JP5502006B2 - Copper concentrate processing method - Google Patents
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Description
本発明は、銅精鉱の処理方法に関する。 The present invention relates to a method for treating copper concentrate.
銅鉱山で産出される銅鉱石は、主に硫化鉱である。硫化鉱を大別すると、輝銅鉱(Cu2S)、銅藍(CuS)などの鉱物を主体とした比較的高銅品位の二次硫化鉱と、黄銅鉱(CuFeS2)を主体とする初生硫化鉱とに分けられる。近年、銅鉱山で採取される銅鉱石は、後者主体となっている。その結果、鉄、硫黄などの不純物が増加し、銅品位は低下傾向にある。このことは、鉱山で銅製錬向けに生産する銅精鉱の銅品位の低下、鉄分、硫黄分などの増加などの要因となる。また、砒素(As)などの微量不純物元素の品位も上昇する傾向にあり、As品位の高い精鉱は、製錬所での処理に制限がかけられている状況である。 Copper ore produced in copper mines is mainly sulfide ore. Roughly categorizing sulfide ores, relatively high copper grade secondary sulfide ores, mainly composed of minerals such as chalcocite (Cu 2 S) and copper indigo (CuS), and the first generation mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) Divided into sulfide ores. In recent years, copper ores collected at copper mines are mainly the latter. As a result, impurities such as iron and sulfur increase, and the copper quality tends to decrease. This causes factors such as a decline in the copper quality of copper concentrate produced for copper smelting in the mine and an increase in iron and sulfur content. Also, the quality of trace impurity elements such as arsenic (As) tends to increase, and concentrates with high As quality are in a situation where processing at smelters is restricted.
一般に、銅精鉱の製錬を経て、銅は製品電気銅として、鉄分はスラグとして、硫黄分は硫酸として回収される。近年の銅精鉱の低品位化は、銅製錬プロセスにおける製造コストの上昇を招く。さらに国内の銅製錬業においては、銅製錬で生じるスラグおよび硫酸の需給悪化に見舞われ、多くが採算の合わない輸出に向けられており、事業収益を圧迫している。今後さらに銅精鉱の銅品位低下が進めば、これらスラグおよび硫酸の問題が顕著となり、事業存続にも影響を及ぼすと考えられる。 In general, after refining copper concentrate, copper is recovered as product electrolytic copper, iron is recovered as slag, and sulfur is recovered as sulfuric acid. The recent reduction in the quality of copper concentrate causes an increase in production costs in the copper smelting process. Furthermore, in the domestic copper smelting industry, the supply and demand of slag and sulfuric acid generated by copper smelting has been affected, and many are directed to unprofitable exports, putting pressure on business profits. If the copper grade of copper concentrate further declines in the future, these slag and sulfuric acid problems will become prominent, and it is thought that this will affect the business continuity.
これらの問題を解決する一手段として、銅精鉱の予備処理法の応用がある。予備処理法とは、黄銅鉱(CuFeS2)を主体とする銅精鉱粒子を硫黄(S)とともに所定の温度で反応させ、銅藍(CuS)と黄鉄鉱(FeS2)とで構成される精鉱粒子に硫化変換する処理のことである。この硫化変換反応は、浸出が困難な黄銅鉱を比較的浸出が容易な形態にするという意味で湿式製錬の前処理法として知られているが、予備処理から湿式製錬までのトータルコストの観点から現状普及していないプロセスである。 One means for solving these problems is the application of a copper concentrate pretreatment method. In the pretreatment method, copper concentrate particles mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) are reacted with sulfur (S) at a predetermined temperature, and refined composed of copper indigo (CuS) and pyrite (FeS 2 ). It is a process of sulfidizing into mineral particles. This sulfide conversion reaction is known as a pretreatment method for wet smelting in the sense that chalcopyrite, which is difficult to be leached, becomes a relatively easy leaching form. This is a process that is not widely used from the viewpoint.
上記問題を解決する他の手段として、硫黄による硫化変換反応後の銅藍と黄鉄鉱とを選別し、銅藍主体の高銅品位精鉱として乾式製錬に供する方法がある(例えば、特許文献1参照)。特許文献1では、銅藍と黄鉄鉱との選別において、静電的方法、重力的方法、磁気的方法、風力的方法、粒径的方法、ハイドロサイクロン法、浮遊選鉱あるいはこれらの組み合わせにより行うことが開示されている。 As another means for solving the above problem, there is a method of selecting copper indigo and pyrite after sulfur conversion reaction with sulfur and subjecting them to dry smelting as a high copper grade concentrate mainly composed of copper indigo (for example, Patent Document 1). reference). In Patent Document 1, selection of copper indigo and pyrite can be performed by an electrostatic method, a gravitational method, a magnetic method, a wind method, a particle size method, a hydrocyclone method, a flotation process, or a combination thereof. It is disclosed.
しかしながら、特許文献1では、銅藍と黄鉄鉱とを選別する具体的な方法については記述されていない。 However, Patent Document 1 does not describe a specific method for selecting copper indigo and pyrite.
本発明は上記の課題に鑑み、Cu品位の高い銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収することができる銅精鉱の処理方法を提供することを目的とする。 An object of this invention is to provide the processing method of the copper concentrate which can collect | recover copper concentrate with high Cu quality efficiently and economically in view of said subject.
本発明に係る銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱(CuFeS2)を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによってCu品位の高い精鉱とFe品位の高い精鉱とに分離した後、前記選別処理によって分離された前記Cu品位の高い精鉱および前記Fe品位の高い精鉱の両者に対して独立して浮遊選鉱処理を施す第1分離工程と、前記第1分離工程で得られるCu品位の高い精鉱に不活性雰囲気で焙焼処理を施すことによって、前記Cu品位の高い精鉱から硫黄を分離させる第2分離工程と、を含むことを特徴とするものである。本発明に係る銅精鉱処理においては、Cu品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる。 Method of processing copper concentrate according to the present invention, a McCaw step of McCaw after sulfide copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2), against McCaw particles obtained by the grinding ore process And after separating into a high-quality Cu concentrate and a high-quality Fe concentrate by performing a screening process based on the particle size difference and the specific gravity difference, and the high-Cu concentrate concentrate separated by the screening process, and A first separation step in which a flotation process is independently performed on both the high-quality concentrates of the Fe and a high-quality Cu concentrate obtained in the first separation step are roasted in an inert atmosphere. And a second separation step of separating sulfur from the concentrate having a high Cu quality. In the copper concentrate treatment according to the present invention, a copper concentrate having a high Cu quality can be efficiently and economically recovered.
前記第2分離工程において、前記Cu品位の高い精鉱から硫黄を分離させると共に、砒素を揮発させてもよい。前記第2分離工程において、前記砒素の揮発を、砒素と硫黄との化合物として揮発させてもよい。 In the second separation step, sulfur may be separated from the concentrate with high Cu quality and arsenic may be volatilized. In the second separation step, the volatilization of the arsenic may be volatilized as a compound of arsenic and sulfur.
前記硫化した精鉱を摩鉱する際に、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記選別処理において、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。 When grinding the sulfide concentrate, a wet pulverizer or a dry pulverizer may be used. In the sorting process, a table sorter, a centrifugal classifier, an inertia classifier, a gravity classifier, or a combination thereof may be used. In the flotation process, an air supply type flotation machine, an air suction type flotation machine, a mechanical stirring type flotation machine, or a combination thereof may be used.
本発明によれば、Cu品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる銅精鉱の処理方法を提供することができる。 ADVANTAGE OF THE INVENTION According to this invention, the processing method of the copper concentrate which can collect | recover copper concentrate with high Cu quality efficiently and economically can be provided.
以下、本発明を実施するための実施形態について説明する。 Hereinafter, an embodiment for carrying out the present invention will be described.
(実施形態)
本実施形態は、硫化変換した銅精鉱粒子を摩鉱し、選別処理および浮遊選鉱処理を施すことによってCu品位の高い銅藍主体の銅精鉱を回収して銅精鉱に含まれるFe量を低減し、更に不活性雰囲気中で焙焼することによって銅精鉱に含まれるS量を低減し、尚且つAsをSとの化合物として揮発させることで銅精鉱のAs品位を低減し、銅製錬プロセスのコスト低減、スラグ・硫酸の発生量減少による事業採算の改善などを可能とするプロセスを供するものである。
(Embodiment)
In the present embodiment, the amount of Fe contained in the copper concentrate is obtained by milling the copper concentrate particles subjected to the sulfidation conversion, collecting the copper concentrate mainly composed of copper indigo with high Cu quality by performing the sorting process and the flotation process. In addition, the amount of S contained in the copper concentrate is reduced by baking in an inert atmosphere, and the As grade of the copper concentrate is reduced by volatilizing As as a compound with S. It provides a process that can reduce the cost of the copper smelting process and improve business profitability by reducing the generation of slag and sulfuric acid.
本実施形態に係る対象処理物は、銅精鉱である。特には、黄銅鉱(CuFeS2)を主体とする銅精鉱である。黄銅鉱主体の銅精鉱は、銅を25mass%から40mass%、鉄を20mass%から35mass%含有する。このような黄銅鉱は、鉄を多く含むため、製錬工程において、多量のスラグ発生をもたらす。 The target processed product according to the present embodiment is copper concentrate. In particular, it is a copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ). Copper concentrate mainly composed of chalcopyrite contains 25 mass% to 40 mass% of copper and 20 mass% to 35 mass% of iron. Since such chalcopyrite contains a lot of iron, a large amount of slag is generated in the smelting process.
図1は、本実施形態に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図1を参照して、まず、銅精鉱に対して、硫化変換工程を実施する。例えば、銅精鉱中の銅(Cu)に対して、硫黄(S)を1.0から1.2のモル比で添加する。硫黄は、一例として、単体硫黄の状態で添加し、よく混合する。混合した処理物に対して、不活性雰囲気において、所定の温度および所定の時間で熱処理を施す。この熱処理は、例えば、ロータリキルンなどを用いて行うことができる。例えば、不活性雰囲気として、窒素ガスを用いることができる。また、熱処理時間を30分〜60分とすることが好ましい。未反応黄銅鉱の残存量を低下させることができるからである。 FIG. 1 is a process diagram showing an example of a copper concentrate processing method according to this embodiment. With reference to FIG. 1, first, a sulfidation conversion step is performed on copper concentrate. For example, sulfur (S) is added at a molar ratio of 1.0 to 1.2 with respect to copper (Cu) in the copper concentrate. As an example, sulfur is added in the form of elemental sulfur and mixed well. The mixed processed material is subjected to heat treatment at a predetermined temperature and a predetermined time in an inert atmosphere. This heat treatment can be performed using, for example, a rotary kiln. For example, nitrogen gas can be used as the inert atmosphere. Moreover, it is preferable that heat processing time shall be 30 minutes-60 minutes. This is because the remaining amount of unreacted chalcopyrite can be reduced.
硫化工程における熱処理温度は、300℃〜450℃であることが好ましい。例えば300℃未満の275℃で硫化変換工程を実施した場合、硫化変換工程前の銅精鉱に含まれる主化合物である黄銅鉱(CuFeS2)の残存量が多くなるため、銅藍と黄鉄鉱としてCuとFeとを分離する本プロセスにそぐわない。また、450℃を上回る温度で処理した場合、銅藍の状態が不安定となり、Bornite(Cu5FeS4)、Nukundamite((Cu、Fe)4S4)などが生成することによって、CuとFeとの分離が困難となるおそれがある。したがって、熱処理温度は、300℃〜450℃であることが好ましい。また、銅藍と黄鉄鉱との分離の観点からすれば、当該熱処理温度は、400℃〜450℃であることがより好ましい。 The heat treatment temperature in the sulfiding step is preferably 300 ° C to 450 ° C. For example, when the sulfidation conversion process is performed at 275 ° C. below 300 ° C., the remaining amount of chalcopyrite (CuFeS 2 ), which is the main compound contained in the copper concentrate before the sulfidation conversion process, increases, so as copper indigo and pyrite Not suitable for this process of separating Cu and Fe. Further, when processed at a temperature higher than 450 ° C., the state of copper indigo becomes unstable, and Bornite (Cu 5 FeS 4 ), Nukundamite ((Cu, Fe) 4 S 4 ), and the like are generated, so that Cu and Fe May be difficult to separate. Therefore, the heat treatment temperature is preferably 300 ° C to 450 ° C. Further, from the viewpoint of separation of copper indigo and pyrite, the heat treatment temperature is more preferably 400 ° C to 450 ° C.
上記熱処理の結果、銅藍と黄鉄鉱とで構成される硫化変換粒子が得られる。この硫化変換粒子は、内殻として黄鉄鉱が存在し、黄鉄鉱を銅藍が外殻として覆って構成されている。図2は、電子線マイクロアナライザ(EPMA)で同定した銅藍および黄鉄鉱のマッピングにより得られた硫化変換粒子である。図2を参照して、淡灰色の黄鉄鉱を濃灰色の銅藍が覆っている。このような硫化変換粒子から銅藍を主体に回収するためには、各硫化変換粒子を銅藍と黄鉄鉱とに単体分離することが必要である。 As a result of the heat treatment, sulfide conversion particles composed of copper indigo and pyrite are obtained. This sulfide conversion particle has pyrite as an inner shell, and is composed of pyrite covered with copper indigo as an outer shell. FIG. 2 shows sulfide conversion particles obtained by mapping copper indigo and pyrite identified by an electron beam microanalyzer (EPMA). Referring to FIG. 2, light gray pyrite covers dark gray copper indigo. In order to mainly recover copper indigo from such sulfide converted particles, it is necessary to separate each sulfide converted particle into copper indigo and pyrite.
そこで、再度図1を参照して、硫化変換工程を経た硫化変換粒子に対して摩鉱工程を施す。なお、銅藍と黄鉄鉱とを比重差および粒子径差に基づいて選別するためには、外殻の銅藍を剥ぎ取りつつも内殻の黄鉄鉱を破壊しないように残存させることが望まれる。過度な摩鉱は黄鉄鉱を微細化してしまうことから、摩鉱条件には最適範囲が存在する。 Therefore, referring to FIG. 1 again, a grinding process is performed on the sulfide conversion particles that have undergone the sulfide conversion process. In order to select copper indigo and pyrite on the basis of the difference in specific gravity and particle size, it is desirable to leave the inner shell pyrite without breaking while peeling off the outer shell copper indigo. Excessive milling will refine pyrite, so there is an optimum range of milling conditions.
外殻の銅藍を剥ぎ取りつつも内殻の黄鉄鉱を破壊しないように残存させることのできる摩鉱条件においては、銅藍は2μm〜20μm程度の粒子径で剥ぎ取られ、内殻の黄鉄鉱の粒子径は30μm〜70μm程度となる。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、上記粒子径範囲を実現するためには、外殻に存在する銅藍を摩鉱により分離しテーブル選別機で選別するのに適した粒子径は、50%粒子径で30μm〜50μmであることがわかった。 In milling conditions where the outer shell copper indigo is peeled off, but remains so as not to destroy the inner shell pyrite, the copper indigo is peeled off with a particle size of about 2 μm to 20 μm. The particle diameter is about 30 μm to 70 μm. As a result of intensive studies and investigations by the present inventors, in order to realize the above particle size range, the particle size suitable for separating copper indigo in the outer shell by grinding and sorting with a table sorter is: It was found to be 30 to 50 μm at a 50% particle size.
摩鉱工程において、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いることができる。粉砕装置として、例えば、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、チューブミルなどを用いることができる。50%粒子径30μm〜50μm程度に粉砕できるものであれば、種類は問わない。ただし、外殻に存在する銅藍を削り取り、内殻に存在する黄鉄鉱を粗大な状態で温存することができる粉砕装置が好ましい。 In the milling process, a wet pulverizer or a dry pulverizer can be used. As a pulverizer, for example, a ball mill, a jet mill, an attrition mill, a tube mill, or the like can be used. Any type can be used as long as it can be pulverized to a 50% particle size of about 30 μm to 50 μm. However, a pulverizer capable of scraping copper indigo present in the outer shell and preserving pyrite existing in the inner shell in a coarse state is preferable.
次に、摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して、粒子径差と比重差とに基づいて選別工程を実施する(第1分離工程)。粒子径差と比重差とに基づいて選別を行うことによって、摩鉱粒子がCu品位の高い細粒とFe品位の高い粗粒とに分離する。選別工程においては、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらの組み合わせを用いることができる。テーブル選別機は、機械的に簡易な構造を有しかつ低摩耗性を有する装置であることから、メンテナンス、運転コストなどの点で他の選別機と比べて有利であり、良好な選別成績を容易に得ることができる。したがって、テーブル選別機を用いることが好ましい。 Next, a sorting step is performed on the grinding particles obtained in the grinding step based on the particle size difference and the specific gravity difference (first separation step). By performing the selection based on the difference in particle diameter and the difference in specific gravity, the abrasive particles are separated into fine grains having a high Cu grade and coarse grains having a high Fe grade. In the sorting step, a table sorter, a centrifugal classifier, an inertia classifier, a gravity classifier, or a combination thereof can be used. Since the table sorter has a mechanically simple structure and low wear, it is advantageous compared to other sorters in terms of maintenance and operation costs, and provides good sorting results. Can be easily obtained. Therefore, it is preferable to use a table sorter.
硫化変換工程で得られる硫化変換粒子において黄鉄鉱粒子を銅藍が覆っていることから、摩鉱工程において得られる銅藍の粒子径は比較的小さく、黄鉄鉱の粒子径は比較的大きくなる。また、銅藍の比重は比較的小さく、黄鉄鉱の比重は比較的大きい。したがって、選別機を用いた選別工程を介して細粒と粗粒とに分離することによって、Cu品位の高い細粒(銅藍比率が高くFe品位の低い粒子)とFe品位の高い粗粒(黄鉄鉱比率が高い粒子)とに分離することができる。例えば、分離回収されるCu品位の高い細粒の50%粒子径は5μm〜15μmであることが好ましく、Fe品位の高い粗粒の50%粒子径は35μm〜55μmであることが好ましい。 Since the pyrite particles cover the pyrite particles in the sulfide conversion particles obtained in the sulfide conversion step, the particle size of copper indigo obtained in the grinding step is relatively small and the particle size of pyrite is relatively large. Moreover, the specific gravity of copper indigo is relatively small and the specific gravity of pyrite is relatively large. Therefore, by separating into fine grains and coarse grains through a sorting process using a sorter, fine grains with high Cu quality (particles with high copper indigo ratio and low Fe grade) and coarse grains with high Fe grade ( Particles with a high pyrite ratio). For example, the 50% particle diameter of fine grains with high Cu quality to be separated and recovered is preferably 5 μm to 15 μm, and the 50% particle diameter of coarse grains with high Fe quality is preferably 35 μm to 55 μm.
次に、選別工程で得られるCu品位の高い細粒を選別精鉱として回収し、選別精鉱に対して浮遊選鉱工程を実施する(第1分離工程)。一方、選別工程で得られるFe品位の高い粗粒を選別尾鉱として回収し、選別尾鉱に対して浮遊選鉱工程を実施する(第1分離工程)。選別精鉱に対する浮遊選鉱処理および選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理は、独立して実施される。 Next, fine grains with high Cu quality obtained in the sorting step are recovered as a sorted concentrate, and a floating beneficiation step is performed on the sorted concentrate (first separation step). On the other hand, coarse grains with high Fe quality obtained in the sorting step are collected as a sorting tailing, and a flotation step is performed on the sorting tailing (first separation step). The flotation process for the selected concentrate and the flotation process for the selected tailing are performed independently.
浮遊選鉱処理における捕集剤は、銅藍および黄鉄鉱のいずれか一方を優先的に捕集するものであれば、特に限定されるものではない。本実施形態においては、捕集剤として、銅藍を優先的に捕集するものを用いる。銅藍を優先的に捕集する捕集剤の一例として、ブチルザンセート(BX)を用いることができる。ブチルザンセートの添加量は、特に限定されるものではないが、浮遊選鉱処理の対象となる精鉱に対して100ppm〜2000ppmであることが好ましい。 The scavenger in the flotation process is not particularly limited as long as it preferentially collects either copper indigo or pyrite. In this embodiment, what collects copper indigo preferentially is used as a collecting agent. Butyl xanthate (BX) can be used as an example of a collecting agent that preferentially collects copper indigo. The amount of butyl xanthate added is not particularly limited, but is preferably 100 ppm to 2000 ppm with respect to the concentrate to be subjected to the flotation process.
浮遊選鉱処理におけるpH調整剤は、特に限定されるものではない。pH調整剤の一例として、Ca(OH)2を用いることができる。浮遊選鉱処理の対象となる精鉱を含む溶液のpHは、特に限定されるものではないが、9〜13であることが好ましい。したがって、pH調整剤の添加量は、浮遊選鉱処理に供する溶液のpHを9〜13に維持するように決定されることが好ましい。 The pH adjuster in the flotation process is not particularly limited. As an example of the pH adjuster, Ca (OH) 2 can be used. The pH of the solution containing the concentrate that is the subject of the flotation process is not particularly limited, but is preferably 9 to 13. Therefore, it is preferable that the addition amount of the pH adjusting agent is determined so as to maintain the pH of the solution to be subjected to the flotation process at 9 to 13.
浮遊選鉱処理における気泡剤は、特に限定されるものではない。気泡剤の一例として、メチルイソブチルカルビノール(MIBC)、パイン油などを用いることができる。浮遊選鉱処理の条件は、選別精鉱のCu品位、浮遊選鉱処理におけるCu回収率、処理コストなどに応じて、任意に変更可能である。また、浮遊選鉱処理を行う前に、銅藍と黄鉄鉱とをより単体分離させるために、選別精鉱および選別尾鉱の粒径を1μm〜5μmまで粉砕してもよい。薬剤コストなどを考慮して効率的な浮遊選鉱処理とすることが好ましい。また、Cu品位のさらなる向上を狙う場合は、浮遊選鉱処理を多段にわたって実施すればよい。または一旦浮選精鉱と浮選尾鉱とに分けた後、必要な粒度まで再摩鉱して浮遊選鉱処理を再度実施すればよい。 The foaming agent in the flotation process is not particularly limited. As an example of a foaming agent, methyl isobutyl carbinol (MIBC), pine oil, or the like can be used. The conditions of the flotation process can be arbitrarily changed according to the Cu quality of the selected concentrate, the Cu recovery rate in the flotation process, the processing cost, and the like. In addition, before performing the flotation process, the particle sizes of the selected concentrate and the selected tailing may be pulverized to 1 μm to 5 μm in order to further separate copper indigo and pyrite. It is preferable to use an efficient flotation process in consideration of chemical costs and the like. Moreover, what is necessary is just to implement a flotation process in multiple stages, when aiming at the further improvement of Cu quality. Or after dividing into a flotation concentrate and a flotation tailing, it may re-mill to a required particle size and should implement a flotation process again.
浮遊選鉱処理の実施によって、選別精鉱および選別尾鉱は、浮遊する浮選精鉱と沈降する浮選尾鉱とに分離する。本実施形態においては捕集剤によって銅藍が優先的に捕集されるため、浮選精鉱には銅藍が比較的多く含まれ、浮選尾鉱には黄鉄鉱が比較的多く含まれる。すなわち、浮選精鉱にはCu品位の高い精鉱が比較的多く含まれ、浮選尾鉱にはFe品位の高い精鉱が比較的多く含まれる。したがって、選別精鉱に対する浮遊選鉱処理によって得られた浮選精鉱および選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理によって得られた浮選精鉱を回収することによって、Cu品位の高い浮選精鉱を回収することができる。なお、浮選尾鉱に対して、再度、摩鉱、選別処理、浮遊選鉱処理を実施することによって、Cu品位の高い精鉱粒子を回収することができる。 By performing the flotation process, the selected concentrate and the selected tailing are separated into a floating flotation concentrate and a flotation tailing that are settling. In the present embodiment, since copper indigo is preferentially collected by the scavenger, the flotation concentrate contains a relatively large amount of copper indigo and the flotation tailing contains a relatively large amount of pyrite. That is, the flotation concentrate contains a relatively large amount of concentrate with a high Cu grade, and the flotation tailings contain a relatively large amount of concentrate with a high grade of Fe. Therefore, by collecting the flotation concentrate obtained by the flotation process for the selected concentrate and the flotation concentrate obtained by the flotation process for the selected tailing, the high-quality Cu flotation concentrate is recovered. be able to. It should be noted that concentrate particles having high Cu quality can be recovered by performing grinding, sorting, and flotation treatment again on the flotation tailings.
次に、浮遊選鉱工程で得られるCu品位の高い浮選精鉱に対して焙焼工程を実施する(第2分離工程)。焙焼処理を施すことによって、Cu品位の高い浮選精鉱から硫黄(S)を分離することができる。焙焼処理は、不活性雰囲気において、所定の温度および所定の時間実施する。例えば、不活性雰囲気として、窒素ガスを用いることができる。浮選精鉱から硫黄(S)を効率よく分離させるためには、処理温度は500℃以上であることが好ましい。また、硫黄(S)を分離させると共に砒素(As)を揮発させる場合は、砒素(As)が硫黄(S)と化合物を形成して浮選精鉱から効率的に揮発するために、処理温度は600℃以上であることが好ましい。浮選精鉱から硫黄を安定して分離させるためには、処理時間は30分以上であることが好ましい。 Next, a roasting process is implemented with respect to the flotation concentrate with high Cu quality obtained by a flotation process (2nd separation process). By performing the roasting treatment, sulfur (S) can be separated from the flotation concentrate with high Cu quality. The roasting process is performed at a predetermined temperature and for a predetermined time in an inert atmosphere. For example, nitrogen gas can be used as the inert atmosphere. In order to efficiently separate sulfur (S) from the flotation concentrate, the treatment temperature is preferably 500 ° C. or higher. In the case of separating sulfur (S) and volatilizing arsenic (As), since arsenic (As) forms a compound with sulfur (S) and volatilizes efficiently from the flotation concentrate, the processing temperature Is preferably 600 ° C. or higher. In order to stably separate sulfur from the flotation concentrate, the treatment time is preferably 30 minutes or more.
硫黄(S)を分離させると共に砒素(As)を揮発させる場合に、砒素(As)の混入しない硫黄(S)を回収したい場合は、最初に500℃程度の温度で硫黄(S)の分離を目的とする焙焼処理を実施して単体の硫黄(S)を回収し、その後、砒素(As)を硫黄(S)との化合物として揮発させるために600℃以上の温度で焙焼処理を実施することが好ましい。 When separating sulfur (S) and volatilizing arsenic (As), if you want to recover sulfur (S) that does not contain arsenic (As), first separate sulfur (S) at a temperature of about 500 ° C. The target roasting process is performed to recover single sulfur (S), and then the roasting process is performed at a temperature of 600 ° C. or higher in order to volatilize arsenic (As) as a compound with sulfur (S). It is preferable to do.
浮選精鉱に対して焙焼処理を施すことによって、Cu品位の高い銅精鉱を効率よく経済的に回収することができる。また、焙焼処理の温度を600℃以上とすることで、Cu品位が高く、かつAs品位が低い銅精鉱を効率よく経済的に回収することができる。得られた精鉱を銅製錬精鉱として用いることによって、スラグ発生量の少ない銅製錬を行うことができる。 By subjecting the flotation concentrate to a roasting treatment, it is possible to efficiently and economically recover a copper concentrate with high Cu quality. Moreover, the copper concentrate with high Cu quality and low As quality can be efficiently and economically recovered by setting the temperature of the roasting treatment to 600 ° C. or higher. By using the obtained concentrate as a copper smelting concentrate, copper smelting with a small amount of slag generation can be performed.
なお、本実施形態においては選別精鉱および選別尾鉱の両方に浮遊選鉱処理を実施しているが、それに限られない。例えば、いずれか一方にのみ浮遊選鉱処理を実施してもよい。また、選別工程をした後、浮遊選鉱工程を実施しているが、浮遊選鉱工程をした後、選別工程を実施してもよい。また、焙焼精鉱を自溶炉、直接製銅炉、フラッシュコンバーターなどで処理してもよい。 In the present embodiment, the flotation process is performed on both the selected concentrate and the selected tailings, but the present invention is not limited to this. For example, you may implement a flotation process only to either one. In addition, the flotation process is performed after the sorting process, but the sorting process may be performed after the flotation process. Further, the roasted concentrate may be processed in a flash smelting furnace, a direct copper making furnace, a flash converter or the like.
(変形形態1)
図3は変形形態1に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図3を参照して、変形形態1に係る銅精鉱の処理方法では、硫化変換工程、摩鉱工程、選別工程、および焙焼工程を実施したが、浮遊選鉱工程を実施しなかった。即ち、実施形態では、硫化変換精鉱を摩鉱して選別した後、浮遊選鉱工程を経て得られた浮選精鉱に対して焙焼処理を施したが、変形形態1では、硫化変換精鉱を摩鉱し、選別して得られた選別精鉱に対して焙焼処理を施した。このように、浮遊選鉱工程を実施せずに、選別精鉱に対して焙焼工程を実施してもよい。
(Modification 1)
FIG. 3 is a process diagram showing an example of a copper concentrate treatment method according to the first modification. With reference to FIG. 3, in the copper concentrate processing method according to Modification 1, the sulfide conversion process, the grinding process, the sorting process, and the roasting process were performed, but the flotation process was not performed. That is, in the embodiment, after the sulfide conversion concentrate is ground and selected, the flotation concentrate obtained through the flotation process is roasted. The selected concentrate obtained by grinding and sorting the ore was roasted. As described above, the roasting process may be performed on the selected concentrate without performing the flotation process.
(変形形態2)
図4は変形形態2に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図4を参照して、変形形態2に係る銅精鉱の処理方法では、硫化変換工程、摩鉱工程、浮遊選鉱工程、および焙焼工程を実施したが、選別工程を実施しなかった。即ち、変形形態2では、硫化変換精鉱を摩鉱し、浮遊選鉱処理して得られた浮選精鉱に対して焙焼処理を施した。このように、選別工程を実施せずに、浮選精鉱に対して焙焼工程を実施してもよい。
(Modification 2)
FIG. 4 is a process diagram showing an example of a copper concentrate treatment method according to the second modification. Referring to FIG. 4, in the copper concentrate processing method according to
以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。なお、実施例1では、選別精鉱に対してのみ浮遊選鉱処理を施す場合を例に説明する。 Examples based on the above embodiment will be described below. In the first embodiment, a case where the flotation process is performed only on the selected concentrate will be described as an example.
(実施例1)
硫化変換工程において、黄銅鉱主体の銅精鉱(Cu品位=34mass%、Fe品位=24mass%)と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Cu:硫黄=1.0:1.2で混合し、窒素雰囲気中において425℃で60分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。図5のXRDによる分析結果の通り、硫化変換工程後に銅藍と黄鉄鉱とが生成していることがわかる。図5の縦軸は強度(Counts)である。
Example 1
In the sulfide conversion process, copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%) and elemental sulfur are mixed at a molar ratio of Cu: sulfur = 1.0: 1.2 in copper concentrate. The chalcopyrite was converted into copper indigo and pyrite by heat treatment at 425 ° C. for 60 minutes in a nitrogen atmosphere. As can be seen from the XRD analysis results in FIG. 5, copper indigo and pyrite are formed after the sulfidation conversion step. The vertical axis | shaft of FIG. 5 is an intensity | strength (Counts).
次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した銅精鉱(Cu品位=30mass%、Fe品位=21mass%)を、湿式ボールミルにより摩鉱し、図6の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。図6の横軸は粒子径(μm)であり、縦軸は相対粒子量である。このときのスラリー濃度は30mass%であり、摩鉱時間は30分、50%粒子径は42μmであった。 Next, the copper concentrate (Cu grade = 30 mass%, Fe grade = 21 mass%) converted to copper indigo and pyrite was milled by a wet ball mill to obtain a mill concentrate showing the particle size distribution of FIG. . The horizontal axis in FIG. 6 is the particle diameter (μm), and the vertical axis is the relative particle amount. The slurry concentration at this time was 30 mass%, the grinding time was 30 minutes, and the 50% particle size was 42 μm.
この摩鉱精鉱に対してテーブル選別機により選別処理を施し、Cu品位の高い選別精鉱とFe品位の高い選別尾鉱とに分離した。図7は選別精鉱のXRD解析結果である。図7の縦軸は強度(Counts)である。図8は選別精鉱の粒度分布測定結果である。図8の横軸は粒子径(μm)であり、縦軸は相対粒子量である。 The mill concentrate was subjected to a sorting process using a table sorter, and separated into a high-quality sorted concentrate and a high-quality sorted tailing. FIG. 7 shows the XRD analysis result of the selected concentrate. The vertical axis in FIG. 7 represents intensity (Counts). FIG. 8 shows the particle size distribution measurement result of the selected concentrate. The horizontal axis in FIG. 8 is the particle diameter (μm), and the vertical axis is the relative particle amount.
次に、選別精鉱に対して空気吸い込み式の浮選機を用いて浮遊選鉱処理を実施した。まず、pH調整剤としてCa(OH)2を用いてpH12.1に調整した溶液に35.0gの選別精鉱と、100ppmに相当するBXとを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。なお、BX添加量は、浮遊選鉱処理に供する試料重量に対する、BX添加量の重量%である。例えば、BX100ppmの添加は、試料100グラムに対して0.01グラムのBXを使用したことを意味する。また、コンディショニングとは、添加した薬剤を試料表面に付着させる操作のことを指す。本実施例では、浮選機内で溶液を攪拌した。30分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤のMIBCを20μl(マイクロリットル)添加し、浮選機において空気の吸い込みを開始することによって、浮遊選鉱処理を実施した。空気の吸い込み開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱1とした。 Next, a flotation process was performed on the selected concentrate using an air suction type flotation machine. First, 35.0 g of selected concentrate and BX corresponding to 100 ppm were added to a solution adjusted to pH 12.1 using Ca (OH) 2 as a pH adjuster, and conditioning was started in the flotation machine. In addition, BX addition amount is weight% of BX addition amount with respect to the sample weight used for a flotation process. For example, the addition of 100 ppm of BX means that 0.01 grams of BX was used for 100 grams of sample. In addition, conditioning refers to an operation of attaching the added drug to the sample surface. In this example, the solution was stirred in a flotation machine. After 30 minutes of conditioning, 20 μl (microliter) of the foaming agent MIBC was added to the above solution, and air suction was started in the flotation machine, thereby carrying out the flotation process. After the start of air suction, the particles rising along with the bubbles were collected and used as flotation concentrate 1.
その後、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して200ppmに相当するBXを追加で添加した。5分間のコンディショニングを実施した後、溶液に10μlのMIBCを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱2とした。
Thereafter, the suction of air was once stopped, and BX corresponding to 200 ppm was additionally added to the original weight of the sample to be subjected to the flotation process. After performing the conditioning for 5 minutes, 10 μl of MIBC was added to the solution, the suction of the air in the flotation machine was resumed, and the particles rising along with the bubbles were collected to obtain the
その後、再度空気の吸い込みを一旦停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して200ppmに相当するBXを追加で添加した。5分間のコンディショニングを実施した後、溶液に10μlのMIBCを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱3とした。浮選機に残った粒子を浮選尾鉱として回収した。表1は選別精鉱に対する浮遊選鉱工程の結果を示す。
選別精鉱に対しては、100ppmのBX添加量で、Cu品位が46.9mass%の浮選精鉱1が得られ、その浮選精鉱1内にCuを34.7mass%回収できた。また、Cu品位40mass%以上の精鉱(浮選精鉱1+浮選精鉱2)でCu回収率が66.2mass%にまで達し、Cu品位の濃縮がなされた。 With respect to the selected concentrate, a flotation concentrate 1 with a Cu grade of 46.9 mass% was obtained with an addition amount of BX of 100 ppm, and 34.7 mass% of Cu could be recovered in the flotation concentrate 1. Moreover, the Cu recovery rate reached 66.2 mass% in the concentrate (Flotation concentrate 1 + Flotation concentrate 2) with a Cu grade of 40 mass% or more, and the Cu grade was concentrated.
浮選精鉱1は、硫化変換工程後の硫化変換精鉱(Cu品位=30mass%、Fe品位=21mass%)と比較して、Cu品位が高くFe品位が低くなった。また、硫化変換工程前の元精鉱(Cu品位=34mass%、Fe品位=24mass%)に対して、浮選精鉱1はCu品位が12.9mass%上昇し、Fe品位が9.9mass%低下している。このことから硫化変換工程前の元精鉱中には重量比でCu:1.00に対してFe:0.71が含まれているが、浮選精鉱1は重量比でCu:1.00に対してFe:0.30まで低減されている。 The flotation concentrate 1 had higher Cu quality and lower Fe quality than the sulfide conversion concentrate (Cu quality = 30 mass%, Fe quality = 21 mass%) after the sulfide conversion step. Further, compared to the original concentrate before the sulfidation conversion process (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%), the flotation concentrate 1 has a Cu grade increased by 12.9 mass% and the Fe grade is 9.9 mass%. It is falling. From this, the original concentrate before the sulfidation conversion step contains Fe: 0.71 with respect to Cu: 1.00 by weight ratio, while flotation concentrate 1 has Cu: 1. With respect to 00, Fe is reduced to 0.30.
なお、浮遊選鉱処理の条件は、選別の成績、即ちCu回収率および選別精鉱Cu品位、あるいは処理コストにより、任意に変更することができる。 The conditions of the flotation process can be arbitrarily changed according to the sorting result, that is, the Cu recovery rate and the selected concentrate Cu quality, or the processing cost.
次に、浮選精鉱1に対して筒状炉心管を水平方向に設置するタイプの管状炉を用いて焙焼処理を実施した。なお、本実施例では、浮選精鉱1からSを分離させるのに併せてAsを揮発させることを狙い、750℃の窒素雰囲気下で焙焼処理を実施した。まず、長さ10cmの石英質ガラスボートに浮選精鉱1を4.00gセットし、石英質ガラスボートを管状炉の炉心管の均熱帯部分に配置した。その後、窒素を毎分1リットルの流量で炉心管の片側から流し、出口側は窒素排気用の通路を設け、水封して酸素の流入を防止した。大気温度である20℃から750℃まで25分で昇温し、60分間750℃で保持した。保持終了後、120℃まで1時間かけて降温し、石英質ガラスボートを炉心管から取り出した。このときの試料の重量を測定したところ3.36gであった。表2は、浮選精鉱1に対する焙焼工程の結果を示す。
焙焼精鉱は、浮選精鉱1と比較して、Cu品位が高くAs品位が低くなった。また、硫化変換工程前の元精鉱に対して、焙焼精鉱はCu品位が20mass%上昇し、As品位は263ppm低下し、S品位は7mass%低下し、Fe品位は7mass%低下している。このことから硫化変換工程前の元精鉱中には重量比でCu:1.00に対してFe:0.71が含まれているが、焙焼精鉱は重量比でCu:1.00に対してFe:0.31まで低減されており、製錬所でのスラグ発生量の低減が可能となる。また、製錬所へのAs持込量を大幅に低減することができる。 The roasted concentrate had higher Cu quality and lower As quality than the flotation concentrate 1. Moreover, compared to the original concentrate before the sulfidation conversion process, the roasted concentrate has a Cu grade of 20 mass%, an As grade of 263 ppm, an S grade of 7 mass%, and an Fe grade of 7 mass%. Yes. From this, the original concentrate before the sulfidation conversion step contains Fe: 0.71 with respect to Cu: 1.00 by weight, but the roasted concentrate has Cu: 1.00 by weight. On the other hand, Fe is reduced to 0.31, and the amount of slag generated at the smelter can be reduced. Moreover, the amount of As brought into the smelter can be greatly reduced.
(実施例2)
実施例2においては、図3の変形形態1に係る銅精鉱の処理方法を用いた。まず、黄銅鉱主体の銅精鉱(Cu品位=34mass%、Fe品位=24mass%)と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Cu:硫黄=1.0:1.2で混合し、窒素雰囲気中において425℃で60分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。
(Example 2)
In Example 2, the processing method of the copper concentrate which concerns on the modification 1 of FIG. 3 was used. First, copper concentrate mainly composed of chalcopyrite (Cu grade = 34 mass%, Fe grade = 24 mass%) and elemental sulfur are mixed at a molar ratio of Cu: sulfur = 1.0: 1.2 in the copper concentrate, and nitrogen is mixed. The brassite was converted into copper indigo and pyrite by heat treatment at 425 ° C. for 60 minutes in the atmosphere.
次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した変換精鉱(Cu品位=31mass%、Fe品位=21mass%)を、湿式ボールミルにより摩鉱した。そして、摩鉱精鉱をテーブル選別機により選別し、細粒の選別精鉱と粗粒の選別尾鉱とに分離した。 Next, the converted concentrate (Cu quality = 31 mass%, Fe quality = 21 mass%) converted into copper indigo and pyrite was ground by a wet ball mill. Then, the ore concentrate was sorted by a table sorter and separated into a fine grained concentrate and a coarse grained tailing.
次に、選別精鉱(Cu品位=34mass%、Fe品位=17mass%)に対して筒状炉心管を水平方向に設置するタイプの管状炉を用いて焙焼処理を実施した。実施例2では、2条件の焙焼温度(650℃、750℃)および2条件の焙焼時間(30分、60分)の計4条件にて焙焼処理を実施した。まず、長さ10cmの石英質ガラスボートに選別精鉱を4.00gセットし、石英質ガラスボートを管状炉の炉心管の均熱帯部分に配置した。その後、窒素を毎分1リットルの流量で炉心管の片側から流し、出口側は窒素排気用の通路を設け、水封して酸素の流入を防止した。大気温度である20℃から焙焼温度(650℃または750℃)まで25分で昇温し、焙焼時間(30分または60分)の間、焙焼温度を保持した。保持終了後、120℃まで1時間かけて降温し、石英質ガラスボートを炉心管から取り出した。表3は、選別精鉱に対する焙焼工程の結果を示す
各焙焼条件における焙焼精鉱1から焙焼精鉱4は、硫化変換工程前の元精鉱に対して、Cu品位が6〜7mass%上昇し、As品位は200〜270ppm低下し、S品位は10〜15mass%低下し、Fe品位は3〜4mass%低下している。硫化変換工程前の元精鉱中には重量比でCu:1.00に対してFe:0.71が含まれているが、焙焼精鉱は重量比でCu:1.00に対してFe:0.50まで低減されており、製錬所でのスラグ発生量の低減が可能となる。また、製錬所へのAs持込量を大幅に低減することができる。
From the roasted concentrate 1 to the
(分析(実施例1と実施例2との比較))
実施例2では、選別精鉱に対して焙焼処理を実施した。実施例2においても、硫化変換工程前の元精鉱に対し、Cu品位の上昇、As品位の大幅な低下、S品位およびFe品位の低下を確認できた。しかし実施例1の浮選精鉱を対象に焙焼工程を実施して得られた焙焼精鉱のほうが、硫化変換工程前の元精鉱に対して、大幅なCu品位の向上を確認できた。
(Analysis (Comparison between Example 1 and Example 2))
In Example 2, the selected concentrate was roasted. In Example 2 as well, an increase in Cu quality, a significant decrease in As quality, a decrease in S quality and Fe quality were confirmed with respect to the original concentrate before the sulfide conversion step. However, the roasted concentrate obtained by carrying out the roasting process on the flotation concentrate of Example 1 can confirm a significant improvement in Cu quality compared to the original concentrate before the sulfidation conversion process. It was.
製錬所での精鉱処理条件はその他精鉱やその他処理物の品位、組成との兼ね合いで決まるため、必要に応じ、製造する精鉱のCu品位の調整をすればよい。例えば、Cu品位50mass%以上の精鉱が必要とされる状況においては、実施例1のように、硫化変換精鉱を摩鉱して選別した後、浮遊選鉱工程を経て得られた浮選精鉱に対して焙焼処理を実施すればよい。例えば、Cu品位40mass%程度の精鉱が必要とされる場合は、浮遊選鉱工程を省略して選別精鉱に対して焙焼処理を実施すればよい。 Since the concentrate processing conditions at the smelter are determined by the quality and composition of other concentrates and other processed products, the Cu quality of the concentrate to be manufactured may be adjusted as necessary. For example, in a situation where a concentrate with a Cu grade of 50 mass% or more is required, the flotation concentrate obtained through the flotation process after grinding and sorting the sulfide conversion concentrate as in Example 1. A roasting process may be performed on the ore. For example, when a concentrate with a Cu grade of about 40 mass% is required, the floatation process may be omitted and the selected concentrate may be roasted.
以上、本発明の実施例について詳述したが、本発明は係る特定の実施例に限定されるものではなく、特許請求の範囲に記載された本発明の要旨の範囲内において、種々の変形・変更が可能である。 Although the embodiments of the present invention have been described in detail above, the present invention is not limited to such specific embodiments, and various modifications and changes can be made within the scope of the gist of the present invention described in the claims. It can be changed.
Claims (6)
前記摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによってCu品位の高い精鉱とFe品位の高い精鉱とに分離した後、前記選別処理によって分離された前記Cu品位の高い精鉱および前記Fe品位の高い精鉱の両者に対して独立して浮遊選鉱処理を施す第1分離工程と、
前記第1分離工程で得られるCu品位の高い精鉱に不活性雰囲気で焙焼処理を施すことによって、前記Cu品位の高い精鉱から硫黄を分離させる第2分離工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。 A grinding process for grinding after copper sulfide mainly composed of chalcopyrite (CuFeS 2 ) is sulfided;
The milling particles obtained in the milling process are separated into a high-quality Cu concentrate and a high-Fe concentrate by performing a sorting process based on the particle size difference and the specific gravity difference, and then the sorting. A first separation step of performing a flotation process independently on both the Cu-grade concentrate and the Fe-grade concentrate separated by treatment ;
And a second separation step of separating sulfur from the high-quality Cu concentrate by subjecting the high-quality Cu concentrate obtained in the first separation step to a roasting treatment in an inert atmosphere. A processing method for copper concentrate.
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