JP2019014962A - 選鉱方法 - Google Patents
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Abstract
【解決手段】選鉱方法は、銅鉱物とモリブデン鉱物とを含む鉱物スラリーに表面処理剤として亜硫酸塩を添加する条件付け工程と、条件付け工程の後、鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行う浮遊選鉱工程とを備える。亜硫酸塩により選択的に銅鉱物の親水性を高めることで、銅鉱物とモリブデン鉱物の親水性に差異を与えることができる。そのため、モリブデン鉱物を選択的に浮遊させることができ、銅鉱物とモリブデン鉱物とを効率よく分離できる。
【選択図】図1
Description
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。
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。
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。
第2発明の選鉱方法は、第1発明において、前記条件付け工程において、前記鉱物スラリーの液相のpHを8〜11.5に調整す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、前記条件付け工程は、前記鉱物スラリーを撹拌して、該鉱物スラリーに含まれる鉱物粒子を分散させる分散工程と、前記分散工程の後、前記鉱物スラリーを希釈する希釈工程と、前記希釈工程の後、前記鉱物スラリーを所定時間保持する保持工程と、を備え、前記分散工程、前記希釈工程および前記保持工程のいずれかにおいて、前記鉱物スラリーに前記表面処理剤を添加することを特徴とする。
第4発明の選鉱方法は、第1、第2または第3発明において、前記表面処理剤は亜硫酸ナトリウムまたは亜硫酸水素ナトリウムであることを特徴とする。
第5発明の選鉱方法は、第1、第2、第3または第4発明において、前記銅鉱物は黄銅鉱と斑銅鉱と輝銅鉱とを含む混合硫化銅鉱物であり、前記モリブデン鉱物は輝水鉛鉱であることを特徴とする。
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)前処理工程と、(2)バルク浮選工程と、(3)条件付け工程と、(4)浮遊選鉱工程とを備えている。
前処理工程では、鉱石の粉砕、鉱物スラリーの製造、脈石の除去などが行われる。
バルク浮選工程では、鉱物スラリーに含まれる硫化鉱物とその他の脈石とを浮遊選鉱により分離する。バルク浮選では、鉱物スラリーに起泡剤、捕収剤などで構成される浮選剤を添加し、空気を吹き込んで種々の硫化鉱物をまとめて浮遊させつつ、脈石を沈降させて分離を行う。起泡剤としてはパインオイル、MIBC(メチルイソブチルカルビノール)などが挙げられる。捕収剤としてはディーゼルオイル、ケロシンオイル、メルカプタン系捕収剤、チオノカーバメート系捕収剤などが挙げられる。
条件付け工程では、銅鉱物とモリブデン鉱物とを含む鉱物スラリーに表面処理剤を添加する。表面処理剤として亜硫酸塩が用いられる。亜硫酸塩としては亜硫酸ナトリウム(Na2SO3)、亜硫酸水素ナトリウム(NaHSO3)が挙げられる。
分散工程では鉱物スラリーを撹拌して凝集した鉱物粒子を分散させる処理を行う。鉱物粒子を分散させることで、鉱物粒子の表面が表面処理剤と接触しやすくなる。また、鉱物スラリーを撹拌することで、鉱物粒子の表面の付着物が除去され、鉱物粒子の表面が表面処理剤と接触しやすくなる。
希釈工程では鉱物スラリーに水を添加して希釈する。鉱物スラリー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。
保持工程では鉱物スラリーを所定時間保持して、鉱物粒子と表面処理剤との反応を促進させる。なお、鉱物スラリーへの表面処理剤の添加は、分散工程、希釈工程、保持工程のいずれで行ってもよいが、保持工程で行うことが好ましい。分散工程では撹拌により鉱物粒子の表面の付着物を除去するという効果がある。分散工程で表面処理剤を添加すると、銅鉱物の表面に生成した金属水酸化物が剥離する恐れがあるためである。
浮遊選鉱工程では条件付け後の鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行う。浮遊選鉱によりモリブデン鉱物を浮鉱として、銅鉱物を沈鉱として分離する。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。
(表面処理試験)
まず、鉱物に対する表面処理剤の影響を試験した。
銅鉱物として黄銅鉱、モリブデン鉱物として輝水鉛鉱を準備した。各鉱物の塊を顕微鏡観察用の樹脂に埋め込み表面を研磨した。試料の研磨面に表面処理剤として濃度0.1mol/Lの亜硫酸ナトリウム水溶液を接触させた。表面処理剤のpHは8.0、10.8、11.5の3種類とした。また、表面処理時間を60分とした。
亜硫酸ナトリウム水溶液は還元剤として知られており、塩基性条件における反応式は下記化学式(1)のとおりである。しかし、酸性条件では還元剤としての働きが非常に弱くなり、その際の反応式は下記化学式(2)のとおりである。
SO3 2-+2OH-→SO4 2-+H2O+2e- ・・・(1)
SO3 2-+2H+→SO2+H2O ・・・(2)
2CuFeS2+6Cu2++3SO3 2-+6OH-
→4Cu2S+2Fe3++3SO4 2-+3H2O ・・・(3)
Cu2S→2Cu2++S+4e- ・・・(4)
Cu2++SO4 2-→CuSO4 ・・・(5)
Cu2++2OH-→Cu(OH)2 ・・・(6)
Cu2++2OH-→CuO+H2O ・・・(7)
Fe3++3OH-→FeOOH+H2O ・・・(8)
2Fe3++3SO4 2-→Fe2(SO4)3 ・・・(9)
MoO3+2SO3 2-+18H+→MoS2+9H2O ・・・(10)
MoO2+2SO3 2-+16H+→MoS2+8H2O ・・・(11)
つぎに、浮遊選鉱における回収率を求める試験を行った。
(実施例1)
バルク浮選:
南米産銅鉱石(ポーフィリー型の銅鉱床から採掘された鉱石)をボールミルで粉砕し、鉱物スラリーを製造し、バルク浮選を行った。バルク浮選には起泡剤としてMIBC(鉱石1t当り15g添加)、捕収剤としてディーゼルオイル(鉱石1t当り65g添加)を用いた。
バルク精鉱を含む鉱物スラリー1,794g(固形分897g、固形分比率50%)を浮遊選鉱機に装入した。用いた浮遊選鉱機はデンバー型浮遊選鉱機(Metso Minerals社製)である。デンバー型浮遊選鉱機は、スラリー槽の中央に中空円筒が立設されており、その下端に円盤状のフードが固定され、さらにその下にインペラが配置された構成である。インペラの回転軸は中空円筒の中を通っている。インペラは円盤に6〜8枚の羽根が設けられた構造である。インペラの回転によりフードとインペラの間に負圧が生じ、中空円筒の上部に設けられた吸引口から浮遊選鉱用の気体が吸引される。吸引口には手動のバルブが備えられており、気体の吸引量を調整できる。吸引された気体はフードとインペラの周端部で細かく剪断され、気泡が発生する。気泡がインペラの回転に伴って液相中に分散供給される。浮遊選鉱用の気体として窒素を用いた。具体的には、中空円筒上部の吸引口に配管を介して窒素ボンベ(四国岩谷産業製 純度99.995%以上の液化窒素)を接続し、窒素を供給した。
つぎに、鉱物スラリーの固形分比率が33%となるように、すなわち希釈後の鉱物スラリーの重量が2,691gとなるようにイオン交換水を添加した。なお、希釈により鉱物スラリーの液相の亜硫酸水素ナトリウム濃度は0.16mol/Lとなった。
つぎに、浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを撹拌しながら5分間保持した。保持時間経過後に鉱物スラリーの液相のpHが低下していたことから、濃度8mol/Lの水酸化ナトリウムを0.3g添加し、pHを10に調整した。
つぎに、浮遊選鉱機のインペラを稼働させ、気泡を導入して浮遊選鉱を行った。窒素の吸引量は所定の浮選時間となるまでにスラリー槽から浮鉱が溢れないように調整した。浮遊選鉱の開始から3分、8分、15分、30分、40分の各タイミングにおいてスラリー槽の上面に溜まった浮鉱を掻きとって別の容器に回収した。浮選時間3分で得られた浮鉱を浮鉱1、浮選時間8分で得られた浮鉱を浮鉱2、浮選時間15分で得られた浮鉱を浮鉱3、浮選時間30分で得られた浮鉱を浮鉱4、浮選時間40分で得られた浮鉱を浮鉱5と称する。
浮選回収率[%]=100×回収量/投入量
実施例1と同様の手順でバルク浮選を行った。
バルク精鉱を含む鉱物スラリー1,794g(固形分897g、固形分比率50%)を浮遊選鉱機に装入した。浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを60分間撹拌した。この際、窒素の吸引量を0とした。分散工程の開始時に、ディーゼルオイル15g/t(鉱石1t当り15g)を添加した。亜硫酸水素ナトリウムは添加しなかった。pH調整を要することなく、鉱物スラリーの液相のpHは10に維持された。
つぎに、鉱物スラリーの固形分比率が33%となるように、すなわち希釈後の鉱物スラリーの重量が2,691gとなるようにイオン交換水を添加した。
つぎに、鉱物スラリーに亜硫酸水素ナトリウム23gを添加した。鉱物スラリーの液相の亜硫酸水素ナトリウム濃度は0.16mol/Lである。浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを撹拌しながら5分間保持した。保持時間経過後に鉱物スラリーの液相のpHが低下していたことから、濃度8mol/Lの水酸化ナトリウムを39.4g添加し、pHを10に調整した。
実施例1と同様の手順でバルク浮選を行った。
バルク精鉱を含む鉱物スラリー1,794g(固形分897g、固形分比率50%)を浮遊選鉱機に装入した。浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを60分間撹拌した。この際、窒素の吸引量を0とした。分散工程の開始時に、ディーゼルオイル15g/t(鉱石1t当り15g)、亜硫酸ナトリウム1.15gを添加した。鉱物スラリーの液相の亜硫酸ナトリウム濃度は0.01mol/Lである。分散工程中、鉱物スラリーの液相のpHが低下したので、濃度4mol/Lの水酸化ナトリウム水溶液を徐々に添加して、鉱物スラリーの液相のpHを10に維持した。水酸化ナトリウム水溶液の添加量は14.7gとなった。
つぎに、鉱物スラリーの固形分比率が33%となるように、すなわち希釈後の鉱物スラリーの重量が2,691gとなるようにイオン交換水を添加した。なお、希釈により鉱物スラリーの液相の亜硫酸ナトリウム濃度は0.005mol/Lとなった。
つぎに、浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを撹拌しながら5分間保持した。保持時間経過後に鉱物スラリーの液相のpHが低下していたことから、濃度4mol/Lの水酸化ナトリウムを0.6g添加し、pHを10に調整した。
実施例1と同様の手順でバルク浮選を行った。
バルク精鉱を含む鉱物スラリー1,794g(固形分897g、固形分比率50%)を浮遊選鉱機に装入した。浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを60分間撹拌した。この際、窒素の吸引量を0とした。分散工程の開始時に、ディーゼルオイル15g/t(鉱石1t当り15g)を添加した。亜硫酸水素ナトリウムは添加しなかった。pH調整を要することなく、鉱物スラリーの液相のpHは10に維持された。
つぎに、鉱物スラリーの固形分比率が33%となるように、すなわち希釈後の鉱物スラリーの重量が2,691gとなるようにイオン交換水を添加した。
浮遊選鉱機に備えられたインペラ(1,150rpm)で鉱物スラリーを撹拌しながら5分間保持した。亜硫酸水素ナトリウムは添加しなかった。また、pH調整を要することなく、鉱物スラリーの液相のpHは10に維持された。
Claims (5)
- 銅鉱物とモリブデン鉱物とを含む鉱物スラリーに表面処理剤として亜硫酸塩を添加する条件付け工程と、
前記条件付け工程の後、前記鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行う浮遊選鉱工程と、を備える
ことを特徴とする選鉱方法。 - 前記条件付け工程において、前記鉱物スラリーの液相のpHを8〜11.5に調整する
ことを特徴とする請求項1記載の選鉱方法。 - 前記条件付け工程は、
前記鉱物スラリーを撹拌して、該鉱物スラリーに含まれる鉱物粒子を分散させる分散工程と、
前記分散工程の後、前記鉱物スラリーを希釈する希釈工程と、
前記希釈工程の後、前記鉱物スラリーを所定時間保持する保持工程と、を備え、
前記分散工程、前記希釈工程および前記保持工程のいずれかにおいて、前記鉱物スラリーに前記表面処理剤を添加する
ことを特徴とする請求項1または2記載の選鉱方法。 - 前記表面処理剤は亜硫酸ナトリウムまたは亜硫酸水素ナトリウムである
ことを特徴とする請求項1、2または3記載の選鉱方法。 - 前記銅鉱物は黄銅鉱と斑銅鉱と輝銅鉱とを含む混合硫化銅鉱物であり、
前記モリブデン鉱物は輝水鉛鉱である
ことを特徴とする請求項1、2、3または4記載の選鉱方法。
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