JP2016164286A - 選鉱方法 - Google Patents

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Abstract

【課題】より効率のよい選鉱方法を提供する。
【解決手段】粉砕された複数種類の鉱物を含む原料を加熱して一部の鉱物を磁化する磁化工程と、磁化工程の後に、原料を磁着物と非磁着物に分離する磁力選鉱工程とを備える。磁化工程および磁力選鉱工程の条件を適切に設定することで、効率よく選鉱できる。原料には黄銅鉱および輝水鉛鉱が含まれている場合には、磁化工程において、炉内温度を500℃以上とし、磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とする。黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ輝水鉛鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と輝水鉛鉱を十分に分離できる。
【選択図】図1

Description

本発明は、選鉱方法に関する。さらに詳しくは、磁力選鉱による選鉱方法に関する。
銅精錬の分野では、銅を含有する銅鉱石や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われる。
(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、浮遊選鉱を行う。浮遊選鉱では、スラリーに抑制剤、起泡剤、捕収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を含む鉱物を浮遊させつつ、脈石を沈降させて分離を行う。これにより銅品位30%前後の銅精鉱が得られる。
(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。
(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。
ところで、銅は黄銅鉱や班銅鉱などの硫化鉱物として硫化銅鉱石中に存在するものが多い。ポーフォリー型と呼ばれる銅鉱床をもつ鉱山では、鉱石中の黄銅鉱や斑銅鉱に輝水鉛鉱や硫砒銅鉱が随伴されている。
輝水鉛鉱に含まれるモリブデンは特殊鋼の合金成分、石油精製の触媒、潤滑剤などに用いられる有価な元素である。また、輝水鉛鉱が炉で熔解されると、揮発したモリブデンが設備に付着し腐食を促進する。硫砒銅鉱に含まれる砒素を乾式製錬工程で処理するにはコストが必要となる。そのため、選鉱工程において銅鉱石から輝水鉛鉱や硫砒銅鉱を分離することが求められる。
以下の特許文献1、2、3には、輝水鉛鉱などのモリブデンを含有する鉱物を分離する方法が開示されている。
特許文献1には、鉱物の表面をオゾン酸化させた後に浮遊選鉱を行う方法が開示されている。より詳細には、銅粗選および銅精選によって得られた銅精鉱に対してモリブデン浮選を行う。得られた浮鉱の輝水鉛鉱含有量が約1重量%になった時点で浮鉱をオゾン酸化する。この浮鉱を再度浮遊選鉱に付してモリブデン鉱物を浮鉱として回収する。
特許文献2には、鉱物の表面にプラズマ処理を施した後に浮遊選鉱を行う方法が開示されている。より詳細には、銅を含む鉱物とモリブデンを含む鉱物の混合物に、酸素を酸化剤とする雰囲気下でプラズマ照射を行う。プラズマ処理後の混合物をアルカリ金属塩の水溶液で洗浄する。洗浄後の混合物を浮遊選鉱に付して銅を含む鉱物とモリブデンを含む鉱物とを分離する。
特許文献3には、高純度二硫化モリブデンの製造方法が開示されている。より詳細には、モリブデン精鉱からなる湿潤ケーキにマイクロ波処理を施す。マイクロ波処理の後、湿潤ケーキに水を加えてスラリーとし磁力分離を行う。これにより純度が99.3%以上の高純度二硫化モリブデンを得る。
以下の特許文献4、5、6には、硫砒銅鉱などの砒素を含有する鉱物を分離する方法が開示されている。
特許文献4には、砒素を含む銅精鉱を90〜120℃で加熱処理した後、リパルプして浮遊選鉱し、砒素鉱物を浮遊させて除去することが開示されている。加熱処理により銅鉱物表面が酸化され、不活性の酸化皮膜が形成される。その結果、銅鉱物と砒素鉱物の表面での表面化学的または結晶化学的な状態に違いが生じ、これが浮遊性の差となって両者の分離が可能になると考えられる。
特許文献5には、空気、過酸化水素、その他の酸化剤を添加し、ザンセートを捕収剤とし、ポリアミンおよび硫黄化合物の混合物を抑制剤としてpH9〜10で浮遊選鉱することによって砒素鉱物を分離する方法が開示されている。
特許文献6には、砒素鉱物を含む含銅物に水を添加してスラリーにした後、スラリーのpHを8〜12に調整して浮遊選鉱することによって含銅物から砒素鉱物を分離する方法が開示されている。銅イオンとのキレートを生成するトリエチレンテトラミンやエチレンジアミン四酢酸などのキレート剤を用いて含銅物を処理する可溶性銅除去工程、および空気や酸素などの酸化剤を用いて砒素鉱物を酸化処理する酸化工程の内の少なくとも一方を行う。
特開平5−195106号公報 特開2014−188428号公報 中国特許出願公開第103318961号明細書 特開2006−239553号公報 米国特許第7004326号明細書 特開2012−241249号公報
本発明は上記事情に鑑み、より効率のよい選鉱方法を提供することを目的とする。
第1発明の選鉱方法は、粉砕された複数種類の鉱物を含む原料を加熱して一部の鉱物を磁化する磁化工程と、前記磁化工程の後に、前記原料を磁着物と非磁着物に分離する磁力選鉱工程と、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、前記原料には黄銅鉱および輝水鉛鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とすることを特徴とする。
第3発明の選鉱方法は、第1発明において、前記原料には黄銅鉱および硫砒銅鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を750℃以上とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を約1.0Tとすることを特徴とする。
第4発明の選鉱方法は、第1発明において、前記原料には黄銅鉱および砒四面銅鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上750℃以下とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とすることを特徴とする。
第5発明の選鉱方法は、第1発明において、前記原料には黄銅鉱および硫砒鉄鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上750℃以下とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とすることを特徴とする。
第6発明の選鉱方法は、第1発明において、前記原料には黄銅鉱および黄鉄鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を200℃以上250℃以下とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を2.0T以上とすることを特徴とする。
第7発明の選鉱方法は、第1発明において、前記原料には黄鉄鉱および輝水鉛鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とすることを特徴とする。
第8発明の選鉱方法は、第1発明において、前記原料には黄鉄鉱および硫砒鉄鉱が含まれており、前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上750℃以下とし、前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とすることを特徴とする。
第1発明によれば、磁化工程および磁力選鉱工程の条件を適切に設定することで、効率よく選鉱できる。
第2発明によれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ輝水鉛鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と輝水鉛鉱を十分に分離できる。
第3発明によれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ硫砒銅鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と硫砒銅鉱を十分に分離できる。
第4発明によれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ砒四面銅鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と砒四面銅鉱を十分に分離できる。
第5発明によれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ硫砒鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と硫砒鉄鉱を十分に分離できる。
第6発明によれば、黄銅鉱の磁着物回収率を50%以上とし、かつ黄鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と黄鉄鉱を十分に分離できる。
第7発明によれば、黄鉄鉱の磁着物回収率を80%以上とし、かつ輝水鉛鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄鉄鉱と輝水鉛鉱を十分に分離できる。
第8発明によれば、黄鉄鉱の磁着物回収率を70%以上とし、かつ硫砒鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄鉄鉱と硫砒鉄鉱を十分に分離できる。
本発明の一実施形態に係る選鉱方法の工程図である。 交流対極磁選機の説明図である。 実施例1における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例1における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。 実施例2における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例2における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。 実施例3における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例3における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。 実施例4における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例4における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。 実施例5における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例5における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。 実施例6における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例6における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。 実施例7における各試料の磁化強度を示すグラフである。 実施例7における各試料の磁着物回収率を示すグラフである。
つぎに、本発明の実施形態を図面に基づき説明する。
図1に示すように、本発明の一実施形態に係る選鉱方法は、(1)粉砕工程、(2)浮遊選鉱工程、(3)磁化工程、(4)磁力選鉱工程からなる。
(1)粉砕工程
粉砕工程では、鉱山で採掘された鉱石を粉砕する。
(2)浮遊選鉱工程
浮遊選鉱工程では、粉砕された鉱石に水を加えてスラリーとし、浮遊選鉱を行う。浮遊選鉱により、鉱石に含まれる脈石を除去し、精鉱を得る。必要に応じてさらに種々の方法で選鉱を行ってもよい。また、浮遊選鉱に代えて、他の選鉱方法で脈石を除去し、精鉱を得てもよい。なお、次工程の磁化工程に装入される精鉱が、特許請求の範囲に記載の「原料」に相当する。
精鉱には複数種類の鉱物が含まれる。鉱物としては、例えば、黄銅鉱(chalcopyrite:CuFeS2)、黄鉄鉱(pyrite:FeS2)、輝水鉛鉱(molybdenite:MoS2)、硫砒銅鉱(enargite:Cu3AsS4)、硫砒鉄鉱(arsenopyrite:FeAsS)、砒四面銅鉱(tennantite:(Cu,Fe,Zn)12(Sb,As)4S13)が挙げられる。
例えば、鉱石として輝水鉛鉱を随伴する硫化銅鉱石を用い、鉱石にプラズマ処理を施した後に浮遊選鉱を行うと、下記表1に示す組成のモリブデン精鉱が得られる。このモリブデン精鉱には主に黄銅鉱と輝水鉛鉱が含まれる。
また、近年入手可能となったペルー産銅精鉱の組成を表2に示す。ペルー産銅精鉱には主に黄銅鉱と硫砒銅鉱が含まれる。
(3)磁化工程
磁化工程では、精鉱を加熱して一部の鉱物を磁化する。例えば、黄銅鉱と輝水鉛鉱を含む精鉱を電気炉で加熱して黄銅鉱のみを磁化する。精鉱に含まれる鉱物の種類に応じて、炉内温度や処理時間など磁化工程の条件を設定することで、効率よく選鉱できる。この詳細は下記実施例にて説明する。精鉱を加熱する装置は特に限定されないが、例えば電気炉、バーナー炉、熱風炉などを用いることができる。
(4)磁力選鉱工程
磁化工程の後、精鉱を磁着物と非磁着物に分離する。磁化工程で磁化した鉱物を磁着物として、磁化しなかった鉱物を非磁着物として回収することで、鉱物を種類ごとに分離することができる。例えば、黄銅鉱を磁着物として、輝水鉛鉱を非磁着物として分離することができる。ここで、精鉱に含まれる鉱物の種類に応じて、磁束密度など磁力選鉱工程の条件を設定することで、効率よく選鉱できる。この詳細は下記実施例にて説明する。
磁力選鉱に用いられる装置は特に限定されないが、例えば交流対極磁選機、ドラム型磁選機、ベルト型磁選機などを用いることができる。このうち交流対極磁選機は図2に示す構成を有する。交流対極磁選機1は、水平に対向させて配置された一対の電磁ドラム11、11を有する。この一対の電磁ドラム11、11の間に磁場を発生させる。原料を電磁ドラム11、11の間に流すと、磁着物は電磁ドラム11に吸着され電磁ドラム11の回転により運ばれて磁着物排出口12から排出される。一方、非磁着物は電磁ドラム11、11の間をそのまま落下し非磁着物排出口13から排出される。電磁ドラム11、11の間の磁束密度は設定により変更可能である。
なお、磁化工程および磁力選鉱工程は湿式で行ってもよいし、乾式で行ってもよい。浮遊選鉱で得られた直後の精鉱を原料とする場合には、スラリーのまま湿式で磁化工程および磁力選鉱工程を行えばよい。そうすれば、スラリーを乾燥させる必要がなくなる。また、乾燥した原料を処理する場合には、わざわざスラリーにする必要はなく、乾式で処理すればよい。
(実施例1)黄銅鉱と輝水鉛鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄銅鉱および輝水鉛鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整は試料をメノウ乳鉢で粉砕した後、篩分けすることにより行った。鉱物の酸化を防止するために窒素ガス雰囲気中で処理を行った。粒度調整により、黄銅鉱の粒度を38〜125μm、輝水鉛鉱の粒度を1mm以下とした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄銅鉱および輝水鉛鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料をるつぼに入れて電気炉で加熱することにより磁化処理を行った。磁化処理の条件は、炉内温度を4パターン(250、500、750、1,000℃)とし、処理時間を60秒とした。電気炉は東京理化器械株式会社製の型番:EXHAUST UNIT EU-100を用いた。
磁化処理の後、試料を放冷してから各試料の磁化強度を測定した。磁化強度の測定には、Bartington Instruments社製の磁化率測定装置(Magnetic susceptibility meter(型番:M3)およびSingle Frequency Sensor(型番:MS2G))を用いた。
各試料の磁化強度を図3に示す。図3に示すグラフの横軸は磁化処理における炉内温度、縦軸は磁化強度である。図3中「Chalcopyrite」は黄銅鉱を意味し、「Molybdenite」は輝水鉛鉱を意味する。図3より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。一方、輝水鉛鉱は何れの条件においても磁化強度がほぼ0であることが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行った。磁力選鉱には日本磁力選鉱株式会社製の交流対極磁選機(型式:G−30+30型)を用いた(図2参照)。電磁ドラムの間の磁束密度を3パターン(0.5、1.0、2.0T)とした。交流対極磁選機により試料を磁着物と非磁着物とに分離し、磁着物回収率を求めた。ここで、磁着物回収率とは、磁力選鉱前の試料の重量に対する磁着物の重量の割合を意味する。
図4に各試料の磁着物回収率を示す。図4に示すグラフの横軸は磁化処理における炉内温度、縦軸は磁着物回収率である。図4中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Molybd」は輝水鉛鉱を意味する。図4より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。また、試料の磁化強度が弱くても磁束密度を大きくすることで磁着物回収率を高くすることができ、逆に試料の磁化強度が強い場合には磁束密度を小さくしても磁着物回収率を高く維持できることが分かる。一方、輝水鉛鉱は何れの条件においても磁着物回収率はほぼ0であることが分かる。
磁化処理において炉内温度を500℃以上とし、磁力選鉱において磁束密度を1.0T以上とすることが好ましい。この条件であれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ輝水鉛鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と輝水鉛鉱を十分に分離できる。
(実施例2)黄銅鉱と硫砒銅鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄銅鉱および硫砒銅鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整の手順や条件は実施例1と同一である。粒度調整により、黄銅鉱の粒度を38〜125μm、硫砒銅鉱の粒度を38〜125μmとした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄銅鉱および硫砒銅鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料に対して磁化処理を行い、磁化処理後の試料の磁化強度を測定した。磁化処理の手順および磁化強度の測定方法は実施例1と同一である。
各試料の磁化強度を図5に示す。図5中「Chalcopyrite」は黄銅鉱を意味し、「Enargite」は硫砒銅鉱を意味する。図5より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。一方、硫砒銅鉱は何れの条件においても磁化強度がほぼ0であることが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行い、磁着物回収率を求めた。磁力選鉱の手順は実施例1と同一である。
図6に各試料の磁着物回収率を示す。図6中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Enargite」は硫砒銅鉱を意味する。図6より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。硫砒銅鉱は磁束密度が0.5T以下であれば磁着物回収率が十分に小さいことが分かる。
磁化処理において炉内温度を750℃以上とし、磁力選鉱において磁束密度を約1.0Tとすることが好ましい。この条件であれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ硫砒銅鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と硫砒銅鉱を十分に分離できる。
(実施例3)黄銅鉱と砒四面銅鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄銅鉱および砒四面銅鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整の手順や条件は実施例1と同一である。粒度調整により、黄銅鉱の粒度を38〜125μm、砒四面銅鉱の粒度を38〜125μmとした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄銅鉱および砒四面銅鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料に対して磁化処理を行い、磁化処理後の試料の磁化強度を測定した。磁化処理の手順および磁化強度の測定方法は実施例1と同一である。
各試料の磁化強度を図7に示す。図7中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Tenn」は砒四面銅鉱を意味する。図7より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。一方、砒四面銅鉱は炉内温度が750℃以下の場合には磁化強度がほぼ0である。しかし、炉内温度が1,000℃の場合には黄銅鉱の磁化強度よりも弱いものの磁化されていることが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行い、磁着物回収率を求めた。磁力選鉱の手順は実施例1と同一である。
図8に各試料の磁着物回収率を示す。図8中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Tenn」は砒四面銅鉱を意味する。図8より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。砒四面銅鉱は炉内温度が750℃以下であり、磁束密度が1.0T以下であれば磁着物回収率がほぼ0であることが分かる。
磁化処理において炉内温度を500℃以上750℃以下とし、磁力選鉱において磁束密度を約1.0Tとすることが好ましい。この条件であれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ砒四面銅鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と砒四面銅鉱を十分に分離できる。
(実施例4)黄銅鉱と硫砒鉄鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄銅鉱および硫砒鉄鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整の手順や条件は実施例1と同一である。粒度調整により、黄銅鉱の粒度を38〜125μm、硫砒鉄鉱の粒度を38〜125μmとした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄銅鉱および硫砒鉄鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料に対して磁化処理を行い、磁化処理後の試料の磁化強度を測定した。磁化処理の手順および磁化強度の測定方法は実施例1と同一である。
各試料の磁化強度を図9に示す。図9中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Aspy」は硫砒鉄鉱を意味する。図9より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。硫砒鉄鉱は炉内温度が750℃以下の場合には磁化強度がほぼ0である。しかし、炉内温度が1,000℃の場合には黄銅鉱の磁化強度よりも弱いものの磁化されていることが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行い、磁着物回収率を求めた。磁力選鉱の手順は実施例1と同一である。
図10に各試料の磁着物回収率を示す。図10中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Aspy」は硫砒鉄鉱を意味する。図10より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。硫砒鉄鉱は炉内温度が750℃以下であれば磁着物回収率がほぼ0であることが分かる。
磁化処理において炉内温度を500℃以上750℃以下とし、磁力選鉱において磁束密度を1.0T以上にすることが好ましい。この条件であれば、黄銅鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ硫砒鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と硫砒鉄鉱を十分に分離できる。
(実施例5)黄銅鉱と黄鉄鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄銅鉱および黄鉄鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整の手順や条件は実施例1と同一である。粒度調整により、黄銅鉱の粒度を38〜125μm、黄鉄鉱の粒度を38〜125μmとした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄銅鉱および黄鉄鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料に対して磁化処理を行い、磁化処理後の試料の磁化強度を測定した。磁化処理の手順および磁化強度の測定方法は実施例1と同一である。
各試料の磁化強度を図11に示す。図11中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「py」は黄鉄鉱を意味する。図11より、黄銅鉱と黄鉄鉱のいずれも炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。炉内温度が1000℃の場合に黄鉄鉱は黄銅鉱に比べて磁化強度が強いことが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行い、磁着物回収率を求めた。磁力選鉱の手順は実施例1と同一である。
図12に各試料の磁着物回収率を示す。図12中「cpy」は黄銅鉱を意味し、「Py」は黄鉄鉱を意味する。図12より、黄銅鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。黄鉄鉱は炉内温度が250℃以下であれば磁着物回収率がほぼ0である。
磁化処理において炉内温度を200℃以上250℃以下とし、磁力選鉱において磁束密度を2.0T以上とすることが好ましい。この条件であれば、黄銅鉱の磁着物回収率を50%以上とし、かつ黄鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄銅鉱と黄鉄鉱を十分に分離できる。
(実施例6)黄鉄鉱と輝水鉛鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄鉄鉱および輝水鉛鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整の手順や条件は実施例1と同一である。粒度調整により、黄鉄鉱の粒度を38〜125μm、輝水鉛鉱の粒度を1mm以下とした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄鉄鉱および輝水鉛鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料に対して磁化処理を行い、磁化処理後の試料の磁化強度を測定した。磁化処理の手順および磁化強度の測定方法は実施例1と同一である。
各試料の磁化強度を図13に示す。図13中「Pyrite」は黄鉄鉱を意味し、「Molybdenite」は輝水鉛鉱を意味する。図13より、黄鉄鉱は炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。一方、輝水鉛鉱は何れの条件においても磁化強度がほぼ0であることが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行い、磁着物回収率を求めた。磁力選鉱の手順は実施例1と同一である。
図14に各試料の磁着物回収率を示す。図14中「Py」は黄鉄鉱を意味し、「Molybd」は輝水鉛鉱を意味する。図14より、黄鉄鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。一方、輝水鉛鉱は何れの条件においても磁着物回収率はほぼ0であることが分かる。
磁化処理において炉内温度を500℃以上とし、磁力選鉱において磁束密度を1.0T以上とすることが好ましい。また、磁化処理において炉内温度を750℃以上としてもよい。これらの条件であれば、黄鉄鉱の磁着物回収率を80%以上とし、かつ輝水鉛鉱の磁着物回収率をほぼ0とできる。より好ましくは、磁化処理において炉内温度を500℃以上とし、磁力選鉱において磁束密度を2.0T以上としてもよい。また、磁化処理において炉内温度を750℃以上とし、磁力選鉱において磁束密度を1.0T以上としてもよい。これらの条件であれば、黄鉄鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ輝水鉛鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄鉄鉱と輝水鉛鉱を十分に分離できる。
(実施例7)黄鉄鉱と硫砒鉄鉱の分離
(1)試料調整
純粋な黄鉄鉱および硫砒鉄鉱の試料を準備し、それぞれに対して粒度調整を行った。粒度調整の手順や条件は実施例1と同一である。粒度調整により、黄鉄鉱の粒度を38〜125μm、硫砒鉄鉱の粒度を38〜125μmとした。
(2)磁化処理
(1)で調整した黄鉄鉱および硫砒鉄鉱の試料を複数用意した。各試料の重量は0.5gとした。各試料に対して磁化処理を行い、磁化処理後の試料の磁化強度を測定した。磁化処理の手順および磁化強度の測定方法は実施例1と同一である。
各試料の磁化強度を図15に示す。図15中「Pyrite」は黄鉄鉱を意味し、「Arsenopyrite」は硫砒鉄鉱を意味する。図15より、黄鉄鉱は炉内温度が高いほど磁化強度が強くなることが分かる。硫砒鉄鉱は炉内温度が750℃以下の場合には磁化強度がほぼ0である。しかし、炉内温度が1,000℃の場合には黄鉄鉱の磁化強度よりも弱いものの磁化されていることが分かる。
(3)磁力選鉱
(2)で磁化処理した後の試料に対して磁力選鉱を行い、磁着物回収率を求めた。磁力選鉱の手順は実施例1と同一である。
図16に各試料の磁着物回収率を示す。図16中「Py」は黄鉄鉱を意味し、「Aspy」は硫砒鉄鉱を意味する。図16より、黄鉄鉱は炉内温度が高いほど磁着物回収率が高いことが分かる。硫砒鉄鉱は炉内温度が750℃以下であれば磁着物回収率がほぼ0であることが分かる。
磁化処理において炉内温度を500℃以上750℃以下とし、磁力選鉱において磁束密度を1.0T以上にすることが好ましい。この条件であれば、黄鉄鉱の磁着物回収率を80%以上とし、かつ硫砒鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とできる。より好ましくは、磁化処理において炉内温度を500℃以上750℃以下とし、磁力選鉱において磁束密度を2.0T以上にすればよい。この条件であれば、黄鉄鉱の磁着物回収率を90%以上とし、かつ硫砒鉄鉱の磁着物回収率をほぼ0とでき、黄鉄鉱と硫砒鉄鉱を十分に分離できる。
1 交流対極磁選機
11 電磁ドラム
12 磁着物排出口
13 非磁着物排出口

Claims (8)

  1. 粉砕された複数種類の鉱物を含む原料を加熱して一部の鉱物を磁化する磁化工程と、
    前記磁化工程の後に、前記原料を磁着物と非磁着物に分離する磁力選鉱工程と、を備える
    ことを特徴とする選鉱方法。
  2. 前記原料には黄銅鉱および輝水鉛鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
  3. 前記原料には黄銅鉱および硫砒銅鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を750℃以上とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を約1.0Tとする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
  4. 前記原料には黄銅鉱および砒四面銅鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上750℃以下とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
  5. 前記原料には黄銅鉱および硫砒鉄鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上750℃以下とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
  6. 前記原料には黄銅鉱および黄鉄鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を200℃以上250℃以下とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を2.0T以上とする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
  7. 前記原料には黄鉄鉱および輝水鉛鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
  8. 前記原料には黄鉄鉱および硫砒鉄鉱が含まれており、
    前記磁化工程において、炉内温度を500℃以上750℃以下とし、
    前記磁力選鉱工程において、磁束密度を1.0T以上とする
    ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。
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Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107876214A (zh) * 2017-11-13 2018-04-06 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种含铜磁铁矿石分选方法
WO2018186066A1 (ja) * 2017-04-05 2018-10-11 株式会社神戸製鋼所 製鉄原料の事前処理方法
JP2019007049A (ja) * 2017-06-26 2019-01-17 国立大学法人九州大学 選鉱方法
JP2020528859A (ja) * 2017-06-29 2020-10-01 クナウフ ギプス カーゲー 石膏製品を形成するための石膏スラリーを製造する方法および石膏製品を製作する方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3463310A (en) * 1968-02-27 1969-08-26 Us Interior Separation method
JPS5210804A (en) * 1975-05-27 1977-01-27 Mountain States Mineral Method of refining nonnmagnetic mineral
JP2005518479A (ja) * 2002-02-22 2005-06-23 ウェイブ セパレーション テクノロジーズ エルエルシー 有価金属の分離方法及び分離装置
CN103318961A (zh) * 2013-07-06 2013-09-25 金堆城钼业股份有限公司 一种高纯二硫化钼的制备方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3463310A (en) * 1968-02-27 1969-08-26 Us Interior Separation method
JPS5210804A (en) * 1975-05-27 1977-01-27 Mountain States Mineral Method of refining nonnmagnetic mineral
JP2005518479A (ja) * 2002-02-22 2005-06-23 ウェイブ セパレーション テクノロジーズ エルエルシー 有価金属の分離方法及び分離装置
CN103318961A (zh) * 2013-07-06 2013-09-25 金堆城钼业股份有限公司 一种高纯二硫化钼的制备方法

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2018186066A1 (ja) * 2017-04-05 2018-10-11 株式会社神戸製鋼所 製鉄原料の事前処理方法
JP2019007049A (ja) * 2017-06-26 2019-01-17 国立大学法人九州大学 選鉱方法
JP2020528859A (ja) * 2017-06-29 2020-10-01 クナウフ ギプス カーゲー 石膏製品を形成するための石膏スラリーを製造する方法および石膏製品を製作する方法
CN107876214A (zh) * 2017-11-13 2018-04-06 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种含铜磁铁矿石分选方法
CN107876214B (zh) * 2017-11-13 2022-06-17 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种含铜磁铁矿石分选方法

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