JPS59501539A - 鉱石に含有する卑金属硫化物及び酸化物の選択的分離方法 - Google Patents

鉱石に含有する卑金属硫化物及び酸化物の選択的分離方法

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Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるため要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 鉱石に含有する卑金属硫化物及び酸化物の選択的分離方法発明の分野 本発明は浮選による鉱石の選鉱方法に関する。さらに詳しくは本発明は卑金属硫 化物及び/又は部分的に酸化された硫化物(以後そのような混合物を混合硫化物 (m1xed 5ulfides)という)をアルカリ及び酸のようなpH調節 剤不在で直接的すなわち直線的な抑制及び選択的浮選〈以後連続浮選という)に 関するものであり、それは塩基や酸の添加剤の費用を招くことなしに通常又はそ れ以上に良い等級及び回収を1昇ることを許す。本発明方法の応用は卑金属鉱石 の選鉱に限られず、僅少成分として卑金属混合硫化物を含む石炭のような非金属 鉱石及び岩石を包含するところの他の鉱石の処理に対してもまた拡張される。
発明の背景 通常、経済的に重要な卑金属鉱石沈澱物は全世界的に混合硫化物を含有している 。そのような鉱石選鉱の通常の方法はまつ個々の鉱石の特性に依存する金属硫化 物の大部分の浮選及び′又は各金属硫化物の連続的選択浮選を包含する。通常、 酸化された硫化物は酸化されていない硫化物から選択的に回収される 。
(゛連続浮選′°)。硫化物は硫化剤(5uNidizer)による前処理のあ と1ス外には硫化物の表面を疎水性にするので容易に浮選され15いのである。
そのような前処理ののちに酸化された硫化物は浮選により回収できる。
鉱物硫化物粒子の通常の選択的浮選は自由にするのに必要な大きざに1−るため 鉱石を研磨すること、鉱石パルプを生成すること、適切な抑制剤、活性剤、捕取 剤及び起泡剤を添加すること及び多段階における連続浮選することが要求される 。
硫(ヒ物金属鉱物は若干の最も普通の卑金属鉱石の成分である。
硫化金属鉱物は一暇に抑制するのが困難であり、通常比較的に高いアルカリ性媒 体を必要とする故、浮選での硫化金属鉱物の存在は望ましくはない。結果的に大 多数の工業的規模の浮選分離はパルプにpH調節剤、たとえば石灰、ソータ灰等 々を添加して、アルカリ性pHで(以後、゛′アルカリ性浮選″という)行われ る。不幸にも、アルカリ性浮選はそのような調節剤を相当m消try−ることに なり、しばしば後の工程でpl−(中和剤が必要となり、pH中和剤の相当準を 消費することになる。さらに、アリカリ性が高いのでしばしば他の価値ある成分 を過剰に抑制して、分離の選択性と有効性を減少させ、大量の活性剤、捕取剤を 必要どし、速埋費用を増大せしめる結果となる。
高アルカリ性浮選媒体の]重用が普及した結果、そのような媒体に471づる硫 化物の浮選挙動は広汎な研究の主題となってきた。
その研究はそのような浮選の理論的、実際的観点の両方から位置づけられた多量 の文献を生じた。この題目について刊行された研究の概説についてはレジャ ジ ェ(LejaJ、)の1982年のム二人Ll丸」」動1.642−659頁ブ レニウムプレス ニューヨーク及びスタフ(S taff)の1982年の毬− 111Zにニ、マイニング エンジニャ 34巻3@、48.275頁−279 頁、377−381頁を見よ。しかしながら、比較的陽かな研究がpH調節剤の 不在で主として特別な鉱石組成物及び給水の質によって決定される硫化物の浮選 に専念されてきた。
可溶性シアン化物(ナトリウムやカリウムのような)及び硫化ナトリウム、硫化 水素、多硫化物等のような可溶性硫化物は通常法のようにしてアルカリ性浮選に 使用される。シアン化物はSR塩化及び抑制化剤として使用される。可溶性硫化 物は(a )酸化物及び酸化された硫化物のための硫化剤として〈酸化物の連続 浮選) : (1) )抑制剤のため硫化物としてく後のバルク浮選及び/又は 選択的浮選の前)、(C)浮選分画の捕取にひきつづいて放出する捕取剤として 使用される。もしも硫化ナトリウムを用いるならば、すべての上の使用に対して 硫化ナトリウムの必要量は鉱石に対して1 、 OOO(J 、/lonの程度 又はそれ以上である。
硫化ナトリウムの稀稈溶液(例えば0.1Mの程変)は歴史的に研究者によって 基礎的研究に要求されるような実験条件を、注意深く調節するためにそして硫化 物鉱物から元素硫黄及び他の表面酸化生成物を置換するためにマイクロ浮選の研 究にさきだって鉱物表面を前処理するのに用いられてきた。しかしながら、その ような表面はマイクロ浮選試験が事実上行われる前に徹底的に水洗される。
ワイ、ナカヒロ(Y、 Nakahiro )によりそのような基礎的研究、即 ち力亜鉛鉱の銅活性の障害に及ぼす硫化ソーダの効果(E Necj of S  odium S ulfide on the P reven口on of CopperΔctivation for 5phalerite ) Me m、 Fac、 Engr 。
Kyoto Univ 、、Part 4.Oct、1978 ; 24 1− 257頁が行われた。それは閃亜鉛鉱の銅活性に及ぼす硫化ナトリウム及び/′ 又はシアン化ナトリウムの効果に関する研究であった。試験されるス料は極端に 純粋な銅/硫化亜鉛であり、高い等級の試料からさらに石英、方鉛鉱、黄鉄鉱及 び他の不純物を消去するために処理されたものである。その結果は注意深く調整 された試料及び系において小量の硫化ソーダが閃亜鉛鉱の抑制剤としての効果を 有し、それはシアン化ナトリウムの銅イオン銘塩化作用によって高められた。し かしながら、この効果にはl)H依存性があった。著者はpHが8.1以上のア ルカリ性で亜鉛から銅を分離することを推奨している。かくしてナカヒロの研究 は限定された範囲と応用に関するものであり、その結果、選択的浮選を改良する のにI)H調節が有利であることに言及している。
アメリカ特許1,469,042はヘルスランド(Hellstrand )に 対し71923年9月25日に発行され、鉛−鉄(又は鉛−鉄一銅)の濃縮物の (非選択)のバルク浮選にむけられていて、濃縮物の成分の浮選を加速するため に(活性化するが抑制しない)、亜鉛の浮選を妨害するために湿式研磨段階の門 で粉砕供給のトン当り1から7ボンドの硫化ナトリウムを用いている。したがっ て、このことは真の選択的浮選のプロセスではなくそれは一度に一つの金属成分 の浮選にかかわり、他の金属成分の浮選以前にそれを除去するものである。その 上、用いられる硫化ナトリウムの量は本発明のプロセスにおけるよりもさらに多 くなり、ヘルスランドの方法は酸化された硫化物〈同時でない例えば連続浮選〉 に適用されないし、混合硫化物の浮選なる術語はこの特許で用いられているが、 いくつかの金属の硫化物の簡単な浮選を意味しており、たとえば、バルクの選鉱 物として工業において今日公知である。
アメリカ特許1,916,196はアイヤ(Ayer)に対して1933年7月 4日に発行されたものであり、たとえば硫化ナトリウムのような可溶性硫化物を 用いで混合した銅硫化物(硫化物、酸化された硫化物、及び炭酸塩)の同時浮選 プロセスに向けられている。そのときの条件下の添加物として、他の硫化剤と共 に、注意深< I)Hの範囲を4.8〜6.5に調節して行ない、その目的は硫 化を増進すること、硫化物としてそれの回収及び溶液から銅イオンの沈澱、及び すべての金属の鉱物粒子のバルクの浮選である。
一つの方法は、費用を減少し、及び/又は選択的卑金属鉱石の浮選の効果を増大 し、とくに大きな資本の支出、すなわち新しい施設の建設、又は存在する施設の 広汎な変更というような要求を避けることが考えられた。したがって、一つの方 法は浮選段階の数を減少し、試薬の消費を減少し、浮選選択性を増大することが 考えられた。
発明の目的 本発明の目的は石灰及び酸のようなpH調節剤の使用を消去することを可能とす るpHを調節しないで行なう浮選による鉱石濃縮法を提供するものである。
本発明の他の目的は天然のくたとえば調節しない)pH値で行なう卑金属混合硫 化物の抑制及び選択連続浮選法を提供するものである。
本発明の他の目的はプロセスの試薬、装置の費用を減少させ、プロセス選択性又 は生成物の等級及び回収を犠牲にすることなしに個々金属の、捏合硫化物の効果 的な回収法を提供するものである。
本発明の他の目的はpH調節剤(アルカリ、及び酸)の不在で、池の通常のタイ プの試薬(捕取剤、起泡剤、抑制剤、活性剤等々の)及び現存する装置、プラン ト施設を利用して、卑金属混合硫化物の回収法を提供するものである。
本発明のこれらの目的は次の記述、添付図面、請求の範囲から当業者にとって明 かになるであろう。
発明の要約 本発明は浮選による鉱石成分の分離方法からなるものであり、その方法はパルプ を形成するために鉱石を研磨し、上記パルプを硫化物イオン及びシアン化物イオ ンと共に混合し、上記硫化物イオンの濃度は卑金属混合硫化物を抑制するのにす くなくとも充分な水準までしかし硫化金属鉱物を実質的に活性化するには不充分 な水準までに調節し、シアン化物イオンの濃度は上記浮選で抑制させるのに必要 とする上記鉱石の鉱物成分を補助的に抑制するのにすくなくとも充分な水準にし かし上記鉱物成分の超斎抑制ケるには不充分な水準に調節し、上記硫化物イオン 及びシアン化物イオンが所定時間でそして所定連続においてパルプに導入する方 法である。
発明の詳細な説明 本発明を卑金属混合硫化物の浮選法の概略的フローシートを示す第1図、モリブ デン−銅硫化物の浮選法の概略的フローシートを示す第2図、第3図に関連して 望ましい実施例をもって詳細に説明する。
混合硫化物、り屓石物質等々からなる複雑な卑金属鉱石は通常の破砕をうけ、そ ののち、価値ある金属成分の粒子を自由にするのに必要な大きさに変えるため湿 式で細かな粒子に研磨する。
この湿式研磨の段階は一工程又はそれ以上の工程で通常の装置(棒、ポール又は 、製粉機〉を用いて鉱石バルブ(”orepulp” )をつくりだすために処 理する。本発明による前浮選の条件化は湿式研磨段階ではやくも開始し、湿式研 磨のわずか前で、連続的に第1の浮選の前においておそくとも終了することかで きる。第1図において前浮選の条件化はT段階と■段階を含み、第1図のフロー ダイアグラムの1の点から2の点の部分を含む。
そのような前浮選の条件化の一つの観点は小量の硫化物イオン(クレンザ−7・ 主要抑制剤)を鉱石に添加することを含み、湿式研磨段階でよりよき混合と表面 接触を達成させるために他のある添加剤をパルプのなかに導入する前が最も望ま しい。この湿式研磨段階で、水に不溶な捕取剤の添加はしばしば全体の捕取剤の (肖費を減少するのに望ましく、通常硫化物イオンの作用−に影響しない。
本発明の前浮選条件化の池の観点は前浮選条件化の間で小量のシアン化物の添加 をパルプに加えることである。シアン化物イオンは湿式研磨の後に加えるのが望 ましい。
一般的に、硫化物及びシアン化物の特殊な量が用いられているがこれらの導入の 連続及び時間と同じく、各場合、各鉱石の特殊な特性(金属及び非金属の成分) に依存し、この処理に用いられる水質(鉱物的含量及び温度)に依存するので、 選択的に決定されることに注意すべきである。かくして多くの卑金属硫化物鉱石 は硫化物イオンが最初湿式研腐の間で加えられるのが望ましく、つづいて前浮選 一条件下ののこりの間にシアン化物を1]0える。しかしながら、シアン化物は 、また硫化物とともに同時に加えられるかまたは湿式研磨の終了後ただちにカロ えることもでき、または硫化物の添加の前でさえも又は多段階においても加える ことができる。従って、特殊な鉱石に対する大規模応用の現在のα理前には実験 室的バッチ浮選の検討が行なわれるべきである。これらの試験はまづ第1の試み と貝で硫化物及びシアン化物の濃度を以前の実験において同じ鉱石に適当である ことを示したa度にもとついて行う。又はもしも前もって実験をしないならば、 いろいろと濃度を変化させて一つの傾向を確立するまでここに開示した一般的範 囲を基にして行う。浮選選択性、回収の増加等々のような最適結果を生ずるよう な濃度範囲又は濃度が見い出されるまでその傾向を追求するのである。
適当な硫化物又はシアン化物イオン源にはプロセス条1牛において直接的に又は 反応に準拠して水溶液中に硫化物イオン又はシアン化物イオンを放出するような 成る試薬が”含まれる。硫化ナトリウム及びハイドロサルファイドが好ましく硫 化ナトリウムが最も好ましい。可溶性シアン化物についてシアン化ナトリウム及 びシアン化カリウムが好ましく、シアン化ナトリウムが最も好ましい。
第1図の1段階の間で、行われる硫化物イオンの添加は研磨の間鉱石粒子の清浄 化に作用する。その清浄化とは混合硫化物粒子の表面を選択的にl]G2M化し 、新鮮に露出した表面の酸化を妨げるのに役立つのである。このことは後の段階 の間で混合硫化物粒子の浮選能力を促進する。その添加の第2の理由である硫化 物の主要な抑制剤として(動く硫化物イオンの能力は亦この前浮選条件化処理の 間でその添加により高められる。
10 シアン化物イオンの作用は硫化物イオンの作用を補って完全にするものと考えら れ、望ましい鉱物の選択的補助的抑制を増大させるものと考えられる。つけ加え て、シアン化物イオンは溶岐中で金属イオンを錯化するのに役立つ。
上述のように、卑金属硫化物において、表面清浄効果と主要な混合硫化物を抑制 する効果の両方を得るのに必要とする硫化物イオンの開は(水質に対するのと同 じく)はとんど鉱石の特性に依存する。もしも硫1ヒ物イオン源として硫化ナト リウムが用いられるならば、通常、必要な量はたいていの卑金属硫化物鉱石に対 して20〜200g/lonの間の範囲である。ご(小量の硫化物イオンでは抑 制剤としては効果がなく(より小量では亦表面清浄剤としては効果がな゛い)、 余りにも多量の硫化物イオンでは成る硫化物、主要な黄鉄鉱、成る場合には銅、 それらは一般に選択的浮選プロセスにのぞましくないものであるが、経済的には 魅力のないものであり、それらの活性化を時機尚早にせしめるであろう。前述し たように各特殊な応用に対する硫化物イオンの量はバッチ浮選試験によって示さ れる最適化をうける。プロセスの運転には最小量の硫化物イオンを用いることが 最も望ましいことであり、(もしも硫化ナトリウムが使用されるならば、普通的 20から50g/lonの間が)望しい結果を与える。@化ナトリウムをより人 聞に用いるのは単に不必要であるばかりでなく(Iili格的−に)、事実、現 プロセスの有効性に対して上述したように抑制の逆転を生ずることにより有害と なる。
湿式研磨の段階から自由にさせられたパルプ分画は第1図において「■段階Jと 呼ばれ、前浮選の条件化の第2部分からなる条件化段階を受ける。そこで、その パルプはシアン化物イオンのぞまくしはシアン化ナトリウムによって条件化され 、シアン化ナトリウムは主として黄鉄鉱に対して他の鉱物を超過抑制することな しに補助的抑制剤として役立つ。シアン化ナトリウムの消費条件は通常的2O− 200(!/lonの範囲にあり、硫化ナトリウムの消費条件についての場合と 同じように鉱石の特性及び処理条件に依存する。好ましいシアン化ナトリウムの 消費量は約20 100gy”tonの範囲にある。極端にねば土に似た鉱石で は(珪酸ナトリウムのような)分散剤の添加をシアン化物と共に添加することは 有効である。
■段階からのパルプはざらに■段階の新式の選択浮選のため通常の実施により起 泡剤及び捕取剤をもって条件化される。卑金属混合硫化物の選択的浮選は本発明 によれば直接バルク)♀選段階なしに開始される。
かくして本プロセスは真に連続的(選択的)浮選のプロセスである。そのような 選択的浮選は鉱物組成に依存して、次の左から右への順で行われる。
鉛−〔銀〕:銅:亜鉛:鉄 第1図の図式によれば、又は第2図、第3図の図式によれば、モリブデン:銅: 鉄 である。
各金属成分は特殊な活性剤の適当量をもって活性化され、特2 殊な捕取剤(及び起泡剤)の適当量の添加の後に浮選される。
そのプロセスは非浮選物か得られるまで繰返される。もし望むならば、本質的に 流化物を無くすことができる。本発明の浮選方法では先行技術のイア這プロセス と比較するとより小量の活性剤、捕取剤及び起泡剤が必要である。もし亜鉛が複 雑な混合値(ヒ物鉱石のなかに存在するならば、例えば硫酸銅をちって浮選の前 に活性化しな(プればCrらない。もしも亜鉛と銅が共に存在(るならば、5A  jヒ亜釦は銅イオンによって覆われるのが好まし鋼イオンは通常亜鉛から銅の 優先浮選法を困難にする。ししイ、釘から、本発明のプロセスはまた錯塩化及び /又は亜鉛硫化物の表面から銅イオンを脱離化によってこの問題を解決する。
硫化物′シアン1ヒ物イMンの相み合ぜの抑制効果は過渡的である。金属成分が 浮選され、除去されたら次のものは連続的に通常の浮選図式を用いることにより 、すみやかに浮選される。
1(ヒ物イオンの作用の過渡的なものはシアン化物イオンのそれと同じように硫 1ヒ物イオンの導入の時間を調整することが望ましい。しかしながら上述のよう にこれはただ場合、場合によって根拠にもとづいて達成できる。
本発明の利点は次のようである。1)pH調節剤を使用しないことにより、比較 的小準の硫化物イオン及びシアン化物イオンの使用及び 又は捕取剤、活性剤及 び起泡剤の減少量の使用により試薬費用の減少。2)プロセス及び装置費用の減 少さらに試薬費用の減少を訂ず浮選の選択性の改良。3)通常の方法以上の回収 の改良。4 )iflられた3ぜ鉱物の等扱の改良。5)条 3 珪化及び浮選に対する滞留時間の減少。6)有害効果の消去又は減少。その有害 効果とは浮選試薬の高い消費が他の鉱物(例えばカルシウムイオンの存在はすず 石の連続浮選に作用することが知られている)のさらに分離するときに起る;つ け加えて本発明は通常の方法では普通失われてしまう極端に細かい混合硫化物粒 子(スライム)の回収を増加することができる。
本発明はパルプに石灰のようなpl−(調節剤を加えることが事実望ましいこと でなく不必要にする。石灰は習慣的に卑金属鉱石の湿式研磨段階で加えられてき た。(pHを増加させるための)石灰の添加は事実、成る段階の最適な亜鉛活性 を妨害するのが知られてきた。石灰なしに亜鉛鉱物粒子の上に銅イオンを最大に 吸着するようにpHの範囲で操作することができる。
これらの最大限活用の考察とは離れて、一般的に本プロセスを操作すること及び 自然の約5.5から約8.5の間の範囲にある一つのl)Hで大きな経費節約の 利益を得ることができる。
浮選系の非調節1)Hは鉱石組成及び局所的水質により変化できる。ここで中尺 なことは+1)−1が厳密に調節される必要もなく、また監視される必要もない ことであり、かくして本プロセスは相対的に、IIIHに関係しない。
本プロセスは変化に富んだ卑金属混合硫化物鉱石に適用できるし、その鉱石は亜 鉛、鉛−亜鉛、鉛−亜鉛一銀、鉛−亜鉛−銅、銅−亜鉛、及び銅−モリブデンに 限定されない。また小硲成分として硫化物を含む石炭のような岩又は他の鉱石に も適用14 できる。
特にへ−7゛ロセスは銅からモリブデンを分離することを可能とし、残留銅鉱物 の連続4選及び輝水鉛鉱−銅−モリブテン豊富選鉱物の選択的浮選によって可能 である。
良く知られているように、銅−モリブデンの組み合せ選鉱物は正規には一工程の 主要浮選において浮選され、つづいて他の装置に送られさらに分離される。標準 的な方法はそのような分離に対して、銅を抑制し、モリブデンを浮選する。普通 に使用される抑制剤はこの第2の浮選回路において硫化水素ナトリウム、シアン 化鉄、シアン化ナトリウム、ノークス試薬(N okesl・eagent ( 水酸化ナトリウム中の5硫化リン)及び砒素ノークス<arsenic Nok es) (GA化ナトリウム中の三酸化ヒ素)の単独又はその組み合せを含んで いる。そのような抑制剤の消費は一般的に非常に高く約10から約50 k!! / tonの範囲にある。
不幸にも、銅を抑制する試薬はまたモリブデンを抑制する。
結束的に銅−モリブデン分離では比較的多数の段階を必要とする。銅−モリブデ ン分離回路において供給物になる銅−モリブデン選鉱物が主要回路からの捕取物 によって汚染されるという事実から他の困難性を生じる。主要回路は後の銅抑制 を妨害し、多量の銅抑制剤の使用を必要とする。
抑制効果性を増大させ、第2の回路の試薬測置を制面するために、銅鉱物粒子の 表面エネールギーを変化させるため竪多数の方法即ちパルプを蒸したり、焙焼し たり、熟成した。すして捕取剤の被1を無害なものとならしめるか除去すること が行われてきた。
さらに本発明の使用は鉱石に含有するモリブデンとの関係で上に列挙した利点を 与え、多かれ少かれ通常のすべての主要浮選回路に共通であるばかりでなく、( a )ごく僅かの銅含量及び(bン銅捕取剤がない銅−モリブデンの選14物の 浮選を可能とするものである。このことは第2の分離が(a )よりすくない数 の洗剤段階を必要とし、簡単化され(及び、・′又はよりよい選鉱物等級と回収 を生じる)、(b)さらに試薬量を低くしく全体的にも段階的にも)、小規模の 処理装置を効果的に要求される費用に実質的にするであろう。
かくして本発明が使用されるとき、銅−モリブデン含有鉱石の前処理において、 第2図と第3図で概要を示しているように銅の浮選工程に一つの選択方法が用い られる。
(1) 捕取剤は第2図の点21で共通の最近の実施に従って銅モリブデン選鉱 物の実質的量の浮選を得るために後でbOえることができる。この方法はすでに 上に列挙した利点を与えるであろう。かくして得られた銅−モリブデン選鉱物は 大部分のモリブデンを含み、実質的部分の銅(約90%の銅と供給物中に含まれ るモリブデンと同じ程度)を含み、しかしモリブテンの等級は非常に低い。選鉱 物はさらに分離するために通用′の銅−モリブデン分離装置に送られねばならな い。
(2) 第3図を特別に参照して銅の捕取剤を省略することができる。その場合 、銅−モリブデン選鉱物のごく小堡は自然に浮選される。そのとき31の点で起 泡剤の単純添加が要求ざ 6 れるがシアン化物イオンと共に同時に加えることもできるし、成る場合には4選 32の後で加えることもできる。
モリブデンの回収は(1)と同じであるが、たとえばそれが1〔<あったとして も、モリブデン選鉱物の等級は実質的にはより高く(上の、(1)のそれの10 倍位であり)、選鉱物の容Ff41.1実質的には(1)よりは低く残留する。
この選鉱物は、また、さらに処理されるために分離装置に送る必要がある。しか し、eのような処理は1譲的に行うことができ(捕取物を除去Jることなしtこ )段階の数をよりすくなくし、処理装置を小川(φにし、実質的にはより小借の 銅−モリブデン分離の抑制剤を呈を含んでいる非浮選物33は捕取剤をもって通 常の方法によって条1′1化される。かくして、さらに銅−モリブデン選鉱物3 /1は得られ、それは通常な分離方法を受ける。
かくして本発明の使用は銅−モリブデン含有鉱石の濃度に関連して、先行技術の 方法以上に(第1の銅−モリブデン選鉱物32の範囲内では関係している)進歩 が加えられる。
本発明による代表的な銅−モリブデン鉱石の第1の浮選に要求される硫化物イオ ン量は水の買及び特殊な鉱石組成と共に変[ヒゾることにより決定されてきた。
もしも硫化ナトリウムが硫1ヒ物イシ1〕の源として用いられるならば通常必要 とされる量は、約3から3 Q (1’ [onの間の範囲であり、たとえば一 般的に鉛−亜mのような他の卑金属混合硫化物鉱石の′a度に対して必要7 とされるよりもかなり低い。さらに同じ硫化物イオンはモリブデン浮選物がとり のぞかれた後、銅鉱物を再び反応性にするのに使用される。シアン化物イオンの 消費は一般的に他の硫化物鉱石の前処理におけるのと同じである。
銅−モリブデン含有鉱石において硫化物′シアン化物導入のタイミングと連続に 関して、シアン化物の導入は硫1ヒ物の導入の後にするのがのぞましく、プロセ スの別な工程を含むのが一般的である。
本発明の他の経済的な有利な応用は石炭の浮選である。石炭はしばしば硫化物に よって汚染されている。その硫化物はある場合にはアルカリ性浮選を用いる通常 のプロセスで石炭を浮選してのぞかれる。本発明は、アルカリ性浮選を滌去させ 、混合硫化物を抑制さけ、安く選択性の高く石炭を浮選することかできる。
実施例 本発明及びその技術的、経済的利点はざらに次の実施例に上り説明される。これ らの実施例は本発明の範囲を何ら限定するものではない。
実験室的試験は、異なった鉱石試料の1−10kgを使用して、標準的実験室の 施設を用いて上jボした(■段階−■段階)の一般的方法に従って行われた。
本発明の実施を試験するため種々の場所で種々の鉱石に対し18 て水質のような種々の局所的条件の下で試験は行われた。
異なる段階の間で得られたI)Hlllは記録されたっ I)Hを変化させ調節 するこころみはなされなかった。得られたその1直は全く鉱石組成及び水の特性 、最小であるある試某又は添加物の硬果により、それらの低い量によるものであ る。
Lス下記載される試験において得られkpH制は5,5と85の範囲であり、( 一般的に承認される考え及び実際とは逆に〉プロセスの操業性、とくにpH変化 に対して本質的な範囲にわたり敏感でないことを示している。結果はさらに一般 的に、上の範囲の終端のp Hより低いほうが好都合であった。
次の実施例は本発明の使用によって混合硫化物鉱石の安い費用の浮選回収が酸化 されていない硫化物鉱石と同しく商業的選鉱物を生ずるのを可能とするのを示し ている。以下再現されるデータは行われた試験の代表的なものであり、初期の試 験も含まれ、とくに選考されなかった。次に、ほかと比較して満足できない最終 値は本発明とは関係のない実験者の経験の欠除のような要因によるものである。
鉱石A 高度の等級の酸化された貯蔵所からの試料(3ample )は約35 %の黄鉄鉱、25%の銀を含有する方鉛鉱、15%の閃亜鉛鉱、25%の珪岩の 脈石を含んでいる(どラゾンーモージエリア、ポトシ、ポリビア(V 1lla zon −MOJOArea 、 p 0jO3: 、3olivia) )  e次の試験は若干の酸化された貯蔵所から慣例の工場計画に対して可能性ある供 給物と考えられる分離された鉛−銀及び亜鉛9 運鉱物を得るために行われた研究を示す。
貯蔵所の材料の過剰な酸化及び多量の石灰は黄鉄鉱を抑制するために必要とされ てきたものであるが、本発明を使用する前では鉱石を処理するのを困難にし、そ の開発を非営利的にするものである。
80%が150メツシユを通過する試料の細かく砕いた試験結果は以下の表1に 集約されている。(13−銀未加工選鉱物に含まれる亜鉛は浮選回路のなかに再 循環される)すべての成分にとって高い浮選選択性及び回収を示している。
0 1 ノート:上のデータは亜鉛から鉛を完全に分離することを要求されていない必要 条件を充分に投影している。それ故、上の晧果は最適化分離の生成物でない。
1五1 酸化された貯蔵所からの試料は約30%の黄鉄鉱、8%の閃亜鉛鉱−鉄 量亜鉛鉱、1%のすず石、0.5%の銅−流化物とシリカを含む脈石を含有する ミルニ マイン ラ バズ ポリご7 (Milluni Mine 、 La  、 paz、 3o1ivia)。
次の試験は後の錫(酸化第2錫)の浮選分離のため亜鉛と黄鉄鉱とを分離するた めに実施された。
硫化ナトリウムの存在における選択的湿式研磨は(105ミクロンの)150メ ツシユを80%通過する試料を得るためす知わち錫(酸化第2錫)を遊離するの に受け入れられ実行されに。
試薬の消費と結果は、以下の表2に示されている。その結果は通常方法の使用に よっては可能でなかった鉱石成分の本質的9離を示している。
22 ボ 邸 (1′)Y「1モ1 ソ ー 兄″1−剌 −〇 置にg畑 5 ヘニレミ三 く ” fi+===−−ゞ°8 〜 =レーう 、冷o、+′1.I藝 ■Φリ 。ゝ8作 モ Oo OL 4−m−゛パ 「 4Nト υ 9 R −一51″″″−゛ 寸に1−+)へ し δ ″’=” i”− ml−■ ・) −ωoC・ G 、、=co、C0i 絨 ″″″″−壬1 −°− 巴−I \ cD L C)(n 。
−ba:間−、、、。
♀ 0 Go ”−汽 =「“ 000 771(fi 、q ≧ 口、姥 〜 傾 ■ 0 セ# 2′1宮起8翌Iし二面 汐ト − α 上述の計画は本発明の使用によって経済的に魅力あるものになった。装置費用に おいて処理費用と同じく実質的な減少を生亜鉛鉱、30%の黄鉄鉱と他の鉄硫化 物、2%のブーランシコ鉱と毛鉱(鉛−銀bM lヒ鉱物)及び白雲母=珪岩− 贋Fを倉む〈ファリーファリ マイン、ポトシ、ポリビア<1」uari−Hu arl fVI!no 、 POjO3l 、Bolivia)。
80%が150メシユを通過するように硫化ナトリウムの存在下で湿式研磨され た。この鉱石の試験法は鉛7′銀硫化鉱物−亜鉛選鉱物一黄鉄鉱の選択分離によ って行われた(表4)。連続試験において絹み合せ選鉱物(硫化鉱物技び亜鉛) の;早退(は4 2 100 180 50 20 300 503 100 120 50 2 0 150 504 150 120 50 20 200 505 2C01 20502020050 812515050203005050101001505020300505 0ノート すべて上の試験の浮選のpH値は6.5及び55の範囲にある。
組み合せ選鉱物はこの例では最近の装置のフローシートが硫化鉱物−亜鉛の選択 的分列を許さないために得られた。かくして本結果はそのような選択的分離に影 響するために本方法の能力について何ら反映していない。しかしながら、実質的 な回収をX JPしているため本方法の能力は示されている。
5 26 上の表4及び5に示された結果にもとづいてその系は6産200トン(200T PD)のトン ディエゴ ボトシ(ボリヒア> (Don [)iego、 p otosi (3o1ivia) )に建設された処理プラントで商用規模にて 試験され第1図のフローダイヤグラムを使用した。
石灰の省略及び残留試薬の1重小な調節、硫化ナトリウムの添加よりほか始める ために特殊な要求は必要としなかった。
連続試験の三日の後、この商用試験で得られた結果は以下の表6に示す。
工−コl−」し−同一 326丁5,6948,000.5092.17II 5,33 48.00  0,50 92. +7III 5.48 44,38 1.31 78.41 3/′27 工6.09 47,50 0.65 90.57II 6,04  27,09 0.65 90.49m 6.+9 49,50 1.11 83 .95ノート 平均11H値は5.8から6.2の範囲であった。
同一プラントにおける本発明の系と通常の系との間の比較は表−7に説明する。
通常の石灰系での数字は1982年1月2日から3月24日までの平均を表わし ており、一方、本発明の数字は上述した2日連続実験の平均を表わす。統計的基 礎におけるこの不一致は以下の表7での結果が試験された時が考慮されるべきで ある。
l 試薬削減の 較(亜鉛 び黄鉄鉱セクション通常石灰系 本発明の未調 11H 試 蕎 価 格 費 用 費 用 L/」−劃り幻−辷工 LZ」−E士 硫 酸 銅 720 0.77 0,554 400 0.308z−2001 94,790,09+ 40 0,192Z−111001,530,1536 00,042シアン化 26 1.80 0.047 100 0.180ナト リウム 起 泡 剤 42 1.38 0.058 42 0.058石 灰 7,50 0 0,14 1.050 ・・・ ・・・ケ イ 酸 67 0.37 0. 025 67 0.025ナトリウム 硫 化 o、8o ・・・ 150 0.1208 上の結果の計画にもとづいて生成物の等級及び回収を犠牲にすることなしに節約 された本質的な費用を示すが(表8及び表10を見よ)、本発明はこのポトシ  プラントで1982年5月以来連続、商用的に使用され11われたものである。
最後の記載は21日間操業の後の累積的平均を示す。
5/’27 I 6.06 47,56 0,65 9.0.51ff 5,9 6 49,96 0,25 96.291[[5,2650,460,2595 ,725、′28 I 6.N 47,36 0,55 92.07II 6, 46 46,76 0,50 93.26I[[6,4644,760,259 6,6767′03 I 6,56 48,43 0,57 92.40II  5.99 50,80 0.41 93.91m 5.63 48,95 1. 14 81.65621 丁−m 7,06 49,23 0,93 88.5 06月 (1−21> 6.42 47,11 0,72. 90.16累油平 均 9 試薬消費における観察された変動は開始の小事件として予想された。その変動は 本発明とは関係のない操作者が新しい方法についてなじまないために起ったもの であり、この理由について以下式9で説明するが、最近の平均の試薬消費がより 大きい要因である。硫化ナトリウムの消費は表9を表7に比較すると56%の減 少を示している。つけ加えて最適条件での系は他の試薬の消費を減少している。
l’lH値の厳密な畦視はもはヤ〕プラント操業において必要なく、pH測定装 置及び設備は本発明で1ま使用される装置から消去できる。
表 9 最近の試薬データ−1982汗6月平均硫酸鋼 563 0.434 z −200440,2,11 z −11660,101 シアン化ナトリウム 702 0.184起泡剤 66 0.091 ケイ酸ナトリウム 40 、 0 、01530 1982年6月から10月の商用試験にもとづいた上のプラントに対する最新情 報データ及び通常のく石灰)回路鉱石の実施に対して本発明の方法を使用する回 路の実施の比較は以下の表10に説明する。
m虐 石灰回路 亜鉛% 回収% 月 Tonnes @eadS Conct T ails49821月 44 56 6.76 50.37 1.19 84.402月 2494 9.44  49.98 1.27 88.803月 3427 7.07 47,40  1.17 85.564月 3723 6.11 48,96 1.43 78 .905月 3127 0.52 47.06 1.39 81.07平均 3 445 7.03 48.82 1,29 83.876月 3035 6.5 1 47.36 0.77 89,677月 3137 7.08 45,94  0.77 90.638月 3694 6.93 47.50 0.68 9 1.509月 2957 7.43 48,86 0.76 91.2010月  3609 6.82 49.89 0.77 90.10平均 3286 6 ,9!i 47,91 0.75 90.74」1碩 混合硫化物の実験試料は 20%の閃亜鉛鉱、3%の方鉛鉱(6オンス銀/′トン)、40%の黄鉄鉱及び シリカを含む脈石を含有する。亜鉛を自由にするための大きさは80%が100 メシユを通過するものである(ポルコ マイン、ポトシ、ポリビア(Porco  Mine 、 potosi 、 3o1ivia> ) 、。
度光浮選の効果(鉛−亜鉛)は予苑試験で観寮された。しかしながら上述の鉱石 Cの場合のようにそのような分離はプラントにおい−で必要とされる装置の欠除 によるとは考えられない。
組み合せ選鉱物(鉛+銀+亜鉛)は調節されないpH6,5で表11に要約され た条件下で黄鉄鉱と脈石から浮選された。
その結果を以下説明する。
2 3 捕取剤はZ−200であった。起泡剤はダウ70−ス(D owfroth )  250でありダウケミカル社よりこの商標をつけて市販されているポリグリコ ール エーテル(ポリプロピレン エーテル)であった。
各々消費は40o/lonであったっ 条件化及び浮選時間はそれぞれ5から10分7′1段階であった。
台数上げ試験は行われなかった。
上の結果は本質的な浮選の選択性と回収を最適に又は最適に近く硫化す1−リウ ム、シアン化す゛トリウム及び硫酸銅の濃度を示し、5日間、日産400トンの プラント実験プログラムを基礎に次の結果をもって形成された。
34 (第1図によるフローシート) 硫化物ナトリウム 5050558560 ・・・z−20050507070 7038 シアン化ナトリウム 75 50 70 50 60 3硫酸銅 300 42 0 270 360 360 672D−250451515151536 Z−1185 石 灰 11,086 生成物 (亜鉛%) HEADS 9,64 9,74 9.8410,44 ′i2.1110.3 9CON CE N T E R48,9951,6553,6350,165 4,1953,08TAILES 2.15 2.10 3.10 2.97  1.00 1.26回 収 (%) 81,26 81.76 72.70 7 6.05 93.47 91.56比較目的のため最後欄は通常(石灰)系の下 で1982年3月のあいだ(月平均)に得られたプラントデータを示す。
鉱石E メキシコからの未知の混合酸化物試料は1982年2月ニマウンテン  ステート研究所(M ountain S tgtes35!表’a59−50 1539 (11)6 試料は約2%の鉛、2オンス銀/トン、3%の亜鉛及び10%の鉄を含有する。
予(茄試験の条件及び結果は上の表13に要約する。
上の結果の押固てこれが盲試験(bl ind test)であったという事実 は実質的な重みを与えた。
上の結末は外挿(こより正規の操業において工業的規模の応用のこれらを評価す るのに使用できる。さらに実験室的試験は亜鉛未加工選鉱物と共に捕取された黄 鉄鉱の縫をさらに減少するためになされた。上の結果は当業者の経験によって調 整され得る銅による過剰活姓化を示している。
鉱石F:鉱山の混合硫化物の試わ1は約0.18%の鉛、8.4%の亜鉛及び1 01296の硫化鉄(重量%で)を含有する。 試験法は85%が65メシユを 通過するまで湿式研磨される。用いられた試薬、試験法及び結果は以下表14− 17に要約ずろ。それは本質的な回収と選択性を示している7 38 39 −−一 亜鉛Ro Conc、14.5B 、10 51.67 8.39 89.59 亜鉛Sc Conc、3.12 .13 12,52 2.33 4.64亜鉛 Pr1m、Conc、17.70 .11 44,77 10.72 94.2 3硫化鉄 Ro Conc、7,84 .08 i、50 3.61 1.40 非浮選物 70,17 .04 .40 16.15 3,34HEADS 1 00.00 .174 g、41 100.00 100.00条件化■5′  ・・曲1oog/トン シアン化ナトリウム鉛 Cond、/Flot、5’  15’ −−−−−−20Mトン A−24215g/トン 起泡剤 表17 生底宜 里量笈胆−笈 亘設! @ 皿一般鉛 Ro Conc、 5.61  2,48 3.05 72.03 2j4亜鉛Ro Cone、12,87 . 07 55.38 4.67 89.40亜鉛SCC0nC,4,23,202 ,884,381,53亜鉛Pr1m、Conc、17,10 .10 42. 40 9,05 90.93硫化鉄 Ro Conc、 9.36 .10 4 ,09 4.85 4.80非浮選物 67.94 .04 .25 14.0 8 2.13HEADS 100.00 .193 7.97 100.00  100.0040− 艮一阻 旺l」υ−」旦 脈粂工Q旦乙M工Y研 @ 8 ・・・・・・ 10 0(+/ トン 硫化ナトリウム鉛 Cond、/Flot、515 7.5  20Q/トン A−24215g/トン 起泡剤 条件化 3 10.9 1330g、/ トン 石灰亜鉛Rougher Cond、/Flot、5/2 10.7 (15a/トン 起泡剤)465g /トン 硫酸銅。
50g/トン z−14 亜 鉛 Sc、 F lot、 3 ・・・・・・ 7.5!+/トン 起泡剤 硫化鉄 R。
Cond、/Flot、 315−−−−−・15Q/トン 起泡剤。
50g/トン z−6 1 表17は石灰の使用により得られた結果を示し上との比較目的のために説明する 。
鉱石G:ドンジェゴ、ポトシ、ポリビア(Don Diego、potosi  、Bolivia)で得られた亜鉛[[物は35%の閃亜鉛鉱、20%の黄鉄鉱 を含有する。第1図により処理された。天然鉱石のl)Hは5.5であった。
瓦−上も 重量(トン) 亜鉛% Zn分布% 1日 F eed 143,65 8.02 100.00Conct、 40 .65 56,57 88.85T ai l 103,00 2.80 11 .1521EI F eed 114,88 18.40 100.00Con ct、 34.54 56.09 91,67T ai l 80.34 2. 19 8.333日 F eed 95,71 18.79 100.00Co nct 31,74 53.73 94.81T ai l 63,97 1, 46 5.19試薬 消費: 硫化ナトリウム75(]/l;シアン化ナトリウム149g/l;硫酸銅108 8g、、/l : Z−20075(1/l ;z−61030/l ; 起泡 剤34g/l42 銅−モリブデンの選鉱に対する本発明の特別な応用をさらに次の追加的実施例に より説明する。
鉱石H:試料は黄鉄鉱、輝水鉛鉱、黄銅鉱及び石英モンゾニ岩斑岩銅鉱のなかに こまかく分散した輝銅鉱からなっている。
鉱石はすべての試験の間、ヂーラふるいの100メシユを80%が通過する土て 研廟された。はじめの二つの試験は結果と条件とを以下の表18、表19に説明 するが第2図により一つは石灰なして一つは石灰によって誘起される浮選を包含 し、最後の二つの試験は結果と条件とを以下の表20、表21、表22に説明す るが、第3図により硫化ナトリウム、シアン化ナトリウムの組み合けて用い捕取 剤なしを包含している。本発明を用いる捕取剤なしの浮選は19良等級のモリブ デン未加工選鉱物を与える。
最後に表23は比較目的のためにシアン化ナトリウムの使用なし、捕取剤なしの 浮選を要約する。表23は浸良なモリブデン−銅分離を示すがしかし貧弱な銅− 黄鉄鉱分離を示している。
3 モリブデン Ro、Conc、 2.08 .42 .79 5.91 10. 82黄鉄鉱 Ro、Conc、 1.63 .45 .81 4,97 8.6 9非浮選物 93,92 .014 .032 8,90 19.79Head s 100,00 .152 .148 100.00 100.00条件化I  5 7.3 モ’)7テ> Ro、 5 7.9 100 ケイ酸ナトリウムFlot、 7 5 シアン化ナトリウム15 起泡剤(MIBC) fa Ro、 515 7.5 起泡剤(MIBC)(Cond、/Flot、 ) 5 (1331’)※※黄 鉄 鉱 Ro、 515 7.5 起泡剤(M IBC)(Cond、/Flot、> 50 (Z−6)脚注 与えられた研磨の大きさにおいて名調及びモリブデンの約80%の遊離が得られ た※※ マイネレク(MINEREC)1331は銅捕取剤である。
表19 条件化I 5 10.7 500 石灰モリブデン−銅 3cav、 f−lo t 5*モリブデン−銅 捕取剤(フリラプス 66 Co、)モリブデン R o、Flot 5 表22 モリブデンRo、Conc、 1,65 3,66 2.12 59.41 2 7.96モリブテン5cav、Conc、 、89 .99 2,20 8,6 1 15.55銅 Ro、Conc、 1.36 .48 1.74 6,40  18.86銅 Sc、Conc、 、54 .46 .83 2.44 3. 59黄鉄鉱 Ro、Conc、 2.36 .13 .70 3,01 13. 20非浮選物 93.20 .022 .028 20,13 20.83He ads 100,00 .102 .125 100,00 100.00条件 化■ 3 25(硫化ナトリウム)条件化I[325(シアン化ナトリウム)1 5(起泡剤) モリブデンRo、Flot 5 モリブデン3cav、Cond、Flot、515 7.5(起泡剤)、1o( 燃料油)銅 Ro、Cond、Flot、 315 15(起泡剤)、5 (Z −14)銅 3c COr+d、FIot 315 7.5 (起泡剤)、5  (Z−14>黄鉄鉱 Ro、Cond、Flot 315 15(起泡剤) 、 25 (Z−6)モリブデン Rour+herConc 、98 9,25  .64 72.65 6.00モリブデン 5cav、Conc、 、55 1 .46 .65 6.47 3.47銅 Ro、Conc、 、69 .32  1.45 1,76 9.56銅 Sc、Conc、1,10 .42 .82  3,71 8.67黄鉄鉱 Ro、Conc、 2,04 .11 2.22  1.79 43.34非浮選物 94.63 .018 .032 13.6 1 28.97Heads 100.00 .125 .105 100.00  100.00」−1時間(分)」比 試薬(g/′トン)10x研磨 5.5  60(硫化ナトリウム)条件化 3 20(硫化ナトリウム) モリブデン 7.5 7,4 7.5(起泡剤)Ro、 F lot モリブデン 5/ 7,5 2.5(起泡剤)3 cav、Cond、 F l ot、 7 (燃料油)銅 3/10 5 (z−14) Ro、 Cond、 F lot。
銅 315 2.5(起泡剤) Sc、Cond、F lot、 2 (z−14)黄鉄鉱 315 30 (z −6) RO,Cond、 Flot。
理論的計算 先行技術による銅−モリブデン含有鉱石の代表的濃度の銅0.7%及びモリブデ ン0.015%の日産20.OOOトンを処理する。主要な浮選は日産476ト ンの25%の銅及び0.536%のモリブデンを含有するバルク銅−モリブデン 選鉱物を生ずる。モリブデンの回収は85%を示している。第3図による主要な 浮選法は3%のモリブデンと3%の銅を含有している日産85トンの輝水亜鉛鉱 浮選物を生ずるのみである。
つけ加えて、日産85トンは本質的に補数剤なしであり、補数剤の除去又は変形 に対する必要を消去するものである。
第1図 第2図

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 1、 鉱石パルプを形成するため鉱石を研磨し、硫化物イオン及びシアン化物イ オンを上記鉱石パルプに混合し、上記硫化物イオンの濃度は卑金属混合硫化物を 抑制するのに充分な水準までしかし硫化金属鉱物を実質的に活性化するには不充 分な水準までに調節し、上記シアン化物イオンの濃度は上記浮選で抑制“させる のに必要とする上記鉱石の鉱物成分を補助的に抑制するのにすくなくとも充分な 水準にしかし上記鉱物成分を超過抑制御るには不充分な一つの水準に調節し、上 記硫化物イオンと上記シアン化物イオンが浮選の前に所定時間で所定の連続で上 記パルプに導入することからなる浮選による鉱物成分の分離方法。 2、 上記硫化物イオンは上記鉱石の研磨の間に導入され、上記研磨が湿式研磨 であることを特徴とする特許請求の範囲第1項記載の方法。 3、 上記シアン化物イオンは上記硫化物イオンの導入の後に上記パルプに導入 されることを特徴とする特許請求の範囲第2項記載の方法。 4、 上記シアン化物イオンは上記湿式研磨につづいて条件化操作において上記 パルプのなかに導入されることを特徴とする特許請求の範囲第3項記載の方法。 5、 上記プロセスは実質的−に pHを調節されないで行われることを特徴と する特許請求の範囲第1項から第4項記載のいずれかの1つによる方法。 9 6、 上記プロセスが一つの非調節のDHで行われることを特徴とする特許請求 の範囲第1項から第4項記載のいずれか1つによる方法。 7、 上記鉱石はす(なくとも鉛、銅、銀、亜鉛、鉄の二つの金属を含む錯塩の 卑金属混合硫化物鉱石であり、さらにそのプロセスは補数剤及び起泡剤による上 記パルプの条件化のつぎに鉛−〔銀〕:銅:亜鉛:鉄の順序で上記鉱石の価値あ る鉱物成分の直接選択浮選によって行うことを特徴とする特許請求の範囲第1項 から第4項記載のいずれの1つによる方法。 8、 上記鉱物が銅−モリブデン鉱石であり、そのプロセスはさらに銅補収剤及 び起泡剤をもって上記パルプの条件化のつぎに銅−モリブデン選鉱物の浮選を行 なうこと特徴とす′る特許請求の範囲第3項及び第4項記載のいずれかの1つに よる方法。 9、 上記鉱物が銅−モリブデン鉱石であり、そのプロセスはざらに銅−モリブ デン選鉱物のつぎに直接補数剤なしの浮選からなることを特徴とする特許請求の 範囲第3項及び第4項記載のいずれかの1つによる方法。 10、 上記鉱石が石炭であり、そのプロセスはさらに上記パルプに起泡剤及び 補数剤を導入し、上記硫化物を脈石のなかに残留させつつ上記石炭を浮選するこ とからなることを特徴とする特許請求の範囲第1項から第4項記載のいずれかの 1つによる方法。 11、 上記硫化物イオンが硫化ナトリウム、硫化カリウム、硫化水素ナトリウ ムからなる群より選ばれた1つによって与え50 られることを特徴とする特許請求の範囲第7項記載の方法。 12゜ 上記シアン化物イオンがシアン化ナトリウム、シアン化カリウム、シア ン化銅からなる群より選ばれた1つによって与えられることを特徴とする特許請 求の範囲第11項記載の方法。 13、 上記硫化物イオンが硫化ナトリウムによって与えられることを特徴とす る特許請求の範囲第12項記載の方法。 14、 上記シアン化物イオンがシアン化ナトリウムによって与えらること特徴 とする特許請求の範囲第13項の記載の方法。 15、 上記硫化ナトリウムの消費範囲が約20から200g/ tonの間に あることを特徴とする特許請求の範囲第13項及び第14項記載のいずれか1つ による方法。 16、 上記シアン化ナトリウムの??!liの範囲が約25から200!+/ lonの間であることを特徴とする特許請求の範囲第15項記載の方法。 17、 上記硫化物イアンが硫化ナトリウム、硫化カリウム、硫化水素す1〜リ ウムからなる群より選ばれた1つによって与えられることを特徴とする特許請求 の範囲第8記載の方法。 18、 上記硫化物イオンが硫化ナトリウム、硫化カリウム、硫化水素ナトリウ ムなる群より選ばれた1つによって与えられることを特徴とする特許請求の範囲 第9項記載の方法。 19、 上記シアン化物イオーンがシアン化ナトリウム、シアン化カリウム、シ アン化銅からなる群より選ばれた1、つによって与えられることを特徴とする特 許請求の範囲第17項および第18項記載のいずれか1つによる方法。 20、上記硫化物イオンが硫化ナトリウムによって与えられることを特徴とする 特許請求の範囲第17項及び第18項記載のいずれか1つによる方法。 21、 上記シアン化物がシアン化ナトリウムによって与えられることを特徴と する特許請求の範囲第20項記載の方法。 22、 上記硫化ナトリウムの消費が約20−500/lonの間の範囲にある ことを特徴とする特許請求の範囲第20項記載の方法。 23、 上記シアン化ナトリウムの消費が約20−100(1/lonの間の範 囲にあることを特徴とする特許請求の範囲第21項記載の方法。 24、 上記プロセスが実質的に調節しないl)Hで行われることを特徴とする 特許請求の範囲第8項記載の方法。 25、 上記プロセスが実質的に調節しないpHで行われることを特徴とする特 許請求の範囲第9項記載の方法。 26、 上記プロセスが実質的に調節しない[lHで行われることを特徴とする 特許請求の範囲第7項記載の方法。 27、 上記プロセスが実質的に調節しないI)Hで行われることを特徴とする 特許請求の範囲第10項記載の方法。 28、 上記プロセスが実質的に調節しないpHで行われることを特徴とする特 許請求の範囲第24項から第27項記載のいずれか1つによる方法。 29、 鉱石パルプを形成するため鉱石を研磨し、硫化物イ第2 ン及びシアン化物イオンを上記パルプに効果的な濃度で混合し、上記硫化物イオ ン及びシアン化物イオンは浮選の前に上記パルプに所定の時間と所定の連続で導 入され、その際試薬量の減少、浮選の選択性の改良、回収の増加、選鉱物等級の 改良、条件化及び滞留時間の減少のすくなくとも一つをもたらすことを特徴とす る浮選による鉱石成分の分離方法。
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Families Citing this family (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4575419A (en) * 1984-07-16 1986-03-11 Occidental Chemical Corporation Differential flotation reagent for molybdenum separation
US4606817A (en) * 1985-01-31 1986-08-19 Amax Inc. Recovery of molybdenite
WO1987000088A1 (en) * 1985-07-09 1987-01-15 Phlotec Services, Inc. Process for the selective separation of a copper molybdenum ore
CA2082831C (en) * 1992-11-13 1996-05-28 Sadan Kelebek Selective flotation process for separation of sulphide minerals
AUPM969194A0 (en) * 1994-11-25 1994-12-22 Commonwealth Industrial Gases Limited, The Improvements to copper mineral flotation processes
US7491263B2 (en) * 2004-04-05 2009-02-17 Technology Innovation, Llc Storage assembly
CN114392834B (zh) * 2022-03-25 2022-06-17 矿冶科技集团有限公司 一种金矿中伴生低品位铜铅锌银的选矿方法及应用

Family Cites Families (22)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1429544A (en) * 1920-03-08 1922-09-19 Stevens Blamey Differential flotation process
US1469042A (en) * 1922-06-22 1923-09-25 Hellstrand Gustaf Axel Differential flotation of ores
US1833957A (en) * 1927-12-13 1931-12-01 American Cyanamid Co Method of flotation
US1916196A (en) * 1930-08-06 1933-07-04 Phelps Dodge Corp Method of treating ores
US2048370A (en) * 1932-03-29 1936-07-21 Frederic A Brinker Method of froth flotation ore separation
GB401720A (en) * 1932-05-18 1933-11-20 Stanley Tucker Improvements in or relating to the flotation concentration of ores
US2052214A (en) * 1933-10-09 1936-08-25 Frederic A Brinker Differential froth flotation
GB447521A (en) * 1934-07-21 1936-05-20 Franco Wyoming Oil Co Improvements relating to the froth flotation concentration of copper sulphides
US2231265A (en) * 1938-05-21 1941-02-11 Antoine M Gaudin Process of ore concentration
US2196233A (en) * 1938-06-18 1940-04-09 Harland F Beardslee Method of treating ores
US2195724A (en) * 1938-08-24 1940-04-02 Antoine M Gaudin Process of ore concentration
US2316743A (en) * 1939-11-09 1943-04-13 American Cyanamid Co Flotation of molybdenite
US2471384A (en) * 1946-05-16 1949-05-24 American Cyanamid Co Froth flotatation of sulfide ores
US3033364A (en) * 1958-09-05 1962-05-08 Weston David Treatment and recovery of material by flotation
US3454161A (en) * 1968-04-03 1969-07-08 Engelhard Min & Chem Froth flotation of complex zinc-tin ore
US3847357A (en) * 1971-02-16 1974-11-12 D Weston Separation of copper minerals from pyrite
US3811569A (en) * 1971-06-07 1974-05-21 Fmc Corp Flotation recovery of molybdenite
US3919080A (en) * 1972-09-14 1975-11-11 Continental Oil Co Pyrite depression in coal flotation by the addition of sodium sulfite
US4081364A (en) * 1976-07-08 1978-03-28 Engelhard Minerals & Chemicals Corporation Froth flotation method for stibnite
SU692623A1 (ru) * 1977-06-01 1979-10-25 Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых Способ подготовки коллективных концентратов к флотационному разделению
US4211642A (en) * 1979-01-05 1980-07-08 Vojislav Petrovich Beneficiation of coal and metallic and non-metallic ores by froth flotation process using polyhydroxy alkyl xanthate depressants
US4231859A (en) * 1979-11-27 1980-11-04 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Molybdenite flotation

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Publication number Publication date
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AU1377983A (en) 1984-03-07
EP0116616A4 (en) 1987-07-23
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FI73370C (fi) 1987-10-09
GR77439B (ja) 1984-09-14
NO164519B (no) 1990-07-09

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