JP6999109B2 - Mineral processing method - Google Patents
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Description
本発明は、選鉱方法に関する。さらに詳しくは、銅鉱物の微細粒子を回収するための選鉱方法に関する。 The present invention relates to a mineral processing method. More specifically, the present invention relates to a mineral processing method for recovering fine particles of copper minerals.
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。 In the field of copper refining, various methods for recovering copper from raw materials such as copper-containing copper ore and copper concentrate have been proposed. For example, the following treatment 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。
(1) Mineral processing process In the mineral processing process, copper ore mined in a mine is crushed and then water is added to form a slurry for flotation. In flotation, a flotation agent composed of an inhibitor, a foaming agent, a collecting agent and the like is added to the slurry, and air is blown to float the copper mineral while sedimenting the gangue to separate the slurry. As a result, a copper concentrate having a copper grade of about 30% can be 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。
(2) Pyrometallurgical smelting process In the dry smelting process, the copper concentrate obtained in the smelting process is melted using a furnace such as a flash smelting furnace, and passed through a converter and a refining furnace to obtain blister copper with a copper grade of about 99%. Purify to. The blister copper is cast into the anode used in the electrolysis step of the next step.
（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。
(3) Electrolysis step In the electrolysis step, the anode is inserted into an electrolytic cell filled with an acidic sulfuric acid solution (electrolyte solution), and an electric current is applied between the anode and the cathode to perform electrolytic purification. By electrolytic refining, the copper at the anode is dissolved and deposited on the cathode as electrolytic copper having a purity of 99.99%.
選鉱工程で行われる浮遊選鉱では、一般に、銅鉱石を粒子径Ｄ５０が数十～数百μｍとなるように粉砕して、水を加えてスラリーとする。しかし、銅鉱石に含まれる銅鉱物が脈石に比べて粉砕されやすい場合には、銅鉱物は粒子径Ｄ５０が５μｍ以下の微細粒子にまで粉砕されることがある。銅鉱物が微細粒子となると、疎水性を有する銅鉱物であっても浮遊しにくくなり、銅鉱物の浮選回収率が低下する。 In the flotation performed in the beneficiation step, copper ore is generally crushed so that the particle size D50 is several tens to several hundreds of μm, and water is added to form a slurry. However, when the copper mineral contained in chalcopyrite is more easily crushed than the gangue, the copper mineral may be crushed into fine particles having a particle diameter D50 of 5 μm or less. When the copper mineral becomes fine particles, even a hydrophobic copper mineral becomes difficult to float, and the flotation recovery rate of the copper mineral decreases.
特許文献１には、７０℃未満の沸点を有する非極性で水に不溶の架橋炭化水素を使用し、疎水性物質の凝集物を形成し、その凝集物を親水性物質を含有するスラリーから分離することが開示されている。しかし、特許文献１の技術は石炭を回収する技術であり、銅鉱物を回収する技術には適用できない。
In
本発明は上記事情に鑑み、銅鉱物の微細粒子を効率よく回収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 mineral processing method capable of efficiently recovering fine particles of copper minerals.
第１発明の選鉱方法は、粒子径Ｄ５０が５μｍ以下の硫化銅鉱物の微細粒子を含む鉱物スラリーにケロシンを添加し、該硫化銅鉱物の微細粒子を凝集させる凝集工程と、前記凝集工程の後、前記鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行い、前記硫化銅鉱物を浮鉱として回収する浮遊選鉱工程と、を備え、前記凝集工程におけるケロシンの添加量を前記硫化銅鉱物１ｔに対して５～１５Ｌとす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、前記凝集工程において前記鉱物スラリーにカリウム・アミル・ザンセートを、前記硫化銅鉱物１ｔに対して５０ｇ以上添加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、前記凝集工程において、前記鉱物スラリーを撹拌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、前記硫化銅鉱物が黄銅鉱であることを特徴とする。
The mineral processing method of the first invention comprises a flotation step of adding kerosine to a mineral slurry containing fine particles of a copper sulfide mineral having a particle diameter D50 of 5 μm or less to agglomerate the fine particles of the copper sulfide mineral, and after the agglomeration step. A flotation beneficiation step of performing flotation using the mineral slurry and recovering the copper sulfide mineral as flotation is provided, and the amount of kerosine added in the aggregation step is 5 to 5 to 1 ton of the copper sulfide mineral. It is characterized by having 15 L.
The mineral processing method of the second invention is characterized in that, in the first invention, 50 g or more of potassium, amyl, and zansate is added to the mineral slurry in the aggregation step with respect to 1 ton of the copper sulfide mineral.
The mineral processing method of the third invention is characterized in that, in the first or second invention, the mineral slurry is agitated in the aggregation step.
The mineral processing method of the fourth invention is characterized in that, in the first, second or third invention, the copper sulfide mineral is chalcopyrite.
本発明によれば、銅鉱物の微細粒子が凝集し、浮遊選鉱において浮遊しやすくなる。そのため、銅鉱物の微細粒子を効率よく回収できる。 According to the present invention, fine particles of copper mineral are aggregated, and it becomes easy to float in flotation. Therefore, fine particles of copper mineral can be efficiently recovered.
つぎに、本発明の実施形態を説明する。
本発明の一実施形態に係る選鉱方法は、（１）凝集工程と、（２）浮遊選鉱工程とを備えている。
Next, an embodiment of the present invention will be described.
The mineral processing method according to the embodiment of the present invention includes (1) a coagulation step and (2) a flotation beneficiation step.
原料である鉱石には、少なくとも、銅を含有する鉱物（以下、「銅鉱物」と称する。）が含まれていればよい。銅鉱物としては黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ2）、斑銅鉱（Ｃｕ5ＦｅＳ4）、硫砒銅鉱（Ｃｕ3ＡｓＳ4）、輝銅鉱（Ｃｕ2Ｓ）、砒四面銅鉱（(Ｃｕ，Ｆｅ，Ｚｎ)12(Ｓｂ，Ａｓ)4Ｓ13）などが挙げられる。 The ore as a raw material may contain at least a mineral containing copper (hereinafter, referred to as "copper mineral"). Copper minerals include chalcopyrite (CuFeS 2 ), bornite (Cu 5 FeS 4 ), enargite (Cu 3 AsS 4 ), chalcocite (Cu 2 S), and tennantite ((Cu, Fe, Zn) 12 ( Sb, As) 4 S 13 ) and the like.
鉱石を粉砕して鉱物粒子を得る。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。黄銅鉱の場合、通常篩下１００μｍ程度に調整することが一般的である。しかし、銅鉱石に含まれる銅鉱物が脈石に比べて粉砕されやすい場合には、銅鉱物は粒子径Ｄ５０が５μｍ以下の微細粒子にまで粉砕されることがある。 Crush the ore to obtain mineral particles. The particle size of the mineral particles is adjusted so that a single mineral can be obtained according to the size of the mineral contained in the ore. In the case of chalcopyrite, it is generally adjusted to about 100 μm under the sieve. However, when the copper mineral contained in chalcopyrite is more easily crushed than the gangue, the copper mineral may be crushed into fine particles having a particle diameter D50 of 5 μm or less.
本実施形態の選鉱方法は、粒子径Ｄ５０が５μｍ以下の銅鉱物の微細粒子を回収することを目的としている。ここで、「粒子径Ｄ５０」とはレーザー回折法にて測定した粒度分布から得られる体積基準での積算分布値が５０％であるときの粒子径をいい、メジアン径とも称される。 The mineral processing method of the present embodiment aims to recover fine particles of copper mineral having a particle diameter D50 of 5 μm or less. Here, the "particle diameter D50" refers to the particle diameter when the integrated distribution value on a volume basis obtained from the particle size distribution measured by the laser diffraction method is 50%, and is also referred to as the median diameter.
鉱石を粉砕して得られた鉱物粒子に水を加えて鉱物スラリーを製造する。必要に応じて鉱石に含まれる脈石を除去することが好ましい。脈石の除去には浮遊選鉱をはじめとする種々の選鉱方法を採用できる。 Water is added to the mineral particles obtained by crushing the ore to produce a mineral slurry. It is preferable to remove the gangue contained in the ore as needed. Various mineral processing methods such as flotation can be adopted for removing gangue.
（１）凝集工程
凝集工程では鉱物スラリーにケロシンを添加する。これにより、鉱物スラリーに含まれる銅鉱物の微細粒子を凝集させる。銅鉱物の微細粒子が凝集することで、次工程の浮遊選鉱において浮遊しやすくなる。そのため、銅鉱物の微細粒子を効率よく回収できる。
(1) Aggregation step In the aggregation step, kerosene is added to the mineral slurry. As a result, fine particles of copper mineral contained in the mineral slurry are aggregated. The agglomeration of fine particles of copper mineral facilitates flotation in the next step of flotation. Therefore, fine particles of copper mineral can be efficiently recovered.
例えば、黄銅鉱の粒子径を適切（篩下１００μｍ程度）に調整した場合、浮遊選鉱における黄銅鉱の回収率は９０％程度となることが知られている。しかし、黄銅鉱の粒子径Ｄ５０が３μｍである場合、浮遊選鉱における黄銅鉱の回収率は３０％程度まで低下する。 For example, it is known that when the particle size of chalcopyrite is appropriately adjusted (about 100 μm under the sieve), the recovery rate of chalcopyrite in flotation is about 90%. However, when the particle size D50 of chalcopyrite is 3 μm, the recovery rate of chalcopyrite in flotation is reduced to about 30%.
この理由は、銅鉱物が微細粒子となると、疎水性を有する銅鉱物であっても浮遊選鉱処理で発生した泡に出会いにくくなり、浮遊しにくくなるためであると考えられる。そこで、銅鉱物の微細粒子を凝集させて粒子径を大きくすれば、泡に出会いやすくなり、浮遊しやすくなると考えられる。 It is considered that the reason for this is that when the copper mineral becomes fine particles, even if it is a hydrophobic copper mineral, it becomes difficult to encounter bubbles generated in the flotation treatment and it becomes difficult to float. Therefore, it is considered that if the fine particles of the copper mineral are agglomerated to increase the particle size, it becomes easier to encounter bubbles and to float.
鉱物スラリーにケロシンを添加すると、銅鉱物の微細粒子間に架橋が形成されて、微細粒子が互いに引き寄せられて凝集する。自然疎水性を持つ黄銅鉱などの微細粒子に疎水性のケロシンが付着して、ケロシンが架橋液体として働き、水の中で微細粒子を凝集させる。 When kerosene is added to the mineral slurry, crosslinks are formed between the fine particles of copper mineral, and the fine particles are attracted to each other and aggregate. Hydrophobic kerosene adheres to fine particles such as chalcopyrite, which have natural hydrophobicity, and kerosene acts as a cross-linking liquid to aggregate the fine particles in water.
凝集工程におけるケロシンの添加量を鉱物スラリーに含まれる銅鉱物１ｔに対して５～１５Ｌとすることが好ましい。ケロシンの添加量をこの範囲に調整すれば、銅鉱物が微細粒子を十分に凝集させることができ、浮遊選鉱における銅鉱物の回収率を高めることができる。 The amount of kerosene added in the aggregation step is preferably 5 to 15 L with respect to 1 t of copper mineral contained in the mineral slurry. If the amount of kerosene added is adjusted to this range, the copper mineral can sufficiently agglomerate the fine particles, and the recovery rate of the copper mineral in the flotation can be increased.
黄銅鉱の微細粒子（Ｄ５０≦５μｍ）２０ｇに対して、ケロシンの添加量を０．１～０．３ｍＬとすると、黄銅鉱の回収率が特に高くなる。ケロシンの添加量が０．１ｍＬより少ないと全粒子に対して十分に架橋液体（ケロシン）が配分されず、造粒されない粒子の割合が多くなる。また、ケロシンの添加量が０．３ｍＬを超えると粒子がケロシンの液滴に浸漬した状態になり造粒体の強度が低下したり、造粒体が過度に大きくなって重量が増す。そのため、浮遊選鉱における微細な気泡の浮力では造粒体が液面まで浮上しなくなる。 When the amount of kerosene added to 20 g of fine particles of chalcopyrite (D50 ≦ 5 μm) is 0.1 to 0.3 mL, the recovery rate of chalcopyrite is particularly high. If the amount of kerosene added is less than 0.1 mL, the crosslinked liquid (kerosene) is not sufficiently distributed to all the particles, and the proportion of particles that are not granulated increases. Further, when the amount of kerosene added exceeds 0.3 mL, the particles are immersed in the kerosene droplets, the strength of the granulated body decreases, or the granulated body becomes excessively large and the weight increases. Therefore, the granulated body does not rise to the liquid surface due to the buoyancy of fine bubbles in the flotation.
凝集工程において鉱物スラリーにケロシンを添加するのに加えて、カリウム・アミル・ザンセート（ＫＡＸ）を添加してもよい。カリウム・アミル・ザンセートを添加すれば、ケロシンによる微細粒子を凝集させる効果をさらに高めることができる。これは、ＫＡＸが黄銅鉱に吸着して疎水性を高め、ケロシンによる粒子間の架橋作用を促進するためである。 In addition to adding kerosene to the mineral slurry in the aggregation step, potassium, amyl, and zansate (KAX) may be added. The addition of potassium, amil, and solsate can further enhance the effect of kerosene on agglomerating fine particles. This is because KAX is adsorbed on chalcopyrite to increase hydrophobicity and promote the cross-linking action between particles by kerosene.
カリウム・アミル・ザンセートの添加量を鉱物スラリーに含まれる銅鉱物１ｔに対して５０ｇ以上とすることが好ましい。これにより、銅鉱物の微細粒子を十分に凝集させることができる。 The amount of potassium, amil, and zansate added is preferably 50 g or more with respect to 1 ton of copper mineral contained in the mineral slurry. As a result, the fine particles of the copper mineral can be sufficiently aggregated.
凝集工程において鉱物スラリーを撹拌することが好ましい。銅鉱物の微細粒子は静置すると沈殿してケーキ化する。そうすると、銅鉱物とケロシンとが十分に接触しない。鉱物スラリーを撹拌することで、銅鉱物を分散し、ケロシンと十分に接触させることができる。 It is preferable to stir the mineral slurry in the agglomeration step. Fine particles of copper mineral precipitate and form a cake when left to stand. Then, the copper mineral and kerosene do not come into sufficient contact. By stirring the mineral slurry, the copper mineral can be dispersed and sufficiently contacted with kerosene.
凝集工程における鉱物スラリーの固形分濃度は、銅鉱物とケロシンとが十分に接触できる程度であれば特に限定されない。ただし、鉱物スラリーの固形分濃度が高い方が、処理効率を向上させることができる。 The solid content concentration of the mineral slurry in the agglomeration step is not particularly limited as long as the copper mineral and kerosene can be sufficiently contacted. However, the higher the solid content concentration of the mineral slurry, the better the treatment efficiency.
（２）浮遊選鉱工程
浮遊選鉱工程では鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行う。浮遊選鉱により銅鉱物を浮鉱として回収する。浮遊選鉱に用いる装置や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。
(2) Froth flotation process In the flotation process, flotation is performed using mineral slurry. Froth flotation recovers copper minerals as flotation. The apparatus and method used for flotation are not particularly limited, and a general multi-stage flotation apparatus may be used.
浮遊選鉱工程では鉱物スラリーに抑制剤、起泡剤、捕収剤などで構成される浮選剤を添加する。鉱物スラリーの液相が浮遊選鉱に適したｐＨとなるように、ｐＨ調整を行うことが好ましい。 In the flotation process, a flotation agent composed of an inhibitor, a foaming agent, a collecting agent and the like is added to the mineral slurry. It is preferable to adjust the pH so that the liquid phase of the mineral slurry has a pH suitable for flotation.
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、酸として塩酸（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 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, and the acid can be used. As, hydrochloric acid (HCl) or the like can be used. When the pH adjuster is used in the form of an aqueous solution, its concentration is not particularly limited and may be any concentration as long as it does not make it difficult to adjust the mineral slurry to the desired pH.
鉱物スラリーのｐＨ調整は浮遊選鉱工程の前に行えばよい。すなわち、ｐＨ調整を凝集工程で行ってもよい。また、浮遊選鉱工程において処理時間の経過に伴って液相のｐＨが変化する場合には、工程途中であってもｐＨ調整を行ってもよい。 The pH of the mineral slurry may be adjusted before the flotation step. That is, the pH may be adjusted in the aggregation step. Further, when the pH of the liquid phase changes with the passage of the treatment time in the flotation beneficiation step, the pH may be adjusted even during the step.
前述のごとく、鉱物スラリーにケロシンを添加することにより、銅鉱物の微細粒子が凝集し、銅鉱物が浮遊しやすくなる。そのため、銅鉱物の微細粒子を効率よく回収できる。 As described above, by adding kerosene to the mineral slurry, the fine particles of the copper mineral are aggregated and the copper mineral is easily suspended. Therefore, fine particles of copper mineral can be efficiently recovered.
なお、凝集工程から浮遊選鉱工程までを、浮遊選鉱装置内で順次進行させるよう構成してもよい。そうすれば、鉱物スラリーの移送の手間が省ける。 The flotation beneficiation step and the flotation beneficiation step may be sequentially carried out in the flotation beneficiation apparatus. This saves the trouble of transferring the mineral slurry.
つぎに、実施例を説明する。
（実施例１）
試料として純粋な黄銅鉱２０ｇを準備した。試料を粉砕装置（Retsch社製 RS100）で粉砕した。粉砕後の鉱物粒子の粒度分布を粒度分布測定装置（マイクロトラック社製 MT3300SX、以下同じ）で測定した。その結果、黄銅鉱の粒子径Ｄ５０は３μｍであった。
Next, an embodiment will be described.
(Example 1)
20 g of pure chalcopyrite was prepared as a sample. The sample was crushed with a crusher (RS100 manufactured by Retsch). The particle size distribution of the mineral particles after pulverization was measured with a particle size distribution measuring device (MT3300SX manufactured by Microtrac Co., Ltd., the same applies hereinafter). As a result, the particle size D50 of chalcopyrite was 3 μm.
試料に水を添加して鉱物スラリーを製造した。鉱物スラリーの体積は４００ｍＬであり、固形分濃度は５％である。 Water was added to the sample to produce a mineral slurry. The volume of the mineral slurry is 400 mL and the solid content concentration is 5%.
鉱物スラリーを回分式浮遊選鉱機（平工製作所製 FT-1000）に装入し、回転数１，０００ｒｐｍで５分間撹拌した。つぎに、鉱物スラリーにケロシン（和光純薬工業、特級）を添加し、回転数１，５００ｒｐｍで３０分間撹拌した。ケロシンの添加量を０．１ｍＬとした。これは銅鉱物１ｔに対して５Ｌに相当する。鉱物スラリーの一部（２～３ｍＬ程度）を取り出し、鉱物粒子の粒度分布を粒度分布測定装置で測定した。 The mineral slurry was charged into a batch flotation machine (FT-1000 manufactured by Heiko Seisakusho) and stirred at a rotation speed of 1,000 rpm for 5 minutes. Next, kerosene (Wako Pure Chemical Industries, Ltd., special grade) was added to the mineral slurry, and the mixture was stirred at a rotation speed of 1,500 rpm for 30 minutes. The amount of kerosene added was 0.1 mL. This corresponds to 5 L for 1 ton of copper mineral. A part of the mineral slurry (about 2 to 3 mL) was taken out, and the particle size distribution of the mineral particles was measured with a particle size distribution measuring device.
つぎに、浮遊選鉱機内の鉱物スラリーに起泡剤としてＭＩＢＣ（メチルイソブチルケトン）（東京化成、特級）を添加した。ＭＩＢＣの添加量は鉱物スラリー１Ｌに対して２５μＬとなる量である。 Next, MIBC (methyl isobutyl ketone) (Tokyo Kasei, special grade) was added as a foaming agent to the mineral slurry in the flotation machine. The amount of MIBC added is 25 μL with respect to 1 L of the mineral slurry.
浮遊選鉱機に備えられたインペラ（１，０００ｒｐｍ）を稼働させ、外気の導入量を１Ｌ／分とし、浮遊選鉱を行った。浮遊選鉱の開始から１分、３分、５分、７分、１０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１分で得られた浮鉱を浮鉱１、浮選時間３分で得られた浮鉱を浮鉱２、浮選時間５分で得られた浮鉱を浮鉱３、浮選時間７分で得られた浮鉱を浮鉱４、浮選時間１０分で得られた浮鉱を浮鉱５と称する。
The impeller (1,000 rpm) provided in the flotation machine was operated, the amount of outside air introduced was 1 L / min, and flotation was performed. The flotation accumulated on the upper surface of the slurry tank was scraped off and collected in another container at each timing of 1 minute, 3 minutes, 5 minutes, 7 minutes and 10 minutes from the start of the flotation beneficiation.
浮選回収率を以下の手順で求めた。まず、浮遊選鉱前の鉱物スラリーに含まれる黄銅鉱の重量を求めておく。浮遊選鉱の後、回収された浮鉱１～５の重量を測定する。そして、次式にしたがい、黄銅鉱の投入量に対する浮鉱として回収された黄銅鉱の量（回収量）の割合として浮選回収率を求めた。
浮選回収率［％］＝（回収量／投入量）×１００
The flotation collection rate was calculated by the following procedure. First, the weight of chalcopyrite contained in the mineral slurry before flotation is determined. After flotation beneficiation, the weight of the recovered flotation 1-5 is measured. Then, according to the following equation, the flotation recovery rate was calculated as the ratio of the amount of chalcopyrite recovered as flotation (recovery amount) to the input amount of chalcopyrite.
Froth flotation collection rate [%] = (collection amount / input amount) x 100
（実施例２）
実施例１と同様の手順で鉱物粒子の粒度分布を測定し、浮選回収率を求めた。ただし、ケロシンの添加量を０．３ｍＬとした。これは銅鉱物１ｔに対して１５Ｌに相当する。
(Example 2)
The particle size distribution of the mineral particles was measured by the same procedure as in Example 1, and the flotation recovery rate was determined. However, the amount of kerosene added was 0.3 mL. This corresponds to 15 L for 1 ton of copper mineral.
（比較例１）
実施例１と同様の手順で鉱物粒子の粒度分布を測定し、浮選回収率を求めた。ただし、ケロシンを添加しなかった。
(Comparative Example 1)
The particle size distribution of the mineral particles was measured by the same procedure as in Example 1, and the flotation recovery rate was determined. However, kerosene was not added.
実施例１、２および比較例１で測定された鉱物粒子の粒度分布を図１に示す。
粒度分布から粒子径Ｄ５０を求めた。実施例１では粒子径Ｄ５０＝５．３μｍ、実施例２では粒子径Ｄ５０＝５．８μｍ、比較例１では粒子径Ｄ５０＝４．６μｍであった。
The particle size distribution of the mineral particles measured in Examples 1 and 2 and Comparative Example 1 is shown in FIG.
The particle size D50 was obtained from the particle size distribution. In Example 1, the particle diameter D50 = 5.3 μm, in Example 2, the particle diameter D50 = 5.8 μm, and in Comparative Example 1, the particle diameter D50 = 4.6 μm.
図１より、実施例１の粒度分布は比較例１に比べて、粒子径が比較的大きい２０～６０μｍの範囲における頻度が高くなっていることが分かる。これは、黄銅鉱が凝集して粒子径が大きくなっていることを意味する。また、実施例２の粒度分布は、粒子径が１５μｍの付近で頻度が高くなっていることが分かる。これは、黄銅鉱が凝集して粒子径が１５μｍ程度の凝集物が生成されていることを意味する。以上より、鉱物スラリーにケロシンを添加することで、黄銅鉱が凝集することが確認された。 From FIG. 1, it can be seen that the particle size distribution of Example 1 is more frequent in the range of 20 to 60 μm, which has a relatively large particle size, as compared with Comparative Example 1. This means that chalcopyrite has aggregated and the particle size has increased. Further, it can be seen that the particle size distribution of Example 2 is more frequent when the particle size is around 15 μm. This means that chalcopyrite is aggregated to form an agglomerate having a particle size of about 15 μm. From the above, it was confirmed that chalcopyrite aggregates by adding kerosene to the mineral slurry.
実施例１、２および比較例１で測定された黄銅鉱の浮選回収率を表１および図２に示す。なお、浮選回収率は浮鉱１～５から求められた浮選回収率の積算値である。
実施例１では、浮選時間を４分以上とすると浮選回収率が５０％を超え、浮選時間を１０分にすると浮選回収率が５５％に達することが分かる。また、実施例２では、浮選時間を７分以上とすると浮選回収率が４５％を超えることが分かる。一方、比較例１では浮選時間を１０分としても浮選回収率が約３５％であることが分かる。以上より、鉱物スラリーにケロシンを添加すれば、黄銅鉱の浮選回収率が向上することが確認された。 In Example 1, it can be seen that when the flotation time is 4 minutes or more, the flotation recovery rate exceeds 50%, and when the flotation time is 10 minutes, the flotation recovery rate reaches 55%. Further, in Example 2, it can be seen that the flotation recovery rate exceeds 45% when the flotation time is 7 minutes or more. On the other hand, in Comparative Example 1, it can be seen that the flotation recovery rate is about 35% even if the flotation time is 10 minutes. From the above, it was confirmed that the flotation recovery rate of chalcopyrite is improved by adding kerosene to the mineral slurry.
Claims (4)
前記凝集工程の後、前記鉱物スラリーを用いて浮遊選鉱を行い、前記硫化銅鉱物を浮鉱として回収する浮遊選鉱工程と、を備え、
前記凝集工程におけるケロシンの添加量を前記硫化銅鉱物１ｔに対して５～１５Ｌとする
ことを特徴とする選鉱方法。 A coagulation step of adding kerosene to a mineral slurry containing fine particles of copper sulfide mineral having a particle diameter D50 of 5 μm or less and aggregating the fine particles of the copper sulfide mineral.
After the coagulation step, a flotation beneficiation step of performing flotation using the mineral slurry and recovering the copper sulfide mineral as flotation is provided.
A mineral processing method characterized in that the amount of kerosene added in the aggregation step is 5 to 15 L with respect to 1 ton of the copper sulfide mineral.
ことを特徴とする請求項１記載の選鉱方法。 The mineral processing method according to claim 1, wherein in the aggregation step, 50 g or more of potassium, amyl, and zansate is added to the mineral slurry with respect to 1 ton of the copper sulfide mineral.
ことを特徴とする請求項１または２記載の選鉱方法。 The mineral processing method according to claim 1 or 2, wherein in the aggregation step, the mineral slurry is agitated.
ことを特徴とする請求項１、２または３記載の選鉱方法。 The mineral processing method according to claim 1, 2 or 3, wherein the copper sulfide mineral is chalcopyrite.
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