JPS60220155A - 複雑硫化鉱の優先浮選法 - Google Patents
複雑硫化鉱の優先浮選法Info
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- JPS60220155A JPS60220155A JP7724784A JP7724784A JPS60220155A JP S60220155 A JPS60220155 A JP S60220155A JP 7724784 A JP7724784 A JP 7724784A JP 7724784 A JP7724784 A JP 7724784A JP S60220155 A JPS60220155 A JP S60220155A
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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。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
〔産業上の利用分野〕
本発明は銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石
から、銅精鉱、亜鉛精鉱を浮選分離する優先浮選法にお
いて、硫化銅鉱物を浮遊させながら、硫化亜鉛鉱物と硫
化鉄鉱物を選択的に抑制する方法の改良に関するもので
ある。
から、銅精鉱、亜鉛精鉱を浮選分離する優先浮選法にお
いて、硫化銅鉱物を浮遊させながら、硫化亜鉛鉱物と硫
化鉄鉱物を選択的に抑制する方法の改良に関するもので
ある。
従来、このような銅１、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複
雑硫化鉱石中の硫化銅鉱物を浮遊させながら硫化亜鉛鉱
物と硫化鉄鉱物を選択的に抑制する方法として、鉄液を
石灰等によるＰＨ調整後、前体ソーダおよび硫酸亜鉛を
添加する方法と、特公昭３７−１５．３１０号公報に示
されるような硫化ソーダと亜硫酸ガスを併用する方法が
あった。
雑硫化鉱石中の硫化銅鉱物を浮遊させながら硫化亜鉛鉱
物と硫化鉄鉱物を選択的に抑制する方法として、鉄液を
石灰等によるＰＨ調整後、前体ソーダおよび硫酸亜鉛を
添加する方法と、特公昭３７−１５．３１０号公報に示
されるような硫化ソーダと亜硫酸ガスを併用する方法が
あった。
しかしこのうち前者の前体ソーダ、硫酸亜鉛を使用する
方法は選択的抑制効果が弱く、特に斑銅鉱、輝銅鉱など
の二次銅鉱物を含む場合には殆んど抑制効果がない欠点
があり、後者の硫化ソーダ、亜硫酸ガスを併用する方法
は、硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物の抑制程度が等しい欠点
があり、従って後工程での亜鉛活性化時に硫化鉄鉱の一
部も活性化されて亜鉛精鉱の品位が低下することを防ぐ
ために例えば第１図に示すような工程が必要であった。
方法は選択的抑制効果が弱く、特に斑銅鉱、輝銅鉱など
の二次銅鉱物を含む場合には殆んど抑制効果がない欠点
があり、後者の硫化ソーダ、亜硫酸ガスを併用する方法
は、硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物の抑制程度が等しい欠点
があり、従って後工程での亜鉛活性化時に硫化鉄鉱の一
部も活性化されて亜鉛精鉱の品位が低下することを防ぐ
ために例えば第１図に示すような工程が必要であった。
即ち、原鉱石を磨鉱してバルク浮選により脈石鉱物を除
去して得た銅、亜鉛、バルク精鉱中に含有する硫化鉄を
銅、亜鉛の分離に先立って前以って除去する工程を必要
としていた。この従来法による浮選結果を第１表に示す
。
去して得た銅、亜鉛、バルク精鉱中に含有する硫化鉄を
銅、亜鉛の分離に先立って前以って除去する工程を必要
としていた。この従来法による浮選結果を第１表に示す
。
第 １ 表
物量 分析値 分布％
重量％ Ｏｕ％ Ｚｎ％ Ｏｕ Ｚｎ
原鉱 １００ １．６０２．２０１００．００１００．
００銅精鉱 ３．５９２３． ＋２ ５．４８ ５２．
５７ ８．９５銅精選尾鉱 １．２２ ３．８２２３．
１０ ２．９１ １２．８２亜鉛精鉱 ２．７４ ７．
６９５０．３５ １３．１７ ６２．７６鋼、亜鉛精選
尾鉱（３１０，４４７，ｉｌ へ０７ １．９６ ０．
８１ｐ （２） ｉ、ｓ＋ ６．１２ ｓ、ｓｑ ７．
０Φ ２．８２ｔｔ （１） ６．６８ ３．４２ １
．９７ １＋、２ｓ ５．９９硫化鉄精鉱 伺、、 ６
０ ０．２２ ０．１Φ ６．１３ ２．８４・尾 鉱
３８．８９ ０．０８ ０．１７ １．９４ ３．０
１即ち、第１図並びに第１表の結果で示すように銅、亜
鉛の分離の前に充分な銅亜鉛粗選浮鉱の精選を行っても
なお有価物含有量の多い沈鉱を銅亜鉛精選尾鉱として除
去することになり・この中には銅、亜鉛の分布率が高い
ためその損失が多大であった。
００銅精鉱 ３．５９２３． ＋２ ５．４８ ５２．
５７ ８．９５銅精選尾鉱 １．２２ ３．８２２３．
１０ ２．９１ １２．８２亜鉛精鉱 ２．７４ ７．
６９５０．３５ １３．１７ ６２．７６鋼、亜鉛精選
尾鉱（３１０，４４７，ｉｌ へ０７ １．９６ ０．
８１ｐ （２） ｉ、ｓ＋ ６．１２ ｓ、ｓｑ ７．
０Φ ２．８２ｔｔ （１） ６．６８ ３．４２ １
．９７ １＋、２ｓ ５．９９硫化鉄精鉱 伺、、 ６
０ ０．２２ ０．１Φ ６．１３ ２．８４・尾 鉱
３８．８９ ０．０８ ０．１７ １．９４ ３．０
１即ち、第１図並びに第１表の結果で示すように銅、亜
鉛の分離の前に充分な銅亜鉛粗選浮鉱の精選を行っても
なお有価物含有量の多い沈鉱を銅亜鉛精選尾鉱として除
去することになり・この中には銅、亜鉛の分布率が高い
ためその損失が多大であった。
この発明は上記の欠点を解消し、斑銅鉱、輝銅鉱などの
二次銅鉱物を含む場合にも効果的に、しかも後工程での
亜鉛活性時に硫化鉄鉱は容易に活性化されず亜鉛鉱物の
み活性化されるように硫化鉄鉱を亜鉛鉱物よりも一段強
力に抑制して、前もって銅亜鉛バルク精鉱中の硫化鉄鉱
含有量を低下させる工程の必要性を無くすことによって
、処理工程を簡素化すると同時に銅亜鉛の損失を著しく
減少し、更に後工程で得られる亜鉛精鉱の品位を上昇さ
せることを目的とする。
二次銅鉱物を含む場合にも効果的に、しかも後工程での
亜鉛活性時に硫化鉄鉱は容易に活性化されず亜鉛鉱物の
み活性化されるように硫化鉄鉱を亜鉛鉱物よりも一段強
力に抑制して、前もって銅亜鉛バルク精鉱中の硫化鉄鉱
含有量を低下させる工程の必要性を無くすことによって
、処理工程を簡素化すると同時に銅亜鉛の損失を著しく
減少し、更に後工程で得られる亜鉛精鉱の品位を上昇さ
せることを目的とする。
この目的を達成するために本発明は、銅、亜鉛、鉄等の
硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石から銅精鉱と亜鉛精鉱とを
優先浮選分離する方法において、磨鉱したままの原鉱と
水からなる鉄液又はこの鉄液中の銅、亜鉛鉱物を総合優
先浮選法で浮遊させた銅、亜鉛硫化鉱の総合精鉱の鉄液
の固体濃度を４５〜８０重量％とし、硫化ソーダを鉱石
トン当り０．２〜ａ ｋｇｍ 加してコンディショニン
グ゛した後、硫酸亜鉛を前記硫化ソーダの１．５〜３．
５倍量と、亜硫酸ガスを鉱石トン当り１．５〜１０に９
添加し、空気を鉱石トン当９５０ｍ３以上吹込んでさら
にコンディショニングを行ない、次いで捕収剤、起泡剤
等の浮選試薬を添加して銅精鉱と亜鉛精鉱とを浮選分離
するようにしたものである。
硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石から銅精鉱と亜鉛精鉱とを
優先浮選分離する方法において、磨鉱したままの原鉱と
水からなる鉄液又はこの鉄液中の銅、亜鉛鉱物を総合優
先浮選法で浮遊させた銅、亜鉛硫化鉱の総合精鉱の鉄液
の固体濃度を４５〜８０重量％とし、硫化ソーダを鉱石
トン当り０．２〜ａ ｋｇｍ 加してコンディショニン
グ゛した後、硫酸亜鉛を前記硫化ソーダの１．５〜３．
５倍量と、亜硫酸ガスを鉱石トン当り１．５〜１０に９
添加し、空気を鉱石トン当９５０ｍ３以上吹込んでさら
にコンディショニングを行ない、次いで捕収剤、起泡剤
等の浮選試薬を添加して銅精鉱と亜鉛精鉱とを浮選分離
するようにしたものである。
本発明は銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石
を磨鉱したものに直接本発明方法を適用して硫化銅鉱を
浮鉱とし、硫化亜鉛鉱、硫化鉄鉱、脈石鉱物を沈鉱とし
て分離し夫々精選を行なって銅精鉱、亜鉛精鉱を回収す
ることもできるし、又原鉱石を磨鉱し総合優先浮選法で
脈石鉱物を沈鉱として分離し銅、亜鉛鉱物、硫化鉄鉱の
一部を浮鉱として回収したものに本発明方法を適用する
こともできる。
を磨鉱したものに直接本発明方法を適用して硫化銅鉱を
浮鉱とし、硫化亜鉛鉱、硫化鉄鉱、脈石鉱物を沈鉱とし
て分離し夫々精選を行なって銅精鉱、亜鉛精鉱を回収す
ることもできるし、又原鉱石を磨鉱し総合優先浮選法で
脈石鉱物を沈鉱として分離し銅、亜鉛鉱物、硫化鉄鉱の
一部を浮鉱として回収したものに本発明方法を適用する
こともできる。
本発明において原鉱石を磨鉱したままの鉄液又はこれに
総合優先浮選を行なって得た総合精鉱の鉄液の固体重量
濃度は４５〜８０％となるように調整することが必要で
ある。４５重量％以下だとコンディショニングの際使用
する夫々の薬剤の添加の効果が十分期待できない。また
８０重量％以上になるとコンディショニングの時に鉱粒
の正常な懸濁状態が維持できなくなる。
総合優先浮選を行なって得た総合精鉱の鉄液の固体重量
濃度は４５〜８０％となるように調整することが必要で
ある。４５重量％以下だとコンディショニングの際使用
する夫々の薬剤の添加の効果が十分期待できない。また
８０重量％以上になるとコンディショニングの時に鉱粒
の正常な懸濁状態が維持できなくなる。
硫化ソーダの添加必要量は鉱物の組成、鉱石の酸化程度
によっても異なり、斑銅鉱のような二次銅鉱物の含有割
合が多い程、また酸化が進んでいるもの程多く必要であ
り、鉱石トン当り０．２〜３’＋９の添加が必要である
。
によっても異なり、斑銅鉱のような二次銅鉱物の含有割
合が多い程、また酸化が進んでいるもの程多く必要であ
り、鉱石トン当り０．２〜３’＋９の添加が必要である
。
硫化ソーダを添加した後５分間以上コンディショニング
して十分鉱石粒子と接触させる。次いで加える硫酸亜鉛
の量は先に添加した硫化ソーダに対し重量で１．５〜３
．５倍量が必要であり、１．５倍以下だと硫化亜鉛鉱の
抑制が悪くなり、３，５倍以上ではもはやそれ以上の効
果は望めない。同時に添加する亜硫酸ガス量は鉱石トン
当り１．５〜１０Ｉ＋９が必要で、添加はガスの状態で
吹込んでも良く、また水に溶かして添加しても良い。添
加必要量は鉱物の組成等によって異なるが、１．５に９
以下だと硫化亜鉛鉱の抑制が悪くなり、１０ｋｇ以上に
なると硫化銅鉱も抑制されてくるので好ましくない。コ
ンディショニングは空気を吹込みながら行なうことが必
要で、空気の吹込量は前記試薬の添加量によっても異な
るが、鉱石トン当り５０ ｍ以上が必要であるが、２０
０ｍ以上としても効果はもはや上昇しない。コンディシ
ョニングの時間は空気の供給量によっても支配されるが
、必要空気量が供給できる時間が必要である。
して十分鉱石粒子と接触させる。次いで加える硫酸亜鉛
の量は先に添加した硫化ソーダに対し重量で１．５〜３
．５倍量が必要であり、１．５倍以下だと硫化亜鉛鉱の
抑制が悪くなり、３，５倍以上ではもはやそれ以上の効
果は望めない。同時に添加する亜硫酸ガス量は鉱石トン
当り１．５〜１０Ｉ＋９が必要で、添加はガスの状態で
吹込んでも良く、また水に溶かして添加しても良い。添
加必要量は鉱物の組成等によって異なるが、１．５に９
以下だと硫化亜鉛鉱の抑制が悪くなり、１０ｋｇ以上に
なると硫化銅鉱も抑制されてくるので好ましくない。コ
ンディショニングは空気を吹込みながら行なうことが必
要で、空気の吹込量は前記試薬の添加量によっても異な
るが、鉱石トン当り５０ ｍ以上が必要であるが、２０
０ｍ以上としても効果はもはや上昇しない。コンディシ
ョニングの時間は空気の供給量によっても支配されるが
、必要空気量が供給できる時間が必要である。
この空気吹込のコンディショニングを行なった後通常の
ＰＨ調節剤、捕収剤、起泡剤等の浮選試薬を添加して硫
化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を抑制しながら硫化銅鉱物を浮
遊させる選鉱を行ない、浮鉱、沈鉱は更に必要な粗選、
精選等を行なって目的とする銅精鉱、亜鉛精鉱を得るこ
とができる。
ＰＨ調節剤、捕収剤、起泡剤等の浮選試薬を添加して硫
化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を抑制しながら硫化銅鉱物を浮
遊させる選鉱を行ない、浮鉱、沈鉱は更に必要な粗選、
精選等を行なって目的とする銅精鉱、亜鉛精鉱を得るこ
とができる。
〔実施例〕〔発明の効果〕
以下実施例について説明する。
実施例１
この実施例に用いたカナダＡ鉱山産制、亜鉛硫化鉄鉱の
化学分析値は、 Ｏｕ Ｚｎ Ｐｂ Ｓ ＩＦｅ ＳｉＯ１１０ＣａＯ２
２３ １，６６２，２３０，０６，３１，２６２７，２１１２
，８３，７５１，７８重ｇＯ ３，８５重量％ であり、本発明を適用した一例のフローシートを第２図
に示す。この鉱石中の銅分の約半分は斑銅鉱、輝銅鉱と
して含まれており、従来の前体ソーダ、硫酸亜鉛法では
亜鉛鉱物の抑制が不可能である。更に硫化ソーダ、亜硫
酸ガス法では従来法として第１表に示した如（，２３，
４２％Ｏｕの銅精鉱が５２．５７％の実収率で、５０．
３５％Ｚｎの亜鉛精鉱が６２．７６％の実収率で得られ
るのみにとどまり、銅実収率、亜鉛実収率、亜鉛精鉱品
位が低く不十分な選鉱成績しか得られない。比較的選鉱
の困難な鉱石である。
化学分析値は、 Ｏｕ Ｚｎ Ｐｂ Ｓ ＩＦｅ ＳｉＯ１１０ＣａＯ２
２３ １，６６２，２３０，０６，３１，２６２７，２１１２
，８３，７５１，７８重ｇＯ ３，８５重量％ であり、本発明を適用した一例のフローシートを第２図
に示す。この鉱石中の銅分の約半分は斑銅鉱、輝銅鉱と
して含まれており、従来の前体ソーダ、硫酸亜鉛法では
亜鉛鉱物の抑制が不可能である。更に硫化ソーダ、亜硫
酸ガス法では従来法として第１表に示した如（，２３，
４２％Ｏｕの銅精鉱が５２．５７％の実収率で、５０．
３５％Ｚｎの亜鉛精鉱が６２．７６％の実収率で得られ
るのみにとどまり、銅実収率、亜鉛実収率、亜鉛精鉱品
位が低く不十分な選鉱成績しか得られない。比較的選鉱
の困難な鉱石である。
本例では原鉱石を直接優先浮選法により処理した。先ず
一次磨鉱工程で鉱石をボールミルにて−４・づ・μｍ９
３％に湿式粉砕した後濃縮し、固体濃度６０重ｆ１％と
した鉄液に、鉱石トン当り０．６５に９の硫化ソーダを
加えて１ｏ分間コンディショニングし、次いで鉱石トン
当り１．１Ｍの硫酸亜鉛（硫化ソーダの約１．７倍）と
、鉱石トン当り亜硫酸ガス４．２に９を水溶液の形で添
加しつつ、Ｉｏｎ／ｍ１ｎ−ｔの空気を導入して１０分
間コンディショニングを行なった。その後消石灰でＰ
Ｈ６，５に調節し、捕収剤と、してエチルイソプロピル
チオノカーバメイト（商品名ｚ−２００ダウケミカル社
製）と、起泡剤としてメチルイソブチルカービノル（以
下Ｍよりｅと略す）を添加して２０分間銅浮選を行ない
、浮鉱は二次磨鉱後精選して銅精鉱とし、沈鉱と銅精選
沈鉱の一部は硫酸鋼で亜鉛鉱物を活性浮遊させて精選し
て亜鉛精鉱とし、沈鉱は尾鉱とした。
一次磨鉱工程で鉱石をボールミルにて−４・づ・μｍ９
３％に湿式粉砕した後濃縮し、固体濃度６０重ｆ１％と
した鉄液に、鉱石トン当り０．６５に９の硫化ソーダを
加えて１ｏ分間コンディショニングし、次いで鉱石トン
当り１．１Ｍの硫酸亜鉛（硫化ソーダの約１．７倍）と
、鉱石トン当り亜硫酸ガス４．２に９を水溶液の形で添
加しつつ、Ｉｏｎ／ｍ１ｎ−ｔの空気を導入して１０分
間コンディショニングを行なった。その後消石灰でＰ
Ｈ６，５に調節し、捕収剤と、してエチルイソプロピル
チオノカーバメイト（商品名ｚ−２００ダウケミカル社
製）と、起泡剤としてメチルイソブチルカービノル（以
下Ｍよりｅと略す）を添加して２０分間銅浮選を行ない
、浮鉱は二次磨鉱後精選して銅精鉱とし、沈鉱と銅精選
沈鉱の一部は硫酸鋼で亜鉛鉱物を活性浮遊させて精選し
て亜鉛精鉱とし、沈鉱は尾鉱とした。
選鉱の成績を第２表に示す。
第 ２ 表
物量 分析値 分布％
重量％ Ｏｕ％ Ｚｎ％ Ｏｕ Ｚｎ
原鉱 １００．００１．６６２．２３１００．００１０
０．００銅精鉱 ５．５８２＋、７６ ５．７４ ８２
．７１ １４・、２２銅片刃鉱 ０゜２４３．２７ ４
．６５ ０．４７ ０．５０亜鉛精鉱 ３．０８ １．
７６５６．８＋ ３．２７ ７８．４３亜鉛片刃鉱 ３
．９８ １．５９ １．６２ ３．８２ ２．８９尾
鉱 ８７．１？ ０．１８ ０．１０ ９．７３ ３．
９６第２表の結果から明らかなように本実施例によれば
銅精鉱のＣｕ品位２４．７６％で銅実収率８２．７１％
、亜鉛精鉱のＺｎ品位５６．８４％で、亜鉛実収率７８
．４３％で、第１表に示すような従来法に比べて各精鉱
の品位も高く且つ実収率においては格段の改善が認めら
れる。
０．００銅精鉱 ５．５８２＋、７６ ５．７４ ８２
．７１ １４・、２２銅片刃鉱 ０゜２４３．２７ ４
．６５ ０．４７ ０．５０亜鉛精鉱 ３．０８ １．
７６５６．８＋ ３．２７ ７８．４３亜鉛片刃鉱 ３
．９８ １．５９ １．６２ ３．８２ ２．８９尾
鉱 ８７．１？ ０．１８ ０．１０ ９．７３ ３．
９６第２表の結果から明らかなように本実施例によれば
銅精鉱のＣｕ品位２４．７６％で銅実収率８２．７１％
、亜鉛精鉱のＺｎ品位５６．８４％で、亜鉛実収率７８
．４３％で、第１表に示すような従来法に比べて各精鉱
の品位も高く且つ実収率においては格段の改善が認めら
れる。
実施例２
実施例１とほぼ同じカナダＡ鉱山産の銅、亜鉛硫化鉄鉱
石を一次磨鉱して一７４μｍ７５％まで湿式粉砕した後
、消石灰でＰＨ１２に調節し、捕収剤としてエチルイン
プロピルチオノカーバメイトと、起泡剤としてＭＩＢＣ
を使用して優先浮選を行ない、銅、亜鉛硫化鉱と一部の
硫化鉄鉱の総合精鉱を浮鉱とし、残部の硫化鉄と脈石を
尾鉱とし、この総合精鉱に本発明の工程を適用した。こ
のフローシーｌを第３図に示す。前記総合精鉱を一４４
μｍ８０％に二次磨鉱した後濃縮し、固体濃度６０重量
％とした鉄液に、総合精鉱トン当り１．０に９の硫化ソ
ーダを加えて１０分間コンディショニングし、次いで総
合精鉱トン当り１．７に９の硫酸亜鉛（硫化ソーダの１
．７倍）と同トン当り亜硫酸ガス５．８に９を水溶液の
形で添加しながら１０ ｍ ／＋ｎ１ｎ−ｔの空気を導
入して１０分間コンディショニングを行なった。その後
消石灰でＰ Ｈ６，５に調節し、捕収剤としてＺ −２
００・起泡剤としてＭよりｅを添加して２０分間銅浮選
を行ない、浮鉱は三次磨鉱後精選して銅精鉱とし、沈鉱
と銅精選沈鉱の一部は硫酸鋼で亜鉛鉱物を活性浮遊させ
て精選して亜鉛精鉱とし、沈鉱は硫化鉄精鉱として得た
。
石を一次磨鉱して一７４μｍ７５％まで湿式粉砕した後
、消石灰でＰＨ１２に調節し、捕収剤としてエチルイン
プロピルチオノカーバメイトと、起泡剤としてＭＩＢＣ
を使用して優先浮選を行ない、銅、亜鉛硫化鉱と一部の
硫化鉄鉱の総合精鉱を浮鉱とし、残部の硫化鉄と脈石を
尾鉱とし、この総合精鉱に本発明の工程を適用した。こ
のフローシーｌを第３図に示す。前記総合精鉱を一４４
μｍ８０％に二次磨鉱した後濃縮し、固体濃度６０重量
％とした鉄液に、総合精鉱トン当り１．０に９の硫化ソ
ーダを加えて１０分間コンディショニングし、次いで総
合精鉱トン当り１．７に９の硫酸亜鉛（硫化ソーダの１
．７倍）と同トン当り亜硫酸ガス５．８に９を水溶液の
形で添加しながら１０ ｍ ／＋ｎ１ｎ−ｔの空気を導
入して１０分間コンディショニングを行なった。その後
消石灰でＰ Ｈ６，５に調節し、捕収剤としてＺ −２
００・起泡剤としてＭよりｅを添加して２０分間銅浮選
を行ない、浮鉱は三次磨鉱後精選して銅精鉱とし、沈鉱
と銅精選沈鉱の一部は硫酸鋼で亜鉛鉱物を活性浮遊させ
て精選して亜鉛精鉱とし、沈鉱は硫化鉄精鉱として得た
。
選鉱の成績を第３表に示す。
第 ３ 表
物量 分析値 分布％
重量％ Ｏｕ％ Ｚｎ％ Ｃｕ Ｚｎ
原鉱 １００．００１．６５２．２８１００．００１０
０．００銅精鉱 ５．６２ ２＋、７０ ８．＋３ ８
４．１３ ８．＋６銅片刃鉱 ０．１５ ２゜９３１１
．９０ ０．２７ ０．７８亜鉛精鉱 ３．１２ １．
８２６０．１＋ ３．４ｋ ８２．３４亜鉛片刃鉱 ３
．３１ １．６５ １．９９ ３．３１ ２．８９硫化
鉄精鉱 ２８．０８ ０．３５ ０．３０ ５．９６
３．６９尾 鉱 ５９．７２ ０．０８ ０．０７ ２
．８９ １．８４第３表の結果から判るように本実施例
によれば、Ｏｕ品位２４．７０％の銅精鉱が実収率約８
４％で、ｚｎ品位６０．０％の亜鉛精鉱が実収率約８２
．３４％で得られ、品位においても従来法に比べて高く
、実収率においても極めて優れている。
０．００銅精鉱 ５．６２ ２＋、７０ ８．＋３ ８
４．１３ ８．＋６銅片刃鉱 ０．１５ ２゜９３１１
．９０ ０．２７ ０．７８亜鉛精鉱 ３．１２ １．
８２６０．１＋ ３．４ｋ ８２．３４亜鉛片刃鉱 ３
．３１ １．６５ １．９９ ３．３１ ２．８９硫化
鉄精鉱 ２８．０８ ０．３５ ０．３０ ５．９６
３．６９尾 鉱 ５９．７２ ０．０８ ０．０７ ２
．８９ １．８４第３表の結果から判るように本実施例
によれば、Ｏｕ品位２４．７０％の銅精鉱が実収率約８
４％で、ｚｎ品位６０．０％の亜鉛精鉱が実収率約８２
．３４％で得られ、品位においても従来法に比べて高く
、実収率においても極めて優れている。
以上説明したように、本発明による選鉱成績の改善の結
果は顕著で、得られた銅精鉱、亜鉛精鉱の品位も優れ、
しかも実収率においては従来法に比して著しく向上し、
経済的利益は大きなものがある。
果は顕著で、得られた銅精鉱、亜鉛精鉱の品位も優れ、
しかも実収率においては従来法に比して著しく向上し、
経済的利益は大きなものがある。
第１図は従来法による複雑硫化鉱石の浮選工程図、第２
図は本発明法による複雑硫化鉱石の浮選法の一実施例の
工程図、第３図は本発明法による複雑硫化鉱石の浮選法
の他の実施例の工程図である。 を 磨 鉱 磨鉱 コ ンディショニング 筋引肩狽ム １寸びりに尾仏 原鉱 １ 第３図 原 鉱 亜＠謂賑 些鉛片刃瓜
図は本発明法による複雑硫化鉱石の浮選法の一実施例の
工程図、第３図は本発明法による複雑硫化鉱石の浮選法
の他の実施例の工程図である。 を 磨 鉱 磨鉱 コ ンディショニング 筋引肩狽ム １寸びりに尾仏 原鉱 １ 第３図 原 鉱 亜＠謂賑 些鉛片刃瓜
Claims (1)
- （１） 銅・亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石
から銅精鉱と亜鉛精鉱とを優先浮選分離する方法におい
て、磨鉱したま＼の原鉱と水からなる鉄液又はこの鉄液
中の銅、亜鉛鉱物を総合優先浮選法で浮遊させた銅、亜
鉛硫化鉱の総合精鉱の鉄液の固体濃度を４５〜８０重量
％とじ、硫化ソーダを鉱石トン当り０．２〜．１９添加
してコンディショニングした後、硫酸亜鉛を前記硫化ソ
ーダの１．５〜３５倍量と、亜硫酸ガスを鉱石トン当り
１．５〜１０に９添加し、空気を鉱石トン当’） ５．
０”ｍ 以上吹込んで更にコンディショニングを行ない
、次いで捕収剤、起泡剤等の浮選試薬を添加して銅精鉱
と亜鉛精鉱とを浮選分離することを特徴とする複雑硫化
鉱の優先浮選法０
Priority Applications (2)
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|---|---|---|---|
| JP7724784A JPS60220155A (ja) | 1984-04-17 | 1984-04-17 | 複雑硫化鉱の優先浮選法 |
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Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP7724784A JPS60220155A (ja) | 1984-04-17 | 1984-04-17 | 複雑硫化鉱の優先浮選法 |
Publications (2)
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| JPS60220155A true JPS60220155A (ja) | 1985-11-02 |
| JPH0450065B2 JPH0450065B2 (ja) | 1992-08-13 |
Family
ID=13628525
Family Applications (1)
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|---|---|---|---|
| JP7724784A Granted JPS60220155A (ja) | 1984-04-17 | 1984-04-17 | 複雑硫化鉱の優先浮選法 |
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1985
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