JPS6391158A - 輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法 - Google Patents
輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法Info
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- JPS6391158A JPS6391158A JP61235718A JP23571886A JPS6391158A JP S6391158 A JPS6391158 A JP S6391158A JP 61235718 A JP61235718 A JP 61235718A JP 23571886 A JP23571886 A JP 23571886A JP S6391158 A JPS6391158 A JP S6391158A
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Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
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〕
本発明は輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石から含銅粗選精
鉱を高品位、高収率で分離・回収する浮遊選鉱法に関す
る。
鉱を高品位、高収率で分離・回収する浮遊選鉱法に関す
る。
従来、黄銅鉱、輝銅鉱等の硫化鉱物を含む鉱石の原鉱か
ら含銅鉱物を採取する為には、先づ原鉱す210μmの
粒子が15重量%以下となるように磨鉱して鉱液とし、
これに例えば石灰を添加して鉱液のP HE 9以上に
調整し5〜10分コンディショニングしてから、ポリプ
ロピレングリコール24g/l、エチルイソプロビルチ
オノカービノル20g/l。
ら含銅鉱物を採取する為には、先づ原鉱す210μmの
粒子が15重量%以下となるように磨鉱して鉱液とし、
これに例えば石灰を添加して鉱液のP HE 9以上に
調整し5〜10分コンディショニングしてから、ポリプ
ロピレングリコール24g/l、エチルイソプロビルチ
オノカービノル20g/l。
ジエヂルジセカンダリブチルジチオリン酸ナトリウム1
0 g/lからなる浮選剤を用いて浮選するという単一
浮選法を採るのが一般的であった。
0 g/lからなる浮選剤を用いて浮選するという単一
浮選法を採るのが一般的であった。
然しなから、本発明の対象である輝銅鉱と黄鉄鉱を含有
する鉱石において、その中に平均の銅品位79.8%と
云う輝銅鉱が含まれている。しかしそのかなりの部分が
黄鉄鉱とからみ合っており、その一部は黄鉄鉱の外側部
を被覆する薄膜状で存すると共に、更にその一部は10
μm未満の微細な粒子として存在するという状況であっ
て、原鉱石を磨鉱した状態での輝銅鉱粒子径は10μm
未満のものが多く存在する状態にある為、上述したよう
な従来の技術をもっては、粒子径が10μm未満である
輝銅鉱の微細粒子は浮遊性が小さく浮鉱として回収され
にくい欠点があった。
する鉱石において、その中に平均の銅品位79.8%と
云う輝銅鉱が含まれている。しかしそのかなりの部分が
黄鉄鉱とからみ合っており、その一部は黄鉄鉱の外側部
を被覆する薄膜状で存すると共に、更にその一部は10
μm未満の微細な粒子として存在するという状況であっ
て、原鉱石を磨鉱した状態での輝銅鉱粒子径は10μm
未満のものが多く存在する状態にある為、上述したよう
な従来の技術をもっては、粒子径が10μm未満である
輝銅鉱の微細粒子は浮遊性が小さく浮鉱として回収され
にくい欠点があった。
一方、脈石を除去する目的で行なうPH調整はP H1
0以下では粘土鉱物を多く含むスライムの活性化?引き
出し、相対的に銅の実収率低下を招くという問題点を残
していた。
0以下では粘土鉱物を多く含むスライムの活性化?引き
出し、相対的に銅の実収率低下を招くという問題点を残
していた。
本発明は上記の欠点及び問題点を改善し、輝銅鉱と黄鉄
鉱全含有する鉱石から輝銅鉱な収率良く浮遊選鉱法によ
る粗選において分離する方法を提供しようとするもので
ある。
鉱全含有する鉱石から輝銅鉱な収率良く浮遊選鉱法によ
る粗選において分離する方法を提供しようとするもので
ある。
本発明は上記の目的を達するため、輝銅鉱と黄鉄鉱を含
有する鉱石を粉砕して鉱液とし、試薬を加えて浮遊選鉱
する方法Gこおいて、鉱液濃度を20〜50重量%とし
、P HE 10以上に調整した後、硫化ナトリウムと
、硫化アンモニウムと、硫化水素ナトリウムとからなる
群のうちから選んだ1種以上の硫化剤を鉱石トン当り0
.1〜1に9添加してコンディショニングを行ない、次
いでカリウムアミルザンセートを鉱石トン当り20〜2
00 gとその他の浮選剤とを添加して輝銅鉱を浮遊さ
せて分離し含銅粗選精鉱とすることにある。
有する鉱石を粉砕して鉱液とし、試薬を加えて浮遊選鉱
する方法Gこおいて、鉱液濃度を20〜50重量%とし
、P HE 10以上に調整した後、硫化ナトリウムと
、硫化アンモニウムと、硫化水素ナトリウムとからなる
群のうちから選んだ1種以上の硫化剤を鉱石トン当り0
.1〜1に9添加してコンディショニングを行ない、次
いでカリウムアミルザンセートを鉱石トン当り20〜2
00 gとその他の浮選剤とを添加して輝銅鉱を浮遊さ
せて分離し含銅粗選精鉱とすることにある。
本発明は、上記の欠点を除去する為粒子径10μm以下
の輝銅鉱の微細粒子表面を硫化剤を用いて活性化するこ
とにより従来法では浮上しなかった微細粒子径の輝銅鉱
を浮鉱として補数すると共に、粗粒子の片刃鎖中に存す
る黄鉄鉱が沈鉱へ移行するのを抑制することにより黄鉄
鉱の表面K −部覆った輝銅鉱及び黄鉄鉱の間隙に介在
する輝銅鉱が黄鉄鉱と連れ立って粗選尾鉱として系外に
廃山される割合を少なくし、結果的に銅分の実収率を大
幅に改善したものである。
の輝銅鉱の微細粒子表面を硫化剤を用いて活性化するこ
とにより従来法では浮上しなかった微細粒子径の輝銅鉱
を浮鉱として補数すると共に、粗粒子の片刃鎖中に存す
る黄鉄鉱が沈鉱へ移行するのを抑制することにより黄鉄
鉱の表面K −部覆った輝銅鉱及び黄鉄鉱の間隙に介在
する輝銅鉱が黄鉄鉱と連れ立って粗選尾鉱として系外に
廃山される割合を少なくし、結果的に銅分の実収率を大
幅に改善したものである。
一般に、輝銅鉱2含む硫化鉱石を浮選する場合、硫化剤
を添加すると鉱石の浮遊能が抑制される為浮鉱の実収率
が低下するとされていた。然しなから試験を重ねるうち
に輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石にあっては、適量の硫
化剤とカリウムアミルザンセートを含む浮選剤全添加し
た場合に限り、従来法では沈鉱へ移行していた輝銅鉱の
10μm以下の微細粒子並びに輝銅鉱を含む粗粒子の片
刃鉱を活性化させて、これを浮鉱として回収することが
出来る事を見出したものである。
を添加すると鉱石の浮遊能が抑制される為浮鉱の実収率
が低下するとされていた。然しなから試験を重ねるうち
に輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石にあっては、適量の硫
化剤とカリウムアミルザンセートを含む浮選剤全添加し
た場合に限り、従来法では沈鉱へ移行していた輝銅鉱の
10μm以下の微細粒子並びに輝銅鉱を含む粗粒子の片
刃鉱を活性化させて、これを浮鉱として回収することが
出来る事を見出したものである。
本発明を実施するに際しては原鉱の粒度が粒径210μ
m以上が25重量%以下となるように粉砕して用いる。
m以上が25重量%以下となるように粉砕して用いる。
本発明において原鉱石を粉砕して鉱液とした場合の鉱液
濃度を20〜50重量%としたのは、20重量%未満だ
と浮選の際に使用する試薬添加の効果が充分期待できず
、又50重量%を超えると浮選の時に鉱石粒子の正常な
浮選状態を糾、持出来なくなるからである。
濃度を20〜50重量%としたのは、20重量%未満だ
と浮選の際に使用する試薬添加の効果が充分期待できず
、又50重量%を超えると浮選の時に鉱石粒子の正常な
浮選状態を糾、持出来なくなるからである。
又、PHを10以上と規定したのは、第1表に示す如<
PHが10未満では粗選精鉱への脈石混入が促進されて
選鉱の意義が薄れてくる為である。
PHが10未満では粗選精鉱への脈石混入が促進されて
選鉱の意義が薄れてくる為である。
第 1 表
PH値 銅品位% 実収率%
9.0 3.2 82
10.0 3.3 86
11、0 3.5 89
12.0 4.4 90
更に、硫化剤の添加量を鉱石トン当り0.1〜1.0に
9と規定したのは第2表に示す如く、0.1109未満
では輝銅鉱の粒子径10μm未満の微細粒子並びに輝銅
鉱を含む粗粒子の片刃鉱が浮遊しないで、最終的に銅精
鉱の実収率を下げることとなる為であり、1.0に9を
超えると10μm以上の銅鉱物粒子の浮上が抑制されて
銅実収率が低下する為で硫化剤添加量(g/l)銅品位
(重量%)実収率(重量%)0
4.4 79200
4.0 87500
3.3 881000
3.0 90更にカリウムアミル
ザンセートの添加量を鉱石トン当り20〜200gとし
たの番ま、20 g未満では輝銅鉱捕取の効果が少なく
、200gを超えると銅品位の低い粒子が浮鉱となって
補数される割合が高くなり、精選工程での処理量を徒に
増加させる為である。
9と規定したのは第2表に示す如く、0.1109未満
では輝銅鉱の粒子径10μm未満の微細粒子並びに輝銅
鉱を含む粗粒子の片刃鉱が浮遊しないで、最終的に銅精
鉱の実収率を下げることとなる為であり、1.0に9を
超えると10μm以上の銅鉱物粒子の浮上が抑制されて
銅実収率が低下する為で硫化剤添加量(g/l)銅品位
(重量%)実収率(重量%)0
4.4 79200
4.0 87500
3.3 881000
3.0 90更にカリウムアミル
ザンセートの添加量を鉱石トン当り20〜200gとし
たの番ま、20 g未満では輝銅鉱捕取の効果が少なく
、200gを超えると銅品位の低い粒子が浮鉱となって
補数される割合が高くなり、精選工程での処理量を徒に
増加させる為である。
第3表に示すような化学分析値(重量%)を有すると共
に、第4表に示すような硫化鉱物割合を有するアメリカ
A鉱山産出の鉱石を用いてlit選鉱した場合の実施例
を以下に示す。
に、第4表に示すような硫化鉱物割合を有するアメリカ
A鉱山産出の鉱石を用いてlit選鉱した場合の実施例
を以下に示す。
第 3 表(重量%)
Ou Fe S SiOAIOMgOKO0
,693,543,8365,514,00,584,
04第 4 表(重量%) 黄鉄鉱輝銅鉱黄銅鉱銅藍斑銅鉱閃亜鉛鉱輝水鉛鉱88.
3 10.1 1.1 0.2 0.1
0.1 0.1比較例 前述硫化鉱物中に存在する銅分の90%は輝銅鉱(Ou
S)として含まれる為、従来から行なわれてさた銅の
単一浮選法によっては、粒子径10μm未満となった微
細な輝銅鉱並びに粗粒子片刃鉄中に存在する輝銅鉱の高
収率回収は困難であり、粗選で終った段階では銅品位6
%の含銅粗選精鉱が82%の実収率で得られるに留まっ
ていた。
,693,543,8365,514,00,584,
04第 4 表(重量%) 黄鉄鉱輝銅鉱黄銅鉱銅藍斑銅鉱閃亜鉛鉱輝水鉛鉱88.
3 10.1 1.1 0.2 0.1
0.1 0.1比較例 前述硫化鉱物中に存在する銅分の90%は輝銅鉱(Ou
S)として含まれる為、従来から行なわれてさた銅の
単一浮選法によっては、粒子径10μm未満となった微
細な輝銅鉱並びに粗粒子片刃鉄中に存在する輝銅鉱の高
収率回収は困難であり、粗選で終った段階では銅品位6
%の含銅粗選精鉱が82%の実収率で得られるに留まっ
ていた。
実施例1
第3表に示す組成の原鉱を鉱石の粒子径として210μ
mを超えるものが全体の25%以下となるように粉砕し
た後、水を添加して鉱液濃度35重量%の鉱液とし、石
灰を用いて鉱液のPHを11に調整し、鉱石トン当り3
40gの硫化アンモニウムを添加して5分間のコンディ
ショニングを行ない浮選剤として鉱石l・ン当りピロリ
ン酸ナトリウム25Qg、メチルイソブチルチオノカー
バメイト18g、カリウムアミルザンセート60g、エ
チルイソブロビルチオノカービノル12gを夫々添加し
て15分間浮遊選鉱を行なった。この結果、銅品位3%
の含銅粗選精鉱を90%の実収率で得ることができた。
mを超えるものが全体の25%以下となるように粉砕し
た後、水を添加して鉱液濃度35重量%の鉱液とし、石
灰を用いて鉱液のPHを11に調整し、鉱石トン当り3
40gの硫化アンモニウムを添加して5分間のコンディ
ショニングを行ない浮選剤として鉱石l・ン当りピロリ
ン酸ナトリウム25Qg、メチルイソブチルチオノカー
バメイト18g、カリウムアミルザンセート60g、エ
チルイソブロビルチオノカービノル12gを夫々添加し
て15分間浮遊選鉱を行なった。この結果、銅品位3%
の含銅粗選精鉱を90%の実収率で得ることができた。
こ\で品位は含銅粗選精鉱中に占める銅分の割合であり
、実収率とは原鉱石中に含まれる銅分を100とした場
合に含銅粗選精鉱として回収された銅分の割合を示すも
のである。
、実収率とは原鉱石中に含まれる銅分を100とした場
合に含銅粗選精鉱として回収された銅分の割合を示すも
のである。
尚、磨鉱時の鉱石粒度が含銅粗選精鉱の実収率に及ぼす
影響は第5表に示す如くであって、全鉱石中に占める2
10μmを超えた鉱石粒子の合計含有率が25%を超え
ると含銅粗選精鉱の実収率が低下してくる。
影響は第5表に示す如くであって、全鉱石中に占める2
10μmを超えた鉱石粒子の合計含有率が25%を超え
ると含銅粗選精鉱の実収率が低下してくる。
第 5 表
+210μm鉱石粒度含有率 実収率(重量%)
(重量%) 実施例2 実施例1と同じ原鉱に対して、実施例1の工程中にあっ
た鉱石トン当り340 gの硫化アンモニウムの添加に
代えて硫化ナトリウムを200 g添加し、その他は全
て実施何重と同様にして浮選を行なった。その結果、銅
品位3.3%の含銅粗選精鉱を90%の実収率で得るこ
とができた。
(重量%) 実施例2 実施例1と同じ原鉱に対して、実施例1の工程中にあっ
た鉱石トン当り340 gの硫化アンモニウムの添加に
代えて硫化ナトリウムを200 g添加し、その他は全
て実施何重と同様にして浮選を行なった。その結果、銅
品位3.3%の含銅粗選精鉱を90%の実収率で得るこ
とができた。
実施例3
実施例1と同じ原鉱に対して、硫化剤として硫化アンモ
ニウムの添加に代えて硫化水素ナトリウム′?iニア0
0 g/を添加した以外は実施例1と同様Gこして浮選
を行なった。その結果、銅品位3.1%の含銅N[選精
鉱を89%の実収率で得ることができた。
ニウムの添加に代えて硫化水素ナトリウム′?iニア0
0 g/を添加した以外は実施例1と同様Gこして浮選
を行なった。その結果、銅品位3.1%の含銅N[選精
鉱を89%の実収率で得ることができた。
以上述べた如く、輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石を粗選
するに際して本発明方法を採用することにより、含銅1
11選精鉱の銅実収率を著しく向上することができる。
するに際して本発明方法を採用することにより、含銅1
11選精鉱の銅実収率を著しく向上することができる。
手続補正書
1.事件の表示
昭和61年 特 許 願第235718号2、発明の名
称 輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法3、
補正をする者 事件との関係 特許出願人 住 所 東京都港区新橋5丁目11番3号氏 名(名
称)住友金属鉱山株式会社 4、代理人 5、補正命令の日付 6、 補正により増加する発明の数 (1)明細書2頁8行の「ポリプロ」を、「例えばポリ
プロ」と訂正する。
称 輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法3、
補正をする者 事件との関係 特許出願人 住 所 東京都港区新橋5丁目11番3号氏 名(名
称)住友金属鉱山株式会社 4、代理人 5、補正命令の日付 6、 補正により増加する発明の数 (1)明細書2頁8行の「ポリプロ」を、「例えばポリ
プロ」と訂正する。
(2)同 2百9行の「カービノル」を、[カーバメイ
ト1と訂正する。
ト1と訂正する。
(3)同 8頁17行の「チオノカーバメイト」を、「
カービノル」と訂正する。
カービノル」と訂正する。
(・4)同 8頁19行の1カービノル」を、1カーバ
メイト、1と訂正する。
メイト、1と訂正する。
(5)同 9頁7行の「磨鉱時」を、「浮選時」と訂正
する。
する。
(6)同 9頁I6行(第5表中)の175」を、r1
51と訂正する。
51と訂正する。
Claims (1)
- (1)輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石を粉砕して鉱液と
し、試薬を加えて浮遊選鉱する方法において、鉱液濃度
を20〜50重量%とし、PHを10以上に調整した後
硫化ナトリウムと硫化アンモニウムと硫化水素ナトリウ
ムとからなる群のうちから選んだ1種以上の硫化剤を、
鉱石トン当り0.1〜1kg添加してコンディショニン
グを行ない、次いでカリウムアミルザンセートを鉱石ト
ン当り20〜200gとその他の浮選剤とを添加して輝
銅鉱を浮遊させて分離し含銅粗選精鉱を得ることを特徴
とする輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP61235718A JPS6391158A (ja) | 1986-10-03 | 1986-10-03 | 輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP61235718A JPS6391158A (ja) | 1986-10-03 | 1986-10-03 | 輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS6391158A true JPS6391158A (ja) | 1988-04-21 |
Family
ID=16990200
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP61235718A Pending JPS6391158A (ja) | 1986-10-03 | 1986-10-03 | 輝銅鉱と黄鉄鉱を含有する鉱石の浮遊選鉱法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS6391158A (ja) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2013087358A (ja) * | 2011-10-21 | 2013-05-13 | Jx Nippon Mining & Metals Corp | 銅精鉱の処理方法 |
JP2018075575A (ja) * | 2009-12-04 | 2018-05-17 | バリック・ゴールド・コーポレイションBarrick Gold Corporation | 空気−メタ重亜硫酸処理を用いた黄鉄鉱からの銅鉱物の分離 |
JP2018162509A (ja) * | 2017-03-27 | 2018-10-18 | Jx金属株式会社 | モリブデン精鉱の分離方法 |
Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5642985A (en) * | 1979-09-14 | 1981-04-21 | Hitachi Netsu Kigu Kk | High frequency heater |
-
1986
- 1986-10-03 JP JP61235718A patent/JPS6391158A/ja active Pending
Patent Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5642985A (en) * | 1979-09-14 | 1981-04-21 | Hitachi Netsu Kigu Kk | High frequency heater |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2018075575A (ja) * | 2009-12-04 | 2018-05-17 | バリック・ゴールド・コーポレイションBarrick Gold Corporation | 空気−メタ重亜硫酸処理を用いた黄鉄鉱からの銅鉱物の分離 |
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JP2018162509A (ja) * | 2017-03-27 | 2018-10-18 | Jx金属株式会社 | モリブデン精鉱の分離方法 |
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