confirmed that if As/Cu is 7.0% by weight or more, the addition of PAX to the mineral slurry enables efficient separation of arborite and chalcopyrite. At least As/Cu was in the range of 7.0 to 35.6% by weight, and it was confirmed that the PAX addition increased the separation efficiency. Further, it was confirmed that if As/Fe is 9.9% by weight or more, by adding PAX to the mineral slurry, it is possible to efficiently separate the arborized copper ore and chalcopyrite. At least As/Fe within the range of 9.9 to 179.9% by weight, it was confirmed that the separation efficiency increased due to the addition of PAX.
以上の浮遊選鉱試験(3)、(4)より、混合鉱物のAs/Cuが6.1重量%以上であれば、鉱物スラリーにPAXを添加することで、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを効率よく分離できることが確認できた。また、As/Cuの好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともAs/Cuが6.1〜35.6重量%の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できた。 From the above flotation tests (3) and (4), if As/Cu of the mixed minerals is 6.1% by weight or more, by adding PAX to the mineral slurry, arsenic-free sulfide minerals and arsenic-containing sulfides can be added. It was confirmed that the minerals could be efficiently separated. In addition, although the upper limit of the preferable range of As/Cu is not clear, it was confirmed that the PAX addition increased the separation efficiency at least in the range of 6.1 to 35.6 wt% As/Cu.
同様に、混合鉱物のAs/Feが8.8重量%以上であれば、鉱物スラリーにPAXを添加することで、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを効率よく分離できることが確認できた。また、As/Feの好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともAs/Feが8.8〜179.9重量%の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できた。 Similarly, if As/Fe of the mixed minerals is 8.8 wt% or more, it was confirmed that the arsenic-free sulfide minerals and the arsenic-containing sulfide minerals can be efficiently separated by adding PAX to the mineral slurry. .. Further, although the upper limit of the preferable range of As/Fe is not clear, it was confirmed that the addition of PAX increased the separation efficiency in the range of at least As/Fe of 8.8 to 179.9% by weight.
(5)黄銅鉱と硫砒銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(PAX濃度)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(5) Flotation test (PAX concentration) using mixed minerals of chalcopyrite and arsenopyrite
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic-sulfide arsenide, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および硫砒銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物を得た。XRFを用いて混合鉱物の組成を分析し、As/Cuを求めたところ21.1重量%であった。また、As/Feは61.1重量%であった。 Mineral samples of chalcopyrite and arsenopyrite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral. The composition of the mixed mineral was analyzed using XRF, and As/Cu was determined to be 21.1% by weight. Further, As/Fe was 61.1% by weight.
前記浮遊選鉱試験(1)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXの添加、浮遊選鉱を行なった。ここで、鉱物スラリーの液相のPAX濃度を、実施例17においては0.005mM、実施例18においては0.01mM、実施例19においては0.05mM、実施例20においては0.1mM、実施例21においては0.5mMとした。比較例17ではPAXを添加しなかった。また、実施例17〜21および比較例17のいずれにおいても過酸化水素を添加しなかった。 In the same procedure as in the flotation test (1), a mineral slurry was prepared, PAX was added, and flotation was performed. Here, the PAX concentration in the liquid phase of the mineral slurry was 0.005 mM in Example 17, 0.01 mM in Example 18, 0.05 mM in Example 19, and 0.1 mM in Example 20. In Example 21, it was 0.5 mM. In Comparative Example 17, PAX was not added. Further, hydrogen peroxide was not added in any of Examples 17 to 21 and Comparative Example 17.
浮遊選鉱により得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。また、分析結果から、ニュートン効率を求めた。その結果を図5の表に示す。 For each of the floating ore and the ore obtained by flotation, the weight was measured and the composition was analyzed. In addition, Newton efficiency was obtained from the analysis results. The results are shown in the table of FIG.
PAXを添加した実施例17〜21のニュートン効率は0.06〜0.28である。一方、PAXを添加しなかった比較例17のニュートン効率は−0.01である。これより、PAX濃度が0.005mM以上であれば、PAXを添加しない場合よりも、硫砒銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが分かる。 The Newtonian efficiency of Examples 17 to 21 with PAX added is 0.06 to 0.28. On the other hand, the Newton efficiency of Comparative Example 17 in which PAX was not added is -0.01. From this, it is understood that if the PAX concentration is 0.005 mM or more, the arsenic sphalerite and chalcopyrite can be separated more efficiently than in the case where PAX is not added.
また、実施例17のニュートン効率が0.06であるのに対して、実施例18〜21のニュートン効率は0.24〜0.28と高くなっている。したがって、PAX濃度は0.01mM以上とすることがより好ましいことが分かる。また、PAX濃度の好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともPAX濃度が0.005〜0.5mMの範囲で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できる。 Further, the Newton efficiency of Example 17 is 0.06, whereas the Newton efficiency of Examples 18 to 21 is as high as 0.24 to 0.28. Therefore, it is understood that the PAX concentration is more preferably 0.01 mM or more. Further, although the upper limit of the preferable range of the PAX concentration is not clear, an increase in the separation efficiency due to the addition of PAX can be confirmed at least in the PAX concentration range of 0.005 to 0.5 mM.
(6)黄銅鉱と砒四面銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(PAX濃度)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である砒四面銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(6) Flotation test using mixed minerals of chalcopyrite and arbohemite (PAX concentration)
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic tetrahedron, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および砒四面銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物を得た。XRFを用いて混合鉱物の組成を分析し、As/Cuを求めたところ19.3重量%であった。また、As/Feは45.9重量%であった。 Mineral samples of chalcopyrite and arborite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arborite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral. The composition of the mixed mineral was analyzed using XRF, and As/Cu was determined to be 19.3% by weight. Further, As/Fe was 45.9% by weight.
前記浮遊選鉱試験(5)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXの添加、浮遊選鉱を行なった。実施例17〜21、比較例17と同様の条件を、それぞれ実施例22〜26、比較例18とする。 Preparation of a mineral slurry, addition of PAX, and flotation were carried out in the same procedure as in the flotation test (5). Conditions similar to those of Examples 17 to 21 and Comparative Example 17 are referred to as Examples 22 to 26 and Comparative Example 18, respectively.
浮遊選鉱により得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。また、分析結果から、ニュートン効率を求めた。その結果を図6の表に示す。 For each of the floating ore and the ore obtained by flotation, the weight was measured and the composition was analyzed. In addition, Newton efficiency was obtained from the analysis results. The results are shown in the table of FIG.
PAXを添加した実施例22〜26のニュートン効率は0.27〜0.44である。一方、PAXを添加しなかった比較例18のニュートン効率は0.01である。これより、PAX濃度が0.005mM以上であれば、PAXを添加しない場合よりも、砒四面銅鉱と黄銅鉱とを効率よく分離できることが分かる。 The Newtonian efficiencies of Examples 22-26 with PAX added are 0.27-0.44. On the other hand, the Newton efficiency of Comparative Example 18 in which PAX was not added is 0.01. From this, it can be seen that if the PAX concentration is 0.005 mM or more, the arsenic cuprite and chalcopyrite can be separated more efficiently than in the case where PAX is not added.
また、実施例22のニュートン効率が0.27であるのに対して、実施例23〜26のニュートン効率は0.39〜0.44と高くなっている。したがって、PAX濃度は0.01mM以上とすることがより好ましいことが分かる。また、PAX濃度の好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともPAX濃度が0.005〜0.5mMの範囲で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できる。 Further, the Newton efficiency of Example 22 is 0.27, whereas the Newton efficiency of Examples 23 to 26 is as high as 0.39 to 0.44. Therefore, it is understood that the PAX concentration is more preferably 0.01 mM or more. Further, although the upper limit of the preferable range of the PAX concentration is not clear, an increase in the separation efficiency due to the addition of PAX can be confirmed at least in the PAX concentration range of 0.005 to 0.5 mM.
(7)黄銅鉱と硫砒銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(pH)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(7) Flotation test (pH) using mixed minerals of chalcopyrite and arsenopyrite
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic-sulfide arsenide, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および硫砒銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と硫砒銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物を得た。XRFを用いて混合鉱物の組成を分析し、As/Cuを求めたところ21.1重量%であった。また、As/Feは61.1重量%であった。 Mineral samples of chalcopyrite and arsenopyrite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arsenopyrite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral. The composition of the mixed mineral was analyzed using XRF, and As/Cu was determined to be 21.1% by weight. Further, As/Fe was 61.1% by weight.
前記浮遊選鉱試験(1)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXの添加、浮遊選鉱を行なった。ここで、実施例27〜31では、鉱物スラリーの液相のPAX濃度を0.01mMとした。比較例19〜23ではPAXを添加しなかった。また、実施例27〜31および比較例19〜23のいずれにおいても過酸化水素を添加しなかった。 In the same procedure as in the flotation test (1), a mineral slurry was prepared, PAX was added, and flotation was performed. Here, in Examples 27 to 31, the PAX concentration in the liquid phase of the mineral slurry was 0.01 mM. In Comparative Examples 19 to 23, PAX was not added. Further, hydrogen peroxide was not added in any of Examples 27 to 31 and Comparative Examples 19 to 23.
また、鉱石スラリーの液相のpHを、実施例27および比較例19においては6、実施例28および比較例20においては8、実施例29および比較例21においては9、実施例30および比較例22においては10、実施例31および比較例23においては11に調整した。 The pH of the liquid phase of the ore slurry was 6, in Example 27 and Comparative Example 19, 8 in Example 28 and Comparative Example 20, 9 in Example 29 and Comparative Example 21, and 30 and Example 30 and Comparative Example. It was adjusted to 10 in 22 and 11 in Example 31 and Comparative Example 23.
浮遊選鉱により得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。また、分析結果から、ニュートン効率を求めた。その結果を図7の表に示す。 For each of the floating ore and the ore obtained by flotation, the weight was measured and the composition was analyzed. In addition, Newton efficiency was obtained from the analysis results. The results are shown in the table of FIG.
pHを6に調整した実施例27のニュートン効率が0.23であるのに対して、pHを8〜11に調整した実施例28〜31のニュートン効率は0.47〜0.51と高くなっている。したがって、鉱石スラリーの液相のpHを8以上に調整することが好ましいことが分かる。また、pHの好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともpHが8〜11の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できる。 The Newtonian efficiency of Example 27 in which the pH was adjusted to 6 was 0.23, whereas the Newtonian efficiency of Examples 28 to 31 in which the pH was adjusted to 8 to 11 was as high as 0.47 to 0.51. ing. Therefore, it is preferable to adjust the pH of the liquid phase of the ore slurry to 8 or more. Moreover, although the upper limit of the preferable range of pH is not clear, an increase in the separation efficiency due to the addition of PAX can be confirmed at least within the range of pH 8 to 11.
一方、比較例19〜23より、鉱石スラリーの液相のpHを8〜11に調整したとしても、PAXを添加しない場合には、ニュートン効率が低く、黄銅鉱と硫砒銅鉱とを効率よく分離できないことが分かる。 On the other hand, from Comparative Examples 19 to 23, even if the pH of the liquid phase of the ore slurry was adjusted to 8 to 11, Newton's efficiency was low and chalcopyrite and arsenopyrite could not be efficiently separated when PAX was not added. I understand.
(8)黄銅鉱と砒四面銅鉱との混合鉱物を用いた浮遊選鉱試験(pH)
砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱と砒素含有硫化鉱物である砒四面銅鉱とを浮遊選鉱により分離する試験を行なった。
(8) Flotation test (pH) using mixed minerals of chalcopyrite and arborite
A test was conducted to separate chalcopyrite, which is an arsenic-free sulfide mineral, and arsenic tetrahedron, which is an arsenic-containing sulfide mineral, by flotation.
黄銅鉱および砒四面銅鉱の鉱物試料を用意した。各鉱物試料は粒子状であり、その粒径は篩下38μmである。黄銅鉱の試料と砒四面銅鉱の試料とを重量比1:1の割合で混合し、混合鉱物を得た。XRFを用いて混合鉱物の組成を分析し、As/Cuを求めたところ19.3重量%であった。また、As/Feは45.9重量%であった。 Mineral samples of chalcopyrite and arborite were prepared. Each mineral sample is in the form of particles, and the particle size is 38 μm below the sieve. A sample of chalcopyrite and a sample of arborite were mixed at a weight ratio of 1:1 to obtain a mixed mineral. The composition of the mixed mineral was analyzed using XRF, and As/Cu was determined to be 19.3% by weight. Further, As/Fe was 45.9% by weight.
前記浮遊選鉱試験(7)と同様の手順で、鉱物スラリーの作成、PAXの添加、浮遊選鉱を行なった。実施例27〜31、比較例19〜23と同様の条件を、それぞれ実施例32〜36、比較例24〜28とする。 In the same procedure as the flotation test (7), mineral slurry was prepared, PAX was added, and flotation was performed. Conditions similar to those in Examples 27 to 31 and Comparative Examples 19 to 23 are defined as Examples 32 to 36 and Comparative Examples 24 to 28, respectively.
浮遊選鉱により得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、組成を分析した。また、分析結果から、ニュートン効率を求めた。その結果を図8の表に示す。 For each of the floating ore and the ore obtained by flotation, the weight was measured and the composition was analyzed. In addition, Newton efficiency was obtained from the analysis results. The results are shown in the table of FIG.
pHを8に調整した実施例33のニュートン効率が0.06であるのに対して、pHを9〜11に調整した実施例34〜36のニュートン効率は0.34〜0.61と高くなっている。したがって、鉱石スラリーの液相のpHを9以上に調整することが好ましいことが分かる。また、pHの好ましい範囲の上限値は定かではないが、少なくともpHが9〜11の範囲内で、PAX添加による分離効率の上昇が確認できる。 The Newtonian efficiency of Example 33 in which the pH was adjusted to 8 was 0.06, whereas the Newtonian efficiency of Examples 34 to 36 in which the pH was adjusted to 9 to 11 was as high as 0.34 to 0.61. ing. Therefore, it is understood that it is preferable to adjust the pH of the liquid phase of the ore slurry to 9 or higher. Moreover, although the upper limit of the preferable range of pH is not clear, an increase in the separation efficiency due to the addition of PAX can be confirmed at least within the range of pH 9 to 11.
一方、比較例24〜28より、鉱石スラリーの液相のpHを9〜11に調整したとしても、PAXを添加しない場合には、ニュートン効率が低く、黄銅鉱と砒四面銅鉱とを効率よく分離できないことが分かる。 On the other hand, from Comparative Examples 24 to 28, even if the pH of the liquid phase of the ore slurry was adjusted to 9 to 11, when PAX was not added, the Newton efficiency was low, and chalcopyrite and argentine tetrahedron were efficiently separated. I see that I can't.
(9)銅精鉱を用いた浮遊選鉱試験
銅精鉱を用意した。MLA分析法により銅精鉱の鉱物組成を分析した結果、銅精鉱には砒素非含有硫化鉱物である黄銅鉱、斑銅鉱、輝銅鉱および黄鉄鉱が合計63%含まれることが確認された。また、銅精鉱には砒素含有硫化鉱物である硫砒銅鉱および砒四面銅鉱が合計23%含まれることが確認された。
(9) Flotation test using copper concentrate Copper concentrate was prepared. As a result of analyzing the mineral composition of the copper concentrate by the MLA analysis method, it was confirmed that the copper concentrate contained a total of 63% of arsenic-free sulfide minerals such as chalcopyrite, agarite, chalcopyrite and pyrite. Further, it was confirmed that the copper concentrate contained a total of 23% of arsenic sulfite ore and tetrahedron copper ore, which are arsenic-containing sulfide minerals.
銅精鉱の組成を、XRFを用いて分析したところ、銅が36.2重量%、鉄が16.7重量%、砒素が5.1重量%であった。したがって、銅精鉱のAs/Cuは14.0重量%、As/Feは30.5重量%である。 The composition of the copper concentrate was analyzed by XRF and found to be 36.2% by weight of copper, 16.7% by weight of iron and 5.1% by weight of arsenic. Therefore, As/Cu of the copper concentrate is 14.0 wt% and As/Fe is 30.5 wt %.
実施例37では、工業用水680gに銅精鉱220gを添加し、撹拌して鉱物スラリーを得た。鉱物スラリーの固形分濃度は約32重量%である。実施例37ではシェアアジテーションを行わなかった。 In Example 37, 220 g of copper concentrate was added to 680 g of industrial water and stirred to obtain a mineral slurry. The solid concentration of the mineral slurry is about 32% by weight. In Example 37, shear agitation was not performed.
実施例38、39では、工業用水380gに銅精鉱220gを添加し、撹拌して鉱物スラリーを得た。鉱物スラリーの固形分濃度は約58重量%である。前処理としてシェアアジテーションを行った。シェアアジテーションはファーレンワルド型浮遊選鉱機で、空気を導入せずに撹拌することにより行った。シェアアジテーションの処理時間は、実施例38では30分、実施例39では60分とした。その後、鉱物スラリーの固形分濃度が32重量%となるように工業用水を添加した。 In Examples 38 and 39, 220 g of copper concentrate was added to 380 g of industrial water and stirred to obtain a mineral slurry. The solid concentration of the mineral slurry is about 58% by weight. Share agitation was performed as a pretreatment. The shear agitation was performed by stirring with a Fallenwald type flotation machine without introducing air. The shear agitation treatment time was 30 minutes in Example 38 and 60 minutes in Example 39. Then, industrial water was added so that the solid content concentration of the mineral slurry was 32% by weight.
以下の試験中、インペラー回転数2200rpmで撹拌しながら、鉱物スラリーの液相のpHを8.5〜9.5に維持した。ここで、アルカリとして水酸化カリウムを用い、酸として塩酸を用いた。 During the following tests, the pH of the liquid phase of the mineral slurry was maintained at 8.5 to 9.5 while stirring at an impeller rotation speed of 2200 rpm. Here, potassium hydroxide was used as the alkali and hydrochloric acid was used as the acid.
実施例37〜39いずれも、鉱物スラリーに過酸化水素を添加して、60分間撹拌した。鉱物スラリーの液相における過酸化水素の濃度は0.1Mとした。その後、鉱物スラリーにPAXを添加し、3分間撹拌した。ここで、PAXの添加量を、銅精鉱の重量を基準として60g/tonとした。 In each of Examples 37 to 39, hydrogen peroxide was added to the mineral slurry and stirred for 60 minutes. The concentration of hydrogen peroxide in the liquid phase of the mineral slurry was 0.1M. Then, PAX was added to the mineral slurry and stirred for 3 minutes. Here, the amount of PAX added was set to 60 g/ton based on the weight of the copper concentrate.
つぎに、鉱石スラリーに起泡剤としてパインオイルを添加し、2分間撹拌した。ここで、パインオイルの添加量を、銅精鉱の重量を基準として50g/tonとした。 Next, pine oil was added to the ore slurry as a foaming agent, and the mixture was stirred for 2 minutes. Here, the addition amount of pine oil was set to 50 g/ton based on the weight of the copper concentrate.
つぎに、浮遊選鉱装置に窒素ガスを導入して浮遊選鉱を行なった。浮遊選鉱装置としてファーレンワルド型浮遊選鉱機を使用した。浮選時間を30分とした。得られた浮鉱および沈鉱のそれぞれについて、重量を測定し、元素組成および鉱物組成を分析した。元素組成の分析には、XRFを用いた。鉱物組成の分析には、MLA分析法を用いた。また、分析結果から、浮遊選鉱による砒素非含有硫化銅鉱物と砒素含有硫化銅鉱物との分離効率を示すニュートン効率を求めた。ニュートン効率は以下の手順で求められる。 Next, nitrogen gas was introduced into the flotation apparatus to perform flotation. A Fallenwald type flotation machine was used as a flotation apparatus. The flotation time was 30 minutes. Each of the obtained floating ore and ore was weighed, and the elemental composition and the mineral composition were analyzed. XRF was used for the analysis of the elemental composition. The MLA analysis method was used for the analysis of the mineral composition. In addition, Newtonian efficiency, which indicates the separation efficiency of arsenic-free copper sulfide minerals and arsenic-containing copper sulfide minerals by flotation, was obtained from the analysis results. The Newton efficiency is calculated by the following procedure.
砒素非含有硫化銅鉱物の浮鉱率RN-Asは式(8)により求められる。
[式(8)]
RN-As=R×Gr(CuN-As)/(R×Gr(CuN-As)+L×Gl(CuN-As))
ここで、Gr(CuN-As)は浮鉱の砒素非含有硫化銅鉱物に含まれる銅の品位、Gl(CuN-As)は沈鉱の砒素非含有硫化銅鉱物に含まれる銅の品位である。Gr(CuN-As)およびGl(CuN-As)は、浮鉱および沈鉱の銅品位および鉱物組成から求められる。砒素非含有硫化銅鉱物の浮鉱率RN-Asは、浮鉱および沈鉱として回収された砒素含有硫化銅鉱物のうちの浮鉱の重量割合を意味する。
The floatation rate R N-As of the arsenic-free copper sulfide mineral is calculated by the equation (8).
[Formula (8)]
R N-As = R x Gr(Cu N-As )/(R x Gr(Cu N-As )+L x Gl(Cu N-As ))
Here, Gr(Cu N-As ) is the grade of copper contained in the arsenic-free copper sulfide mineral of the float, and Gl(Cu N-As ) is the grade of copper contained in the arsenic-free copper sulfide mineral of the sink. Is. Gr(Cu N-As ) and Gl(Cu N-As ) are determined from the copper grades and mineral composition of floats and ores. The buoyancy rate RN -As of the arsenic-free copper sulfide mineral means the weight ratio of the flotation of the arsenic-containing copper sulfide minerals recovered as flotation and sedimentation.
砒素含有硫化銅鉱物の浮鉱率RAsは式(9)により求められる。
[式(9)]
RAs=R×Gr(CuAs)/(R×Gr(CuAs)+L×Gl(CuAs))
ここで、Gr(CuAs)は浮鉱の砒素含有硫化銅鉱物に含まれる銅の品位、Gl(CuAs)は沈鉱の砒素含有硫化銅鉱物に含まれる銅の品位である。Gr(CuAs)およびGl(CuAs)は、浮鉱および沈鉱の銅品位および鉱物組成から求められる。砒素含有硫化銅鉱物の浮鉱率RAsは、浮鉱および沈鉱として回収された砒素含有硫化銅鉱物のうちの浮鉱の重量割合を意味する。
The floating ore rate R As of the arsenic-containing copper sulfide mineral is obtained by the equation (9).
[Formula (9)]
R As =R×Gr(Cu As )/(R×Gr(Cu As )+L×Gl(Cu As ))
Here, Gr(Cu As ) is the grade of copper contained in the arsenic-containing copper sulfide mineral of the float, and Gl(Cu As ) is the grade of copper contained in the arsenic-containing copper sulfide mineral of the sink. Gr(Cu As ) and Gl(Cu As ) are determined from the copper grade and mineral composition of floats and ores. The flotation rate R As of the arsenic-containing copper sulfide mineral means the weight ratio of the flotation of the arsenic-containing copper sulfide minerals recovered as flotation and sedimentation.
ニュートン効率ηNは、砒素非含有硫化銅鉱物の浮鉱率RN-Asおよび砒素含有硫化銅鉱物の浮鉱率RAsを用いた式(10)により求められる。
[式(10)]
ηN=RAs−RN-As
The Newtonian efficiency ηN is obtained by the equation (10) using the floatation rate R N-As of the arsenic-free copper sulfide mineral and the floatation rate R As of the arsenic-containing copper sulfide mineral.
[Formula (10)]
ηN=R As −R N-As
実施例37〜39の結果を図9の表に示す。
前処理としてシェアアジテーションを行わなかった実施例37では、ニュートン効率が0.06であった。これに対して、シェアアジテーションを行った実施例38、39ではニュートン効率がそれぞれ0.12、0.37であった。これより、原料として銅精鉱を用いる場合には、シェアアジテーションを行う方が、砒素非含有硫化鉱物と砒素含有硫化鉱物とを効率よく分離できることが確認された。
The results of Examples 37 to 39 are shown in the table of FIG.
In Example 37 in which shear agitation was not performed as the pretreatment, the Newton efficiency was 0.06. On the other hand, in Examples 38 and 39 in which shear agitation was performed, the Newton efficiencies were 0.12 and 0.37, respectively. From this, it was confirmed that when copper concentrate is used as a raw material, shear agitation can efficiently separate the arsenic-free sulfide mineral and the arsenic-containing sulfide mineral.
また、実施例38、39より、シェアアジテーションの処理時間を長くするほど、ニュートン効率が高くなることが分かる。シェアアジテーションの処理時間は、30分以上が好ましく、60分以上がより好ましいこといえる。シェアアジテーションの処理時間の上限は、特に限定されないが、120分処理すれば、銅精鉱の表面付着物を十分に除去できると考えられる。 Further, from Examples 38 and 39, it is understood that the Newton efficiency becomes higher as the processing time of the shear agitation becomes longer. It can be said that the processing time of the shear agitation is preferably 30 minutes or longer, more preferably 60 minutes or longer. The upper limit of the shear agitation treatment time is not particularly limited, but it is considered that 120 minutes of treatment can sufficiently remove the deposits on the surface of the copper concentrate.
Claims (13)
前記原料を含む鉱物スラリーにキサントゲン酸アルカリ金属塩を添加して浮遊選鉱を行ない、前記原料を前記原料よりも前記砒素非含有硫化鉱物の品位が高い沈鉱と前記原料よりも前記砒素含有硫化鉱物の品位が高い浮鉱とに分離する浮遊選鉱工程を備える
ことを特徴とする選鉱方法。 A beneficiation method using a raw material containing an arsenic-free sulfide mineral that is an arsenic-free sulfide mineral and an arsenic-containing sulfide mineral that is an arsenic-containing copper sulfide mineral,
Floating is performed by adding an alkali metal xanthate to a mineral slurry containing the raw material, and the raw material is a precipitation ore having a higher grade of the arsenic-free sulfide mineral than the raw material and the arsenic-containing sulfide mineral than the raw material. A flotation method comprising a flotation step of separating into a high-grade flotation step.
ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to claim 1, wherein the alkali metal xanthate is potassium amylxanthate.
ことを特徴とする請求項1または2記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to claim 1 or 2, wherein the arsenic-free sulfide mineral includes a copper sulfide mineral that does not include arsenic.
ことを特徴とする請求項1〜3のいずれかに記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to any one of claims 1 to 3, wherein the arsenic-free sulfide mineral contains an iron sulfide mineral that does not contain arsenic.
ことを特徴とする請求項1または2記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to claim 1 or 2, wherein the arsenic-containing sulfide mineral is at least one mineral selected from the group consisting of arsenic spruce ore and tetrahedrite.
ことを特徴とする請求項3記載の選鉱方法。 4. The beneficiation method according to claim 3, wherein the copper sulfide mineral containing no arsenic is at least one mineral selected from the group consisting of chalcopyrite, chalcopyrite, and chalcocite.
ことを特徴とする請求項4記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to claim 4, wherein the iron sulfide mineral containing no arsenic is at least one mineral selected from the group consisting of chalcopyrite, chalcopyrite, and pyrite.
ことを特徴とする請求項3記載の選鉱方法。 4. The beneficiation method according to claim 3, wherein the raw material contains 6.1 parts by weight or more of arsenic with respect to 100 parts by weight of copper.
ことを特徴とする請求項4記載の選鉱方法。 The mineral processing method according to claim 4, wherein the raw material contains 8.8 parts by weight or more of arsenic with respect to 100 parts by weight of iron.
ことを特徴とする請求項2記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to claim 2, wherein, in the flotation step, the concentration of potassium amylxanthate in the liquid phase of the mineral slurry is set to 0.005 mM or more.
ことを特徴とする請求項1〜10のいずれかに記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to any one of claims 1 to 10, wherein in the flotation step, the pH of the liquid phase of the mineral slurry is set to 8 or more.
ことを特徴とする請求項1〜11のいずれかに記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to any one of claims 1 to 11, wherein an oxidizing agent is added to the mineral slurry in the flotation step.
ことを特徴とする請求項1〜12のいずれかに記載の選鉱方法。 The beneficiation method according to claim 1, further comprising a pretreatment step of performing shear agitation on the raw material before the flotation step.
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Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2021074640A (en) * | 2019-11-05 | 2021-05-20 | 国立大学法人九州大学 | Mineral processing method |
WO2022038854A1 (en) * | 2020-08-21 | 2022-02-24 | Jx金属株式会社 | Flotation method and method for collecting copper |
WO2022044599A1 (en) * | 2020-08-27 | 2022-03-03 | 独立行政法人石油天然ガス・金属鉱物資源機構 | Method for selectively recovering arsenic-containing copper mineral, and flotation agent used in same |
WO2022181742A1 (en) * | 2021-02-25 | 2022-09-01 | 日鉄鉱業株式会社 | Method for producing low-arsenic copper concentrate |
WO2023112734A1 (en) * | 2021-12-17 | 2023-06-22 | 国立大学法人九州大学 | Ore dressing method |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS6186960A (en) * | 1984-09-13 | 1986-05-02 | ザ ダウ ケミカル カンパニ− | Novel capture agent for frothing flotation of mineral value |
JP2010518102A (en) * | 2007-02-07 | 2010-05-27 | サイテク・テクノロジー・コーポレーシヨン | New dithiocarbamate scavengers and their use in ore body beneficiation. |
JP2013513025A (en) * | 2009-12-04 | 2013-04-18 | バリック・ゴールド・コーポレイション | Separation of copper minerals from pyrite using air-metabisulfite treatment |
JP2018135279A (en) * | 2017-02-20 | 2018-08-30 | 学校法人 芝浦工業大学 | Novel peptide and application thereof |
-
2019
- 2019-08-09 JP JP2019147005A patent/JP7344504B2/en active Active
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS6186960A (en) * | 1984-09-13 | 1986-05-02 | ザ ダウ ケミカル カンパニ− | Novel capture agent for frothing flotation of mineral value |
JP2010518102A (en) * | 2007-02-07 | 2010-05-27 | サイテク・テクノロジー・コーポレーシヨン | New dithiocarbamate scavengers and their use in ore body beneficiation. |
JP2013513025A (en) * | 2009-12-04 | 2013-04-18 | バリック・ゴールド・コーポレイション | Separation of copper minerals from pyrite using air-metabisulfite treatment |
JP2018135279A (en) * | 2017-02-20 | 2018-08-30 | 学校法人 芝浦工業大学 | Novel peptide and application thereof |
Cited By (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2021074640A (en) * | 2019-11-05 | 2021-05-20 | 国立大学法人九州大学 | Mineral processing method |
JP7299592B2 (en) | 2019-11-05 | 2023-06-28 | 国立大学法人九州大学 | beneficiation method |
WO2022038854A1 (en) * | 2020-08-21 | 2022-02-24 | Jx金属株式会社 | Flotation method and method for collecting copper |
WO2022044599A1 (en) * | 2020-08-27 | 2022-03-03 | 独立行政法人石油天然ガス・金属鉱物資源機構 | Method for selectively recovering arsenic-containing copper mineral, and flotation agent used in same |
JP7390632B2 (en) | 2020-08-27 | 2023-12-04 | 独立行政法人エネルギー・金属鉱物資源機構 | Method for selectively recovering arsenic-containing copper minerals and flotation agent used therein |
WO2022181742A1 (en) * | 2021-02-25 | 2022-09-01 | 日鉄鉱業株式会社 | Method for producing low-arsenic copper concentrate |
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WO2023112734A1 (en) * | 2021-12-17 | 2023-06-22 | 国立大学法人九州大学 | Ore dressing method |
JP2023090049A (en) * | 2021-12-17 | 2023-06-29 | 国立大学法人九州大学 | Ore dressing method |
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