JP5840641B2 - 黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法 - Google Patents

黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法 Download PDF

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Description

本発明は黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法に関する。
金を含有する硫化鉱物から金を回収する方法として、湿式法を利用した技術が知られている。伝統的には、硫化鉱物中の金を溶液中への浸出は、シアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することにより行われてきた。最近では、より毒性の低い浸出剤として、特開2009−235525号公報(特許文献1)に記載されるような、塩化物イオン、鉄イオン、銅イオン、及び臭化物イオンを利用した金浸出液を使用することも提案されている。
また、硫化鉱物から金を浸出しやすくするための前処理として、硫化鉱物を酸化焙焼する方法が知られており、近年では酸化焙焼にその他の工程を組み合わせた前処理も提案されている。例えば、特開2010−235999号公報(特許文献2)では、硫化銅鉱物を硫黄の融点以下の温度で浸出し、得られた浸出残渣から微細な粒状となった硫黄及び浸出されずに残留した硫化物の粒子を、その他の酸化鉄や脈石成分との疎水性の違いを利用して浮上させる一方、酸化鉄や脈石成分などを沈降、もしくは沈鉱として分離させることにより、浸出残渣中に含まれる金を濃縮する。その後、濃縮された金を含む成分は、硫黄を除去してから酸化焙焼して鉄成分を酸化鉄(ヘマタイト)とし、その後硫酸を用いて溶解することによって、金が濃縮された残渣が回収される。
特開2009−235525号公報 特開2010−235999号公報
特開2009−235525号公報(特許文献1)に記載の方法は、毒性の高いシアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することなく金を容易に浸出できるので、硫化銅鉱中の金の浸出には極めて実用性が高いが、これを黄鉄鉱に適用した場合には、金浸出速度が十分ではなく、改善の余地が残されている。そのため、特開2010−235999号公報(特許文献2)に記載されるような酸素を供給して行う酸化焙焼を利用した前処理を行うことで金浸出速度を高める方法も考えられる。
しかしながら、特許文献2に記載の方法も含めて硫化鉱物を酸化焙焼する方法を採用すると、2CuS+2O2→2CuO+SO2や、2CuFeS2+6O2→CuO+4SO2+Fe23、及び4FeS2+11O2→2Fe23+8SO2のような化学反応が優先的に起こるので、環境汚染物質として知られる二酸化硫黄(SO2)が発生するという問題が避けられない。金の浸出速度を高めるための前処理については、安全性や環境面の観点からは金浸出のための鉱物処理過程で発生する二酸化硫黄を低減し、安全性を高め、環境に与える影響を低いものとすることが望ましい。
更に、黄鉄鉱を湿式処理する場合、随伴物の金は、予め残渣に分離濃縮された後にハロゲン浴で浸出される、もしくは主成分鉱の浸出後期に同時にハロゲン浴に浸出されるが、この浸出後液にはハロゲン化物を配位子とした金錯体が残留している。この金錯体を活性炭に吸着して回収する場合、その吸着量が多ければ多いほど歩留まりが大きい。特に活性炭を焼却処理する場合には、単位活性炭重量あたりの吸着量が生産コストに直結して大きな影響を及ぼす。そのため、単位吸着量を増加させる方法の開発が望まれるが、特許文献1及び2のいずれも、金の活性炭への吸着性向上に対する検討はなされておらず、また一般的にも活性炭の種類や浸出後液の共雑物等の問題もあり適当な方法は知られていない。
本発明は上記事情に鑑みてなされたものであり、黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法において、毒性の高いシアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することなく、更には二酸化硫黄の発生を抑制しながらも金の浸出速度を向上することができ、且つ活性炭への金の吸着量を増加させることが可能な黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法を提供する。
本発明者らは上記課題を解決するために鋭意検討したところ、黄鉄鉱に対して不活性雰囲気で硫化鉄(II)に熱分解する前処理を行った上で、塩化物イオン、臭化物イオン、及び三価の鉄イオンを含有する金浸出液を用いて金浸出を行うと、酸化硫黄の発生を抑制しながらも、金浸出速度が飛躍的に向上することを見出した。更に、本発明者らは、金浸出で得られた金浸出後液を活性炭に吸着して回収するに際し、活性炭への競合吸着物となる物質が、金浸出後液中の一価の銅イオンであることを突き止め、この一価の銅イオンを、金の活性炭吸着工程よりも前に予め減少させておくための処理をすることにより、活性炭への金の吸着量を有意に向上できることを見出した。
本発明は上記知見を基礎として完成したものであり、一側面において、黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程1及び当該金鉱石を不活性雰囲気下で450℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄(II)及び単体硫黄に熱分解する工程2を含み、酸化焙焼工程を含まない前処理と、前処理工程後の金鉱石を、塩化物イオン、臭化物イオン、及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程3と、工程3で得られた金成分浸出後液に塩化第一銅を添加した後、酸化剤を加えて酸化還元電位(参照電極、銀/塩化銀)を520mV以上に調整して金浸出後液中の一価の銅イオンを低減させる工程4と、工程4で得られた金浸出後液中の金を活性炭に吸着させる工程5とを含む、黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法である。
本発明に係る黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法の一実施形態においては、工程4が、酸化還元電位(参照電極、銀/塩化銀)を520mV〜570mVに調整する。
本発明に係る黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法の一実施形態においては、工程4が、空気の吹き込みにより酸化還元電位(参照電極、銀/塩化銀)を調整する。
黄鉄鉱を含有する金鉱石に対して、本発明に係る前処理方法を施した後に特定の金浸出液を用いて金浸出し、活性炭への吸着阻害物質である一価の銅イオンを金浸出液中から低減させる処理を行うことにより、有害な酸化硫黄の発生を抑制しながらも飛躍的に改善された金浸出速度を得ることができ、金の単位吸着量を増加させることが可能な、黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法が提供できる。
実施例及び比較例について、浸出時間と残渣中のAu品位の関係を示すグラフである。 実施例1で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱に対し、窒素雰囲気下での熱分析をしたときのTG/DTA曲線である。 金浸出後液の酸化還元電位と吸着後液中の金濃度との関係を表すグラフである。 浸出液を活性炭充填カラムに連続的に給液した場合において、CuClの添加と空気の吹き込みを行った場合の、酸化還元電位及び金濃度の変化の関係を表すグラフである。
以下、本発明を詳しく説明する。
1. 前処理工程
本発明に係る金鉱石の前処理方法の一実施形態においては、黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程1と、当該金鉱石を不活性雰囲気下で450℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄(II)及び単体硫黄に熱分解する工程2とを含み、酸化焙焼工程を含まない。
(1)工程1
工程1では黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する。というのは、本発明では難溶性で金浸出率の低い黄鉄鉱中の金の浸出率を高めることを目的とするからである。しかしながら、それ以外の要件、例えば、鉱石中の金の濃度の大小は問わない。本発明の処理対象となる金鉱石は、浮遊選鉱や比重選別といった慣用の選鉱処理を経たものとすることもできる。粉砕摩鉱して鉱石の粒径を小さくし、金浸出液が鉱石内部の金に接触しやすいようにすることもできる。金鉱石中の金濃度は典型的には0.1〜100質量ppm程度であり、より典型的には1〜20質量ppm程度である。
金鉱石は黄鉄鉱を含有する他、黄銅鉱、方鉛鉱、閃亜鉛鉱、硫砒鉄鉱、輝安鉱、磁硫鉄鉱などを含有していてもよいが、本発明の典型的な実施形態においては黄鉄鉱が3質量%以上含まれる金鉱石を使用し、本発明のより典型的な実施形態においては黄鉄鉱が30質量%以上含まれる金鉱石を使用する。このような金鉱石を使用することで、本発明による前処理の効果が顕著に発揮される。金鉱石の黄鉄鉱の含有量には特に上限はなく、100質量%でもよいが、典型的には80質量%以下である。
また、本発明においては、酸化焙焼工程を含まないことも特徴の一つである。従来技術では酸素や空気の存在下で酸化焙焼していたため、硫化鉱物中の硫黄が酸素と結合して酸化硫黄を生じさせていた。本発明においてはそのような酸化焙焼工程を実施しない。
(2)工程2
工程2では当該金鉱石を不活性雰囲気下で450℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄(II)及び単体硫黄に熱分解する。このときの化学反応は次式:FeS2→FeS+Sで表される。理論的には酸化硫黄の発生はない。当該熱分解を経た後の金鉱石は、後述する金浸出液に対する溶解性が格段に向上する。熱分解を経ない場合に比べて、金の浸出率が約10倍も上昇し得る。本発明で行う熱分解法では黄鉄鉱(FeS2)がヘマタイト(Fe23)へ変化しないため、金の浸出率が不十分であると思われたことから、このような結果が得られたことは極めて驚くべき事であった。
熱分解を実施する際の不活性雰囲気としては、アルゴンやヘリウムのような希ガス雰囲気、窒素雰囲気が挙げられる。もしくは熱分解に使用した排ガスを循環して使用してもよい。雰囲気中に酸素が含まれると金鉱石が酸化焙焼されて二酸化硫黄が発生するので、環境に対する影響が懸念されるため、本発明では採用しない。
熱分解時、金鉱石の温度を450℃以上に保持する必要がある。これは、450℃未満では黄鉄鉱の熱分解が進行しにくいからである。好ましくは、熱分解は金鉱石の温度を550℃以上に保持して実施するのが好ましく、650℃以上に保持して実施するのがより好ましい。また、熱分解は保持温度を5分以上継続するのが好ましく、30分以上継続するのがより好ましい。熱分解反応を十分に進行させるためである。但し、金鉱石の温度を過剰に高くすると昇温に必要なエネルギーと処理時間が大きくなるおそれがあるので、保持温度は800℃以下とするのが好ましく、750℃以下とするのがより好ましい。同様に、保持温度を維持する時間も120分以下とするのが好ましく、60分以下とするのがより好ましい。
熱分解を実施するための加熱炉の種類には特に制限はないが、例えば管状炉、ロータリーキルンを使用することができる。
熱分解によって発生する単体硫黄は、高温の炉内でガス化しているので、金鉱石から固気分離可能である。そして、雰囲気ガスと共に排気系へと送ることが可能である。しかしながら、単体硫黄を排気系に送った時、温度の低下と共に硫黄が析出してガス道の閉塞等の不具合を生じさせるため、湿式スクラバーなどで回収することが望ましい。別法としては、ガス化した単体硫黄を工程2で発生する硫化鉄(II)と共に冷却して共に固体状で回収し、これらを一緒に金浸出工程に送ることも可能である。金の浸出工程で単体硫黄は金の浸出を阻害することなく浸出残渣として分離される。この場合、湿式スクラバーが不要になるため、経済的に有利になる。
2. 金浸出工程
(1)工程3
本発明に係る金回収方法の一実施形態においては、前処理工程後の金鉱石を、塩化物イオン、臭化物イオン、及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程3を実施する。
金の浸出は、溶出した金が塩化物イオン又は臭化物イオンと反応し、金の塩化錯体又は金の臭化錯体を生成することにより進行する。臭化物イオンを併用することで、より低電位の状態で錯体を形成するため、金の浸出効率の向上を図ることができる。また、鉄イオンは酸化剤の供給下で酸化した3価の鉄イオン又は当初より3価の鉄イオンが、金を酸化する働きをする。金浸出液は銅イオンを含有することが好ましい。銅イオンは直接反応に関与しないが、銅イオンが存在することで鉄イオンの酸化速度が速くなるからである。
浸出液と金鉱石の接触方法としては特に制限はなく、撒布や浸漬などの方法があるが、反応効率の観点から、浸出液中に残渣を浸漬し、撹拌する方法が好ましい。
塩化物イオンの供給源としては、特に制限はないが、例えば塩化水素、塩酸、塩化金属及び塩素ガス等が挙げられ、経済性や安全性を考慮すれば塩化金属の形態で供給するのが好ましい。塩化金属としては、例えば塩化銅(塩化第一銅、塩化第二銅)、塩化鉄(塩化第一鉄、塩化第二鉄)、アルカリ金属(リチウム、ナトリウム、カリウム、ルビジウム、セシウム、フランシウム)の塩化物、アルカリ土類金属(ベリリウム、マグネシウム、カルシウム、ストロンチウム、バリウム、ラジウム)の塩化物が挙げられ、経済性や入手容易性の観点から、塩化ナトリウムが好ましい。また、銅イオン及び鉄イオンの供給源としても利用できることから、塩化銅及び塩化鉄を利用することも好ましい。
臭化物イオンの供給源としては、特に制限はないが、例えば臭化水素、臭化水素酸、臭化金属及び臭素ガス等が挙げられ、経済性や安全性を考慮すれば臭化金属の形態で供給するのが好ましい。臭化金属としては、例えば臭化銅(臭化第一銅、臭化第二銅)、臭化鉄(臭化第一鉄、臭化第二鉄)、アルカリ金属(リチウム、ナトリウム、カリウム、ルビジウム、セシウム、フランシウム)の臭化物、アルカリ土類金属(ベリリウム、マグネシウム、カルシウム、ストロンチウム、バリウム、ラジウム)の臭化物が挙げられ、経済性や入手容易性の観点から、臭化ナトリウムが好ましい。また、銅イオン及び鉄イオンの供給源としても利用できることから、臭化銅及び臭化鉄を利用することも好ましい。
銅イオン及び鉄イオンは、これらの塩の形態で供給するのが通常であり、例えばハロゲン化塩の形態で供給することができる。塩化物イオン及び/又は臭化物イオンの供給源としても利用できる観点から銅イオンは塩化銅及び/又は臭化銅、鉄イオンは塩化鉄及び/又は臭化鉄として供給されるのが好ましい。塩化銅及び塩化鉄としては塩化第二銅(CuCl2)、塩化第一銅(CuCl)、塩化第二鉄(FeCl3 )、塩化第鉄(FeCl2)等が使用される。
工程3で使用する金浸出液中の塩化物イオンの濃度は、40g/L〜200g/Lであることがより好ましい。工程3で使用する金浸出液中の臭化物イオンの濃度は、反応速度や溶解度の観点から、20g/L〜100g/Lであることが好ましい。金浸出液中の鉄イオンは、0.01g/L〜10g/Lであることが好ましい。金の浸出効率の観点からは、金浸出液中の塩化物イオンに対する臭化物イオンの重量濃度比が1以上であることが好ましい。
工程3の開始時における浸出液の酸化還元電位(vs Ag/AgCl)は、金浸出を促進する観点から550mV以上とするのが好ましく、600mV以上とするのがより好ましい。また、金の浸出速度を高める観点から、金浸出液のpHは2.0以下に維持するのが好ましいが、鉄の酸化速度は高いpHの方が促進されるため、金浸出液のpHは0.5〜1.9に維持するのがより好ましい。金浸出液の温度は、金の浸出速度を高める観点から45℃以上とするのが好ましく、60℃以上とするのがより好ましいが、高すぎると浸出液の蒸発や加熱コストの上昇あるので、95℃以下とするのが好ましく、85℃以下とするのがより好ましい。
本発明の好適な実施形態においては、工程3における金浸出液として、塩化物イオン及び臭化物イオンの両方を含有するように選択することを条件に、塩酸及び臭素酸の少なくとも一方と、塩化第二銅及び臭化第二銅の少なくとも一方と、塩化第二鉄及び臭化第二鉄の少なくとも一方と、塩化ナトリウム及び臭化ナトリウムの少なくとも一方とを含む混合液を使用することができる。
工程3の金浸出工程は酸化剤を供給しながら実施することで、酸化還元電位を管理する。酸化剤を添加しなければ途中で酸化還元電位が低下してしまい、浸出反応が進行しない。酸化剤としては特に制限はないが、例えば酸素、空気、塩素、臭素、及び過酸化水素などが挙げられる。極端に高い酸化還元電位をもつ酸化剤は必要なく、空気で十分である。
(2)工程4
金浸出を十分に行った後の金浸出後液の酸化還元電位はおおむね500〜520mV程度となる。この金浸出後液に更にCuClを加えて撹拌し、一度酸化還元電位を520mV以下に、より好ましくは500mV以下に下げた後に、酸化剤を加えて再度ORPを520mV以上に調整する。これにより、金の活性炭吸着を阻害する金浸出後液中の一価の銅イオンが二価の銅イオンに酸化されて減少し、金浸出後液中の活性炭への吸着競合物が少なくなるため、活性炭への金の吸着率がより向上する。
酸化剤は、特に限定されないがコストの面から空気が使用される。また液温も特に限定されないが、金浸出が加温浸出であることと、酸化効率の面を考慮すると、金浸出後液の液温は45℃以上に維持されるのが好ましく、より好ましくは50℃以上である。
ORPの上昇は、金浸出後液中の一価の銅イオンの減少を示す。一価銅は非常にソフトな元素として知られ活性炭に対する親和性が高く、金錯体の吸着と競合する。この一価銅の減少により活性炭中の吸着活性点は金に対する選択性が増すことで金の効率的な回収が達成される。
ORPの調整は、520mV以上に調整することで、液中の一価銅濃度を低減させて金の活性炭への吸着率を向上させることができる。上限に特に制限はないが、調整に必要な時間及び一価銅の低減効率を考慮すると、570mV以下とするのが好ましく、より好ましくは530〜560mVに調整することが好ましい。
3.金回収(工程5)
金の浸出反応後、固液分離することによって得られた金溶解液から、活性炭吸着により金を回収する工程5を実施する。金の活性炭への接触はバッチ回分式もしくは活性炭を充填した吸着塔に酸性浸出液を連続通液することで行ってもよい。
バッチ式の場合、攪拌速度は指定されない。添加の活性炭量は金重量の50倍〜10000倍となるように添加する。
連続通液式では特に通液速度は限定されない(一般的にはSV1〜25)が活性炭の単位重量あたりの金吸着量が20000〜30000g/tとなった時点で、活性炭は要求能力を満たさなくなる。そのため活性炭からの金のストリップや再生はこの吸着量を目安に行う。活性炭の再生方法は一般的に知られる硫黄化合物や窒素化合物、もしくは酸により行われ、特に限定されない。
4.その他
工程2を実施した後、工程3を実施する前に、金鉱石中の不純物を除去するための各種処理を行うことも可能である。例えば、単体硫黄は、前処理後の金鉱石を単体硫黄が溶融するのに十分な温度に加熱し、瀘別して金と単体硫黄を分離することが可能である。硫化鉄(FeS)は、前処理後の金鉱石を硫酸や塩酸等の各種鉱酸のほか、硫酸鉄や塩化鉄等のFe3+塩の水溶液に接触させて鉄分を浸出し、その後に固液分離することにより除去可能である。
以下、実施例により本発明をさらに具体的に説明する。但し、本発明はこれらに限定されるものではない。なお、実施例で用いた金属の分析方法は、ICP−AESにて行った。但し、金の分析では、灰吹法にて試料中の金を析出させた後、ICP−AESにて定量分析を行った。
<比較例1>
黄鉄鉱精鉱(パプアニューギニア国産リヒール鉱)を準備した。この黄鉄鉱精鉱中の黄鉄鉱の含有量をXRDと化学分析により算定したところ、17質量%であった。黄鉄鉱精鉱(リヒール鉱)をボールミルで粉砕摩鉱して、累積重量粒度の分布曲線において累積重量が80%となる粒径(d80)を24μmに調整した。d80は、レーザ回折式粒度分布測定装置(島津製作所社型式SALD2100)で3回測定したときの平均値とした。次いで、摩鉱後の黄鉄鉱精鉱(200g)に対して、表1に記載の組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度100g/Lとし、液温85℃で90時間浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み(精鉱1Lに対して0.1L/min)及び撹拌を継続し、酸化還元電位(ORP:vs Ag/AgCl)を500mVに維持した。また、浸出中は、金浸出液のpHが1.0〜1.1を維持するように塩酸を適宜添加した。
浸出試験中、定期的に浸出残渣のサンプルを採取し、残渣中のAu品位を測定した。図1に、当該試験の結果から得られた、浸出時間と残渣中のAu品位の関係を示す(図1中、「FeS2熱分解無し」のプロット参照)。この結果から、当初は約6g/tであった残渣中のAu品位が0.9g/tにまで低下するのに90時間要していることが分かる。
<実施例1>
比較例1と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱(1.5kg)を管状炉に装入し、窒素雰囲気下で1時間かけて700℃まで昇温(昇温速度=10℃/min)した後、1時間加熱した。室温まで放冷後、加熱処理前後のXRD解析により、元鉱中に含まれていたFeS2のピークが消失し、FeSのピークが生じたことを確認した。熱処理により生じた単体硫黄は特に除去操作を施さなかった。
次いで、熱処理後の黄鉄鉱精鉱に対して、比較例1と同じ組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度100g/Lとし、液温85℃で18時間浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み(精鉱1Lに対して0.1L/min)及び撹拌を継続し、酸化還元電位(ORP:vs Ag/AgCl)を400mV以上に維持した。また、浸出中は、金浸出液のpHが1.0〜1.1を維持するように塩酸を適宜添加した。
浸出試験中、定期的に浸出残渣のサンプルを採取し、残渣中のAu品位を測定した。図1に、当該試験の結果から得られた、浸出時間と残渣中のAu品位の関係を示す(図1中、「FeS2熱分解有り」のプロット参照)。この結果から、当初は約6g/tであった残渣中のAu品位が僅か12時間で0.6g/tにまで低下したことが分かる。
<熱分解条件が与えるXRDにおけるFeS2及びFeSのピーク変化>
実施例1で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱(1.5kg)に対して、表1に記載のように保持温度及び保持時間を変化させたときのXRD解析におけるFeS2及びFeSの回折強度変化を調査した。実験は管状炉を使用し、窒素雰囲気下で行った。熱分解により生成する単体硫黄は蒸発させて窒素気流により除いた。昇温速度はすべて10℃/minとした。冷却は室温になるまで放冷した。XRD解析はリガク社製型式RINT2200 ultimateを使用した。FeS2は2θ=32.98°と56.15°、FeSは2θ=43.67°と33.78°に特徴的なピークをもつのでこれらの入射角に着目した。結果を表2に示す。
表2の結果から、600℃以上に加熱すれば黄鉄鉱由来のピークは確実に消失することが分かり、これは結晶性黄鉄鉱が熱分解されたことを示し、保持温度及び保持時間はそれぞれ650℃以上で60分以上の条件とすると明瞭なFeSのピークが出現することから最も好ましいことが分かる。
<実施例2>
実施例1で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱に対し、窒素雰囲気下での熱分析(セイコー社製型式TG/DTA6300)により、各温度における重量変化と吸熱−発熱を調査した。昇温速度は毎分20℃とした。結果を図2に示す。450℃で質量の減少が始まり、同時に発熱が見られることから黄鉄鉱の分解が始まっていることが判る。窒素雰囲気下では最低でも450℃まで昇温しなければ黄鉄鉱の熱分解は生じない。ただし、上述したXRD解析の結果からみると、450℃付近では熱分解に長時間を要すると考えられ、600℃以上での加熱処理が望ましい。
<実施例3>
50g/Lの塩化物イオン、80g/Lの臭化物イオン、18g/Lの銅、及び0.2g/Lの鉄を含む金浸出液を用いて、金浸出工程後に得られた金浸出後液中の金を浸出した。金浸出後液は、NaCl:84g/L、NaBr:103g/L、Cu:20g/L、Fe:2g/L、Au:8mg/L含有し、pHは1.2であった。CuClを添加してORPを510mVに調整した。浸出後液を55℃に加温し、空気を1分当たり0.4L吹き込みながら攪拌した。この金浸出後液をヤシ殻由来活性炭(太平化学産業社製ヤシコールMC)およそ14mlを充填したガラス製カラムに通し、金を活性炭に吸着させた。カラムの直径は11mm、高さ150mmとした。液の供給速度は11.9ml/分、空間速度は50(1/h)とした。排出される吸着後液中の金を塩酸で希釈しICP−AESにより定量した。ORPと吸着後液の関係を図に示す。
ORPを520mV以上に調整した液では吸着後液に含まれる金濃度が著しく低下していることがわかる。ORPの上限は定めないものの過度に電位を上げても吸着後液の金の濃度は劇的に低下することはなく、少なくとも520mVまで酸化すれば良いが過度の酸化を妨げるものではないことが分かる。
<実施例4>
実施例3で使用した金浸出後と活性炭充填カラムとを用いて連続的に給液する中で、CuClの添加と空気吹込みによりORPを変化させて吸着後液の金濃度を測定した。結果を図に示す。
からもORPと金の活性炭への吸着の関係は明らかであり、金浸出後液はORP520mV以上として活性炭と接触させると良好な金の回収が可能である。また、ORPに影響を与えているのはCu(I)であることが分かる。
Cu(I)は水溶液中では酸化を受けてCu(II)になりやすいが本系のような高濃度のハロゲン化物を含む水溶液では比較的安定に存在する。そのため空気吹き込み以外にも過酸化水素や次亜塩素酸といった酸化剤でCu(I)を酸化しても同様の結果が得られると推定されるがコストや取り扱いの利便性を考慮すると空気吹込みが好ましい。

Claims (3)

  1. 黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程1及び当該金鉱石を不活性雰囲気下で450℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄(II)及び単体硫黄に熱分解する工程2を含み、酸化焙焼工程を含まない前処理と、
    前処理工程後の金鉱石を、塩化物イオン、臭化物イオン、及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程3と
    工程3で得られた金成分浸出後液に塩化第一銅を添加した後、酸化剤を加えて酸化還元電位(参照電極、銀/塩化銀)を520mV以上に調整して金浸出後液中の一価の銅イオンを低減させる工程4と、
    工程4で得られた金浸出後液中の金を活性炭に吸着させる工程5と
    を含む、黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法。
  2. 工程4が、酸化還元電位(参照電極、銀/塩化銀)を520mV〜570mVに調整することを含む請求項1に記載の黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法。
  3. 工程4が、空気の吹き込みにより酸化還元電位(参照電極、銀/塩化銀)を調整することを含む請求項1又は2に記載の黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の回収方法。
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CN112284959A (zh) * 2020-10-15 2021-01-29 长春黄金研究院有限公司 金矿石产品中劫金物质影响金及硅酸盐包裹金的测定方法
CN115449626A (zh) * 2022-09-14 2022-12-09 海南行者新材料科技有限公司 一种利用微波处理含硫金矿粉的方法
CN115465880B (zh) * 2022-09-16 2023-10-31 中南大学 一种黄铁矿常压制备硫代硫酸盐的方法

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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP4085908B2 (ja) * 2003-07-28 2008-05-14 住友金属鉱山株式会社 湿式銅精錬プロセスの浸出残渣に含有される貴金属の濃縮方法
JP4999108B2 (ja) * 2008-03-27 2012-08-15 Jx日鉱日石金属株式会社 金の浸出方法
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