WO2010050462A1 - 高砒素品位含銅物からの砒素鉱物の分離方法 - Google Patents
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Definitions
- the present invention relates to a beneficiation method for obtaining a low-arsenic grade copper concentrate by separating an arsenic mineral from a copper-containing material containing arsenic.
- copper-containing materials such as copper ore containing copper and copper concentrate
- copper ore containing copper and copper concentrate various methods for recovering copper from processing objects (hereinafter referred to as copper-containing materials) such as copper ore containing copper and copper concentrate.
- copper-containing materials such as copper ore containing copper and copper concentrate
- the following steps are performed.
- Electrolytic process In the electrolytic process, the anode is placed in an electrolytic tank filled with a sulfuric acid acid solution (electrolytic solution), and the current is passed between the cathode and the electrolytic purification is performed.
- electrolytic solution sulfuric acid acid solution
- the copper of the anode is dissolved, and then deposited on the cathode as electrolytic copper having a purity of 99.99%, resulting in a product.
- arsenic distributed to the anode is eluted into the electrolyte.
- the eluted arsenic is recovered as a copper removal slime by copper removal electrolysis. This copper removal slime is used as an intermediate raw material or is repeated in a furnace.
- arsenic distributed in the slag is fixed in a stable form.
- arsenic distributed to dust and decopperized slime is in an unstable form, and it is not desirable to dispose of arsenic out of the system as it is. Therefore, these dust and copper removal slime are repeated in the furnace or processed separately. In this way, most of the arsenic content in the copper concentrate is finally distributed to the slag and fixed in a stable form.
- the raw material situation has changed, and impurities in copper ore, especially arsenic quality, has been increasing year by year, and arsenic quality in the obtained copper concentrate has gradually increased.
- the arsenic grade in the copper concentrate before was about 0.1 to 0.2%, but it is not uncommon for the arsenic grade to exceed 1% in recent years. Therefore, even if the processing amount of the copper concentrate is the same as before, since the content of arsenic has increased, there has been a case where the processing fixed to the slag cannot catch up. In order to solve this problem, it is conceivable to newly install or reinforce slag treatment equipment, but this requires a great investment and increases the cost.
- Patent Document 1 discloses a method of separating arsenite contained in pyrite using flotation. This method includes adding a sulfuric acid-based inhibitor containing bisulfite ions such as sodium bisulfite to pyrite, further maintaining the pH of the slurry at 8 or less, and performing the flotation at a slurry temperature of 30 ° C. or higher. It separates pyrite and arsenite.
- a sulfuric acid-based inhibitor containing bisulfite ions such as sodium bisulfite
- arsenic exists as arsenic minerals such as tetrahedral arsenite ((CuFe) 12 As 4 S 13 ) and arsenous pyrite (Cu 3 AsS 4 ). In many cases, these arsenic minerals have floating characteristics similar to those of chalcopyrite and porphyry, and it is difficult to separate copper and arsenic by flotation.
- Patent Document 2 copper concentrate containing arsenic is subjected to heat treatment at 90 to 120 ° C., and then potassium hexacyanoferrate (II) (yellow blood salt: K) is used as a copper inhibitor. 4 [Fe (CN) 6 ]) is added to 10 to 15 kg per ton (t) of copper concentrate to suspend arsenic minerals and separate them from precipitated chalcopyrite and porphyry .
- This method oxidizes the surface of the copper mineral in the copper concentrate by heating, and forms an inactive oxide film on the surface, thereby making a difference in the surface chemical or crystal chemical state on the surface of the copper mineral and the arsenic mineral. This is thought to cause a difference in floatability in subsequent flotation.
- equipment and energy for heating a large amount of copper concentrate are required, and the cost increases accordingly.
- Non-Patent Document 1 discloses a method in which a slurry containing copper mineral is treated with hydrogen peroxide and then sodium nitrate is added to adjust the pH to 5 to perform flotation.
- the same document also proposes a method of performing flotation by adding hydrogen peroxide and EDTA to a copper mineral and then adjusting the pH to 11 with potassium hydroxide.
- these two methods have problems in terms of safety and cost during handling such as using deleterious substances.
- An object of the present invention is to provide a beneficiation method for efficiently separating an arsenic mineral from a copper-containing material containing arsenic in view of the above-mentioned problems of the prior art.
- a method for separating an arsenic mineral from a copper-containing material comprises a slurry comprising a copper-containing material containing arsenic containing an inhibitor, a foaming agent, and a collector.
- a method of separating arsenic minerals from copper-containing material by adding a selective agent and blowing air into the slurry to float the copper concentrate, and using sodium thiosulfate as the inhibitor It is characterized by.
- sodium thiosulfate is preferably added in an amount of 10 kg or more and 200 kg or less in terms of pentahydrate with respect to 1 t of the copper-containing material to be subjected to flotation.
- the copper-containing material may be copper ore or copper concentrate.
- an arsenic mineral can be separated as an arsenic concentrate from a high arsenic grade copper-containing material without using special equipment or chemicals, and a low arsenic grade copper concentrate can be obtained efficiently.
- a low arsenic grade copper concentrate can be obtained efficiently.
- FIG. 2 is a schematic flow diagram of a beneficiation method used in Examples 1 and 2 of the present invention.
- 6 is a graph showing the relationship between the amount of inhibitor added and the degree of separation obtained as a result of Examples 1 and 2 of the present invention.
- FIG. 5 is a schematic flow diagram of a beneficiation method used in Examples 3 to 6 of the present invention.
- 6 is a graph showing the relationship between the oxidation-reduction potential and the degree of separation of slurries obtained as a result of Examples 3 to 6 of the present invention.
- the arsenic grade and the mineral type of the arsenic mineral in the high arsenic grade copper-containing material treated in the present invention are not particularly limited. In order to perform flotation, it is not effective if the arsenic mineral is not present as a single particle. Therefore, it is desirable that most of the arsenic mineral is separated by pretreatment such as grinding. If good separation cannot be obtained because the arsenic mineral is densely bonded to the copper mineral, the present invention may be applied after the copper-containing material is pulverized by a wet ball mill or the like.
- the copper-containing material is copper ore as an example
- a method for separating arsenic minerals together with gangue from copper ore containing high-grade arsenic and recovering low-arsenic grade copper concentrate will be described in detail.
- the present invention is not limited to this example, and the copper-containing material may be copper concentrate. That is, the present invention is also applied to the case where arsenic mineral is separated from high arsenic grade copper concentrate obtained by using a conventional flotation method that has been conventionally used, and low arsenic grade copper concentrate is recovered. Can be applied.
- the copper grade of the high arsenic grade copper concentrate used as a raw material is not particularly limited.
- the copper-containing material is high arsenic grade copper ore
- the copper ore is pulverized as a pretreatment, and water is added to form a slurry.
- the slurry is subjected to flotation by adding a flotation agent including a foaming agent, a collection agent and an inhibitor.
- a flotation agent including a foaming agent, a collection agent and an inhibitor.
- sodium thiosulfate is used as an inhibitor.
- the form of sodium thiosulfate to be added is not particularly limited, and may be a powder or a solution.
- the amount of sodium thiosulfate added is preferably 10 kg or more and 200 kg or less in terms of pentahydrate per ton of copper-containing material to be supplied to the flotation. If this amount is less than 10 kg, the effect is hardly exhibited. On the other hand, when it exceeds 200 kg, the separation effect tends to decrease. In addition, if it is less than 50 kg, the separation effect shows an increasing tendency. Moreover, even if it adds exceeding 130 kg, the effect of isolation
- the addition of sodium thiosulfate changes the redox potential of the slurry.
- the oxidation-reduction potential exceeds 50 mV at a potential using a silver-silver chloride electrode as a reference electrode, the separation effect is limited. Conversely, when the oxidation-reduction potential is less than ⁇ 10 mV, the separation effect tends to decrease. Therefore, when flotation is performed, sodium thiosulfate is added to the slurry used for flotation, and the oxidation-reduction potential of the slurry is adjusted within a range of ⁇ 10 mV to 50 mV using a silver-silver chloride electrode as a reference electrode. Is preferred.
- the foaming agent and collection agent contained in the above-mentioned flotation agent are Cytec Industries Inc. X-95 and AP208 manufactured by the company are used, but the present invention is not particularly limited thereto, and other conventionally used ones may be used.
- the specific amount of the foaming agent and the collection agent should be determined in advance by conducting a preliminary test using a small amount of sample, or the amount that allows good separation to be obtained while appropriately adjusting while operating. That's fine.
- the flotation machine used in the present invention is not particularly limited, and a commercially available mechanical stirring type flotation machine or column type flotation machine can be used.
- the flotation time varies depending on the ratio of arsenic minerals contained in high-arsenic grade copper ore and copper concentrate and the desired degree of separation. It is preferable to select or adjust appropriately while operating.
- arsenic minerals contained in high arsenic grade copper-containing materials as sedimentation and low arsenic grade copper concentrate as floatation.
- low arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate can be obtained in the beneficiation process, so even if the arsenic content of the copper-containing material increases, slag treatment and decopperization in the dry smelting process
- the product electrolytic copper can be obtained by processing in the same manner as before without requiring a large investment such as enhancement of facilities for removing and recovering arsenic such as electrolysis.
- the arsenic concentrate can be separately treated to collect arsenic and use it as a raw material for metal arsenic, arsenic compounds, and the like, and it is also possible to recover copper distributed to the arsenic concentrate.
- the present invention will be described in more detail with reference to the following examples and comparative examples, but the present invention is not limited to these examples.
- the chemical analysis values were determined using ICP emission analysis, and the mineral ratio was determined by microscopic observation.
- the oxidation-reduction potential was a value measured using a silver-silver chloride electrode as a reference electrode.
- Example 1 Peruvian copper concentrate having the chemical analysis values and mineral proportions shown in Table 1 below was used as the copper-containing material.
- the Peruvian copper concentrate shown in Table 1 above was selected along the flow shown in FIG. 1 to obtain a low arsenic grade copper concentrate and an arsenic concentrate.
- the Peruvian copper concentrate was pulverized by a ball mill so that the 80% passing particle size was 15 ⁇ m (grinding step 1). 25 g of this pulverized product was collected, 400 ml of water was added, and the mixture was stirred for 3 minutes to form a slurry (slurry step 2). This slurry was charged into an agitaire type flotation tester having a cell capacity of 0.5 L.
- first flotation process 3 air was blown at a flow rate of 2 liters / min for 8 minutes to separate into the first floatation and the first sedimentation (first floatation process 3).
- the first flotation was repeated in the same flotation tester as a slurry.
- Sodium thiosulfate in an amount corresponding to 2 kg in terms of pentahydrate per ton of copper concentrate was added to the slurry of the first float ore and stirred for 3 minutes. Thereafter, flotation was performed for 5 minutes while blowing air at 2 liters / min to obtain a second floatation and a second sedimentation (second floatation process 4).
- the arsenic concentrate and the second floating ore were low arsenic grade copper concentrates, which were the arsenic concentrate and low arsenic grade copper concentrate of Sample 1.
- samples 2 to 5 were obtained by the following method. That is, the same beneficiation treatment as that for obtaining Sample 1 was carried out except that sodium thiosulfate was not added as an inhibitor after repulping, and the low arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate of Sample 2 were obtained.
- Sample 1 was used except that 0.4 g corresponding to a total of 16 kg in terms of monohydrate per 1 ton of copper concentrate supplied to flotation was used instead of sodium thiosulfate.
- the same beneficiation treatment as that for obtaining No. 1 was performed, and the low arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate of Sample 5 were obtained.
- the degree of separation is a scale indicating the degree of separation of copper and arsenic, and this is obtained by the following equation 1.
- Degree of separation (copper distribution ratio of low arsenic grade copper concentrate / copper distribution ratio of arsenic concentrate) / (arsenic distribution ratio of low arsenic grade copper concentrate / arsenic distribution ratio of arsenic concentrate)
- the arsenic grade 1.06% in the copper concentrate shown in Table 1 used in this example is equivalent to about five times the arsenic grade 0.2% previously treated.
- the daily processing volume of copper concentrate was low. It decreased to about 50% when using arsenic grade copper concentrate.
- a low arsenic grade copper concentrate with an arsenic grade of 0.38% can be obtained, and an operation for processing the same amount of copper concentrate as before can be performed, thereby reducing the investment required for equipment expansion. did it.
- Example 2 The low arsenic grade copper of Samples 6-17 was performed in the same manner as Sample 1 except that the total amount of sodium thiosulfate added was changed in the range of 25-271 kg per ton of copper concentrate used for flotation. Concentrate and arsenic concentrate were obtained. It should be noted that the amount of sodium thiosulfate added in the second flotation process 4 was 2 kg / t. Table 3 below shows the grade, distribution rate, and degree of separation of copper and arsenic in the obtained low arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate.
- the addition amount of the inhibitor is preferably 10 kg or more and 200 kg or less in terms of pentahydrate per 1 t of copper concentrate to be subjected to flotation.
- the addition amount of the inhibitor ranges from 50 kg to 130 kg. It turns out that it is more preferable.
- Example 3 Peruvian copper concentrates having chemical analysis values and mineral proportions shown in Table 4 below were used as copper-containing materials.
- the Peruvian copper concentrate shown in Table 4 above was selected along the flow shown in FIG. 3 to obtain a low arsenic grade copper concentrate and an arsenic concentrate. More specifically, the Peruvian copper concentrate shown in Table 4 was pulverized with a ball mill so that the 80% passing particle size was 15 ⁇ m (pulverization step 11). 100 g of this pulverized material was collected, 400 ml of water was added, and the mixture was stirred for 3 minutes to form a slurry (slurry step 12). This slurry was charged into an agitaire type flotation tester having a cell capacity of 0.5 L.
- Example 4 Samples 19 to 23 were prepared in the same manner as in Example 3 except that the amount of sodium thiosulfate added as an inhibitor after repulping was changed to adjust the oxidation-reduction potential of the slurry to any of the range of -8 to 49 mV. Of low arsenic copper concentrate and arsenic concentrate. For comparison, samples 24 to 25 of low arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate were obtained in the same manner as in Example 3 except that sodium thiosulfate was not added as an inhibitor after repulping.
- Example 5 The samples 26 to 30 were reduced in the same manner as in Example 3 except that the amount of sodium thiosulfate added as an inhibitor after repulping was changed to adjust the oxidation-reduction potential of the slurry to any one within the range of 59 to 158 mV. Arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate were obtained.
- Example 6 Low arsenic grade copper concentrate and arsenic concentrate of Sample 31 in the same manner as in Example 3 except that the amount of sodium thiosulfate added as an inhibitor after repulping was changed and the oxidation-reduction potential of the slurry was adjusted to -40 mV. And got.
- Samples 19 to 23 in which the oxidation-reduction potential of the slurry was adjusted to ⁇ 8 to 49 mV, were also treated with arsenic while maintaining the copper distribution ratio to low arsenic grade copper concentrate at around 80%, similar to Sample 18. It was confirmed that the distribution ratio of arsenic minerals was suppressed and a good separation effect of arsenic mineral was obtained. In contrast, in Samples 24 to 25 to which sodium thiosulfate was not added as an inhibitor, the oxidation-reduction potential of the slurry was as high as 163 to 182 mV, and the separation degrees were 4.4 and 8.3 and Samples 18 to 23. Was significantly lower than.
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Abstract
銅鉱石や銅精鉱などの砒素を含有する含銅物から砒素鉱物を分離して低砒素品位の銅精鉱を得る方法を提供する。 砒素を含有する含銅物からなるスラリーに抑制剤、起泡剤、および捕収剤を含む浮選剤を添加し、空気をこのスラリー中に吹き込んで銅精鉱を浮遊させる浮遊選鉱を行うことによって含銅物から砒素鉱物を分離する方法であって、該抑制剤にチオ硫酸ナトリウムを用いる。このチオ硫酸ナトリウムは、浮遊選鉱に供される含銅物１ｔに対して５水塩換算で１０ｋｇ以上、２００ｋｇ以下添加することが好ましい。また、浮遊選鉱の際のスラリーの酸化還元電位が銀－塩化銀電極を参照電極として－１０ｍＶ以上、５０ｍＶ以下であることが好ましい。
Description
本発明は、砒素を含有する含銅物から砒素鉱物を分離して低砒素品位の銅精鉱を得る選鉱方法に関する
銅精錬の分野では、銅を含有する銅鉱石や銅精鉱などの処理対象物（以降、含銅物と称する）から銅を回収する様々な方法が提案されている。例えば、含銅物の一形態である硫化銅鉱石中から銅を回収するには、一般的に以下の各段階を経た処理が行われる。
（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。この浮遊選鉱では、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を含む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。得られた銅精鉱は次工程の乾式製錬工程に送られる。
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。この浮遊選鉱では、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を含む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。得られた銅精鉱は次工程の乾式製錬工程に送られる。
（２）乾式製錬工程
乾式製錬工程では、上記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。粗銅はアノードに鋳造された後、次工程の電解工程に送られる。この乾式製錬において、銅精鉱に含有される砒素は、スラグやダストや粗銅に分配される。スラグは水砕して埋立て材などに利用され、ダストは炉に繰り返される。また、銅精鉱に含有される硫黄は、亜硫酸ガスとして分離され、硫酸の原料となる。
乾式製錬工程では、上記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。粗銅はアノードに鋳造された後、次工程の電解工程に送られる。この乾式製錬において、銅精鉱に含有される砒素は、スラグやダストや粗銅に分配される。スラグは水砕して埋立て材などに利用され、ダストは炉に繰り返される。また、銅精鉱に含有される硫黄は、亜硫酸ガスとして分離され、硫酸の原料となる。
（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上記アノードを装入し、カソードとの間に通電して電解精製を行う。この電解精製によって、アノードの銅は溶解された後、カソード上に純度９９.９９％の電気銅として析出し、製品となる。この時、アノードに分配されていた砒素は電解液中に溶出する。溶出した砒素は、脱銅電解によって脱銅スライムとして回収される。この脱銅スライムは、中間原料とされたり、炉に繰り返されたりする。
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上記アノードを装入し、カソードとの間に通電して電解精製を行う。この電解精製によって、アノードの銅は溶解された後、カソード上に純度９９.９９％の電気銅として析出し、製品となる。この時、アノードに分配されていた砒素は電解液中に溶出する。溶出した砒素は、脱銅電解によって脱銅スライムとして回収される。この脱銅スライムは、中間原料とされたり、炉に繰り返されたりする。
上述の乾式製錬工程において、スラグに分配された砒素は安定した形態で固定される。しかしダストや脱銅スライムに分配された砒素は不安定な形態であり、そのままの状態で系外に払い出して処分することは望ましくない。そこで、これらのダストや脱銅スライムは、炉に繰り返されたり、別途処理されたりする。こうして銅精鉱中の大部分の砒素分は最終的にスラグに分配され、安定した形態で固定化される。
ところで、近年では原料事情が変化し、銅鉱石中の不純物、特に砒素品位は年々増加傾向にあり、得られる銅精鉱中の砒素品位も徐々に高くなってきている。具体的に例示すると、以前の銅精鉱中の砒素品位は０.１～０.２％程度であったが、近年では砒素品位が１％を超える場合も珍しくない。したがって、銅精鉱の処理量が以前と同じであっても、砒素の含有量が増加しているため、スラグに固定する処理が追いつかない場合も生じてきた。この問題を解決するために、スラグ処理設備を新設したり増強したりすることが考えられるが、多大の投資を必要とし、コストを増加させてしまう。
そこで、銅鉱石から銅精鉱を得る際に砒素を分離除去し、例えば以前と同レベルの砒素品位の銅精鉱にすることが出来れば、このような投資が不要となり、砒素処理の負荷を以前のまま変更することなく操業できると考えられる。
これに関し、特許文献１には、黄鉄鉱に含有された硫砒鉄鉱を浮遊選鉱を用いて分離する方法が示されている。この方法は、黄鉄鉱に亜硫酸水素ナトリウムなど亜硫酸水素イオンを含む硫酸系の抑制剤を添加し、さらにスラリーのｐＨを８以下に維持し、かつスラリー温度を３０℃以上として浮遊選鉱を行うことで、黄鉄鉱と硫砒鉄鉱とを分離するものである。
しかしながら、この方法を銅鉱石や銅精鉱からの砒素の分離にそのまま適用することは困難である。なぜなら、例えば黄銅鉱や斑銅鉱などを主成分とする銅精鉱では、砒素は四面砒銅鉱((ＣｕＦｅ)１２Ａｓ４Ｓ１３)や硫砒銅鉱(Ｃｕ３ＡｓＳ４)などの砒素鉱物として存在する場合が多く、これらの砒素鉱物は、黄銅鉱や斑銅鉱などと似た浮遊特性を持つため、浮遊選鉱によって銅と砒素とを分離することは困難なためである。
また、特許文献２には、砒素を含む銅精鉱を対象として、銅精鉱を９０～１２０℃で加熱処理した後、銅の抑制剤としてヘキサシアノ鉄(II)酸カリウム（黄血塩：Ｋ４[Ｆｅ(ＣＮ)６]）を銅精鉱１トン（ｔ）あたり１０～１５ｋｇ添加することで、砒素鉱物を浮遊させ、沈降する黄銅鉱や斑銅鉱などと分離する方法が示されている。
この方法は加熱により銅精鉱中の銅鉱物表面を酸化し、表面に不活性の酸化皮膜を形成することで銅鉱物と砒素鉱物の表面での表面化学的あるいは結晶化学的な状態に違いを生じさせ、後の浮遊選鉱における浮遊性の差を生じさせるものと考えられている。しかし、この方法を実操業で用いるには、大量の銅精鉱を加熱する設備とエネルギーを必要とし、その分コストが増加するという問題があった。
さらに、非特許文献１には、銅鉱物を含有するスラリーを過酸化水素で処理した後に、硝酸ナトリウムを加えてｐＨ５に調整し、浮遊選鉱を行う方法が示されている。また同じ文献には、銅鉱物に過酸化水素とＥＤＴＡを添加し、その後に水酸化カリウムでｐＨ１１に調整して浮遊選鉱を行う方法も提案されている。しかし、これら二つの方法は、劇物を使用するなど取扱い時の安全性やコストの点で問題があった。
以上述べたように、いずれの方法も、浮遊選鉱法を用いて含銅物から高効率に砒素鉱物を分離するのは困難であった。
Ｄ．Ｆｏｒｎａｓｉｅｒｏ， Ｄ．Ｆｕｌｌｓｔｏｎ， Ｃ．Ｌｉ ａｎｄ Ｊ．Ｒａｌｓｔｏｎ：Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， ６１（２００１）， １０９－１１９
本発明の目的は、上記の従来技術の問題点に鑑み、砒素を含有する含銅物から効率よく砒素鉱物を分離する選鉱方法を提供することにある。
上記の課題を解決するため、本発明が提供する含銅物から砒素鉱物を分離する方法は、砒素を含有する含銅物からなるスラリーに抑制剤、起泡剤、および捕収剤を含む浮選剤を添加し、空気をこのスラリー中に吹き込んで銅精鉱を浮遊させる浮遊選鉱を行うことによって含銅物から砒素鉱物を分離する方法であって、該抑制剤にチオ硫酸ナトリウムを用いることを特徴としている。
上記本発明の分離方法においては、チオ硫酸ナトリウムは、浮遊選鉱に供される含銅物１ｔに対して５水塩換算で１０ｋｇ以上、２００ｋｇ以下添加することが好ましい。また、上記本発明の分離方法においては、スラリーの酸化還元電位を銀－塩化銀電極を参照電極として－１０ｍＶ以上、５０ｍＶ以下の範囲内に調整して浮遊選鉱を行うことが好ましい。上記本発明の分離方法においては、含銅物は銅鉱石であってもよいし、銅精鉱であってもよい。
本発明によれば、特別な設備や薬品を使用することなく、高砒素品位の含銅物から砒素鉱物を砒素濃縮物として分離し、効率よく低砒素品位の銅精鉱を得ることができる。このようにして得られた低砒素品位の銅精鉱を用いて銅を製錬することにより、製錬工程中の砒素による環境への影響を抑制できる上、砒素の処理負荷の増加に伴う投資を抑制できる。さらに、本発明により砒素鉱物をまとめて砒素濃縮物として回収することができるので、金属砒素や砒素化合物の生産効率を向上できる。
本発明で処理する高砒素品位の含銅物中の砒素品位や砒素鉱物の鉱物種類は、特に限定するものではない。浮遊選鉱を行うには、砒素鉱物が単体粒子で存在しなければ効果的でないため、粉砕等の前処理を行って、砒素鉱物の多くが単体分離されていることが望ましい。砒素鉱物が銅鉱物と緻密に結合しているために良好な分離が得られない場合には、湿式ボールミルなどで含銅物を粉砕してから本発明を適用すればよい。
以下、含銅物が銅鉱石の場合を例にとり、高品位に砒素を含有する銅鉱石から脈石と共に砒素鉱物を分離し、低砒素品位の銅精鉱を回収する方法を詳細に説明するが、本発明はこの例に限定されるものではなく、含銅物が銅精鉱であってもよい。すなわち、従来から行われている一般的な浮遊選鉱法を用いて得られた高砒素品位の銅精鉱から砒素鉱物を分離し、低砒素品位の銅精鉱を回収する場合にも本発明を適用することができる。この場合、原料として用いる高砒素品位銅精鉱の銅品位は特に限定しない。
前述したように、含銅物が高砒素品位銅鉱石の場合は、前処理として銅鉱石を粉砕し、これに水を加えてスラリーとする。このスラリーに、起泡剤、捕収剤および抑制剤を含む浮選剤を添加して浮遊選鉱を行う。その際、抑制剤にはチオ硫酸ナトリウムを用いる。これにより高砒素品位の含銅物に含有する砒素鉱物を砒素濃縮物として脈石と共に沈降させつつ、黄銅鉱や班銅鉱などを主体とする低砒素品位銅精鉱を浮遊させて分離することができる。
添加するチオ硫酸ナトリウムの形態は特に限定するものではなく、粉末でも溶液でもかまわない。チオ硫酸ナトリウムの添加量は、浮遊選鉱に供給する含銅物１ｔあたり５水塩換算で１０ｋｇ以上、２００ｋｇ以下とすることが好ましい。この量が１０ｋｇ未満では効果が発揮されにくい。一方、２００ｋｇ超えると分離効果は低下傾向を示す。なお、５０ｋｇ未満では分離効果は上昇傾向を示している。また、１３０ｋｇを超えて添加しても分離の効果はあまり向上しない。よって、添加量は５０ｋｇ以上で１３０ｋｇ以下の範囲がより好ましい。
上記チオ硫酸ナトリウムの添加により、スラリーの酸化還元電位が変化する。この酸化還元電位は、銀－塩化銀電極を参照電極とする電位において、５０ｍＶを越えると分離効果が限定的となり、逆に－１０ｍＶを下回ると分離の効果が低下傾向となる。したがって、浮遊選鉱を行う際、浮遊選鉱に供するスラリーにチオ硫酸ナトリウムを添加して当該スラリーの酸化還元電位を銀－塩化銀電極を参照電極として－１０ｍＶ以上、５０ｍＶ以下の範囲内に調整することが好ましい。
このようにチオ硫酸ナトリウムの添加によって砒素を含有する鉱物の浮遊が抑制され、浮遊する黄銅鉱などの銅精鉱から効率良く分離することができるが、そのメカニズムについては、参考となる報告例も見当たらず、よくわからない。
なお、上述の浮選剤に含まれる起泡剤および捕収剤は、後述する実施例では、Ｃｙｔｅｃ Ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ Ｉｎｃ．社製のＸ－９５およびＡＰ２０８を用いているが、特にこれらに限定するものでなく、従来から用いられてきた他のものを用いてもよい。これら起泡剤および捕収剤の具体的な添加量は、あらかじめ少量のサンプルを用いた予備試験を行って決定するか、あるいは操業しながら適宜調整しつつ良好な分離が得られる量を選定すればよい。
また、本発明で使用する浮選機も特に限定するものではなく、市販の機械攪拌式浮選機やカラム式浮選機を使用することができる。浮選時間は、高砒素品位の銅鉱石や銅精鉱中に含まれる砒素鉱物の割合や目的とする分離度によって適正範囲が異なるため、上述の添加量の選定の場合と同様に予備試験で選定したり、あるいは操業しながら適宜調整したりすることが好ましい。
以上に述べた方法により、高砒素品位の含銅物中に含有する砒素鉱物を沈鉱とし、低砒素品位の銅精鉱を浮鉱として分離できる。このように、選鉱工程において低砒素品位の銅精鉱と砒素濃縮物とを得ることができるので、含銅物の砒素含有量が増加しても、乾式製錬工程において、スラグ処理や脱銅電解など砒素を除去し回収する設備を増強するといった多大な投資を必要とせずに、以前と同様に処理して製品電気銅を得ることができる。また、砒素濃縮物は、別途処理することで、砒素を回収して金属砒素や砒素化合物などの原料として用いることができる上、砒素濃縮物に分配した銅を回収することもできる。
以下に示す実施例および比較例を用いて本発明をさらに詳細に説明するが、本発明はこれらの実施例によってなんら限定されるものではない。なお、以下の実施例および比較例では、化学分析値はＩＣＰ発光分析法を用いて求め、鉱物割合は顕微鏡観察によって求めた。また、酸化還元電位は銀－塩化銀電極を参照電極として測定した値を用いた。
［実施例１］
実施例１では、含銅物として下記の表１に示す化学分析値及び鉱物割合を有するペルー産銅精鉱を使用した。
実施例１では、含銅物として下記の表１に示す化学分析値及び鉱物割合を有するペルー産銅精鉱を使用した。
上記表１に示すペルー産銅精鉱を、図１に示すフローに沿って選鉱し、低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。具体的に説明すると、上記ペルー産銅精鉱をボールミルで８０％通過粒径が１５μｍになるように粉砕した（粉砕工程１）。この粉砕物２５ｇを採取し、水４００ｍｌを加えて３分間攪拌してスラリー化した（スラリー化工程２）。このスラリーをセル容量０.５Ｌのアジテア型浮遊選鉱試験機に装入した。
次に、砒素鉱物の浮遊抑制剤として、浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり５水塩換算で１０ｋｇに相当する量の試薬チオ硫酸ナトリウムを添加した。次に、起泡剤として、米国Ｃｙｔｅｃ Ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ Ｉｎｃ．社製商品名Ｘ－９５を、浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり６００ｇの添加量に相当する０.０１５ｇ添加した。最後に、捕収剤として、米国Ｃｙｔｅｃ Ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ Ｉｎｃ．社製商品名ＡＰ２０８を、浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり２５０ｇの添加量に相当する０.００６３ｇ添加し、１０分間攪拌した。
その後、攪拌を継続しながら空気を２リットル／ｍｉｎの流量で吹き込みながら８分間浮選し、第１の浮鉱と第１の沈鉱とに分離した（第１浮遊選鉱工程３）。第１の浮鉱はスラリーのまま同じ浮選試験機に繰り返した。この第１の浮鉱のスラリーに、銅精鉱１ｔあたり５水塩換算で２ｋｇに相当する量だけチオ硫酸ナトリウムを添加し、３分間攪拌した。その後、空気を２リットル／ｍｉｎ吹き込みながら５分間浮選し、第２の浮鉱と第２の沈鉱とを得た（第２浮遊選鉱工程４）。
なお、上記浮遊選鉱を３回以上繰り返しても浮鉱と沈鉱の分離結果は大きく変わらなかったので、上記２回の浮遊選鉱により得られた第１の沈鉱と第２の沈鉱を混合して一つにまとめて砒素濃縮物とし、第２の浮鉱を低砒素品位銅精鉱とし、これらを試料１の砒素濃縮物および低砒素品位銅精鉱とした。
比較のため、以下の方法で試料２～５を得た。すなわち、レパルプ後に抑制剤としてチオ硫酸ナトリウムを添加しなかった以外は試料１を得る操作と同じ選鉱処理を行って、試料２の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物を得た。
また、抑制剤として、チオ硫酸ナトリウムの代わりに、水素化ホウ素ナトリウムを浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり合計１７ｋｇに相当する０.４２５ｇ添加した以外は試料１を得る操作と同じ選鉱処理を行い、試料３の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物を得た。なお、水素化ホウ素ナトリウムは、１回目に１５ｋｇ／ｔ相当分を添加し、２回目に残りの２ｋｇ／ｔ相当分を添加した。
さらに、抑制剤として、チオ硫酸ナトリウムの代わりに、ヘキサシアノ鉄(II)酸カリウム（黄血塩）を、浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり合計１６ｋｇに相当する０.４ｇ添加した以外は試料１を得る操作と同じ選鉱処理を行ない、試料４の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物を得た。
最後に、抑制剤として、チオ硫酸ナトリウムの代わりに、還元力の強いヒドラジンを浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり１水塩換算で合計１６ｋｇに相当する０.４ｇ添加した以外は試料１を得る操作と同じ選鉱処理を行い、試料５の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物を得た。
これら試料１～試料５の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物における銅および砒素の品位、分配率および分離度を調べた。その結果を下記表２に示す。
ここで、分離度とは銅と砒素の分離の度合いを示す尺度であり、これは下記式１に示す式により求められる。
［式１］
分離度＝（低砒素品位銅精鉱の銅分配率／砒素濃縮物の銅分配率）／（低砒素品位銅精鉱の砒素分配率／砒素濃縮物の砒素分配率）
分離度＝（低砒素品位銅精鉱の銅分配率／砒素濃縮物の銅分配率）／（低砒素品位銅精鉱の砒素分配率／砒素濃縮物の砒素分配率）
上記式１から分るように、低砒素品位銅精鉱（浮鉱）に含有される銅の分配が高くて砒素の分配が低くなるほど分離度は高い値となる。すなわち、分離度が高ければ高いほど本発明の目的に合った好ましい結果が得られていることを示している。
上記表２から分るように、チオ硫酸ナトリウムを合計１２ｋｇ／ｔ添加して得られた試料１の場合は、浮遊選鉱に供された銅精鉱に含有する銅の８３％が低砒素品位銅精鉱に分配されており、砒素濃縮物に分配された銅は１７％であった。一方、砒素は６２％が砒素濃縮物に分配されており、低砒素品位銅精鉱に分配された砒素は３８％に抑制されていた。その結果、分離度は８.０となった。これに対して、比較例である試料２～５では、分離度はそれぞれ４.４、３.３、３.５、および３.６と試料１に比べて低く、砒素と銅の分離が不充分であった。
なお、本実施例で用いた表１に示す銅精鉱中の砒素品位１.０６％は、以前処理していた砒素品位０.２％に比べると約５倍に相当する濃度であり、この高い砒素品位のまま０.４％までの砒素品位の銅精鉱を処理できる能力を持った乾式製錬工程に装入した操業では、銅精鉱の１日あたりの処理量は、以前の低砒素品位銅精鉱を用いた場合の５０％程度に減少した。しかし、本実施例により、砒素品位０.３８％の低砒素品位の銅精鉱を得ることができ、以前と同量の銅精鉱を処理する操業が可能となり、設備増強に要する投資を削減できた。
［実施例２］
チオ硫酸ナトリウムの総添加量を浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔ当たり合計２５～２７１ｋｇの範囲で変化させた以外は試料１を得る操作と同様に行って試料６～１７の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物を得た。なお、第２浮遊選鉱工程４でのチオ硫酸ナトリウムの添加量はすべて２ｋｇ／ｔ相当分とした。得られた低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物の銅および砒素の品位、分配率、および分離度を下記表３に示す。
チオ硫酸ナトリウムの総添加量を浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔ当たり合計２５～２７１ｋｇの範囲で変化させた以外は試料１を得る操作と同様に行って試料６～１７の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物を得た。なお、第２浮遊選鉱工程４でのチオ硫酸ナトリウムの添加量はすべて２ｋｇ／ｔ相当分とした。得られた低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物の銅および砒素の品位、分配率、および分離度を下記表３に示す。
上記表３から分るように、試料６～１７のいずれにおいても１２程度またはそれ以上の高い分離度を示していた。次に、抑制剤の添加量と分離度の関係を明確にするために、図２に示すように、抑制剤の添加量を横軸に、分離度を縦軸にとって上記試料１～１７の結果をプロットした。この図２から、抑制剤の添加量は、浮遊選鉱に供される銅精鉱１ｔあたり５水塩換算で１０ｋｇ以上、２００ｋｇ以下とすることが好ましいことが分る。特に、５０ｋｇ未満では分離効果は上昇傾向を示しており、一方、１３０ｋｇを超えて添加しても分離の効果はあまり向上していないので、抑制剤の添加量は５０ｋｇ以上、１３０ｋｇ以下の範囲がより好ましいことが分る。
［実施例３］
実施例３では、含銅物として下記の表４に示す化学分析値及び鉱物割合を有するペルー産銅精鉱を使用した。
実施例３では、含銅物として下記の表４に示す化学分析値及び鉱物割合を有するペルー産銅精鉱を使用した。
上記表４に示すペルー産銅精鉱を、図３に示すフローに沿って選鉱し、低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。具体的に説明すると、上記表４に示すペルー産銅精鉱をボールミルで８０％通過粒径が１５μｍになるように粉砕した（粉砕工程１１）。この粉砕物１００ｇを採取し、水４００ｍｌを加えて３分間攪拌してスラリー化した（スラリー化工程１２）。このスラリーをセル容量０.５Ｌのアジテア型浮遊選鉱試験機に装入した。
次に、砒素鉱物の浮遊抑制剤としての試薬チオ硫酸ナトリウムを、銅精鉱１ｔあたり５水塩に換算して１０４ｋｇとなるように１０.４ｇ添加し、スラリーの酸化還元電位が１５ｍＶとなるように調整した。次に起泡剤として、米国Ｃｙｔｅｃ Ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ Ｉｎｃ．社製商品名Ｘ－９５を用い、銅精鉱１ｔあたり２０ｇの添加量に相当する０.００２ｇ添加した。
最後に、捕収剤として米国Ｃｙｔｅｃ Ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ Ｉｎｃ．社製商品名ＡＰ２０８を用い、銅精鉱１ｔあたり７５ｇの添加量に相当する０.００７５ｇを添加し、１０分間攪拌した。その後、攪拌を継続しながら空気を２リットル／ｍｉｎの流量で吹き込みながら８分間浮選し、浮鉱と沈鉱とに分離した（浮遊選鉱工程１３）。このようにして、試料１８の低砒素品位銅精鉱（浮鉱）及び砒素濃縮物（沈鉱）をそれぞれ得た。
［実施例４］
レパルプ後に抑制剤として添加するチオ硫酸ナトリウムの添加量を変えてスラリーの酸化還元電位を－８～４９ｍＶの範囲内のいずれかに調整した以外は上記実施例３と同様にして、試料１９～２３の低砒素銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。また、比較のため、レパルプ後に抑制剤としてチオ硫酸ナトリウムを添加しなかった以外は上記実施例３と同様にして、試料２４～２５の低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。
レパルプ後に抑制剤として添加するチオ硫酸ナトリウムの添加量を変えてスラリーの酸化還元電位を－８～４９ｍＶの範囲内のいずれかに調整した以外は上記実施例３と同様にして、試料１９～２３の低砒素銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。また、比較のため、レパルプ後に抑制剤としてチオ硫酸ナトリウムを添加しなかった以外は上記実施例３と同様にして、試料２４～２５の低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。
［実施例５］
レパルプ後に抑制剤として添加するチオ硫酸ナトリウムの添加量を変えてスラリーの酸化還元電位を５９～１５８ｍＶの範囲内のいずれかに調整した以外は上記実施例３と同様にして試料２６～３０の低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。
レパルプ後に抑制剤として添加するチオ硫酸ナトリウムの添加量を変えてスラリーの酸化還元電位を５９～１５８ｍＶの範囲内のいずれかに調整した以外は上記実施例３と同様にして試料２６～３０の低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。
［実施例６］
レパルプ後に抑制剤として添加するチオ硫酸ナトリウムの添加量を変えてスラリーの酸化還元電位を－４０ｍＶに調整した以外は上記実施例３と同様にして試料３１の低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。
レパルプ後に抑制剤として添加するチオ硫酸ナトリウムの添加量を変えてスラリーの酸化還元電位を－４０ｍＶに調整した以外は上記実施例３と同様にして試料３１の低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。
これら試料１８～試料３１の低砒素品位銅精鉱および砒素濃縮物における銅および砒素の品位、分配率および分離度を調べた。その結果を下記表５に示す。また、表５に示すスラリーの酸化還元電位と分離度の関係が明確に分かるように、スラリーの酸化還元電位を横軸に、分離度を縦軸にとってプロットしたグラフを図４に示す。
上記表５の結果から、チオ硫酸ナトリウムを添加してスラリーの酸化還元電位を１５ｍＶに調整した試料１８の場合は、供試した銅精鉱に含有された銅のうち８４％を低砒素銅精鉱に分配させて、砒素濃縮物への分配を１６％に抑制することができた。一方、供試した銅精鉱に含有された砒素のうち７５％を砒素濃縮物に分配させて、低砒素品位銅精鉱への砒素の分配を２５％に抑制することができた。その結果、分離度は１５.８となった。
また、スラリーの酸化還元電位を－８～４９ｍＶに調整した試料１９～試料２３も、試料１８と同様に、低砒素品位銅精鉱への銅の分配率を８０％前後に保ったまま、砒素の分配率が抑えられており、砒素鉱物の良好な分離効果が得られていることが確かめられた。これに対して、抑制剤としてチオ硫酸ナトリウムを添加しなかった試料２４～試料２５ではスラリーの酸化還元電位が１６３～１８２ｍＶと高く、分離度は４.４および８.３と試料１８～試料２３に比べて著しく低かった。
スラリーの酸化還元電位を５９～１５８ｍＶに調整した試料２６～試料３０では分離度は８.２～１１.９を示しており、ある程度砒素鉱物の分離の効果が得られたが、試料１８～試料２３に比べて低い結果となった。これは、５０ｍＶより高い酸化還元電位ではチオ硫酸ナトリウムの効果が十分に得られないことによるものと思われる。
また、スラリーの酸化還元電位を－４０ｍＶに調整した試料３１では分離度は１２.０を示しており、ある程度砒素鉱物の分離の効果が得られたが、試料１８～試料２３に比べて低い結果となった。これは、－１０ｍＶよりも低い酸化還元電位では、チオ硫酸ナトリウムによる分離効果が小さくなることによるものと思われる。
１、１１ 粉砕工程
２、１２ スラリー化工程
３ 第１浮遊選鉱工程
４ 第２浮遊選鉱工程
１３ 浮遊選鉱工程
２、１２ スラリー化工程
３ 第１浮遊選鉱工程
４ 第２浮遊選鉱工程
１３ 浮遊選鉱工程
Claims (5)
- 砒素を含有する含銅物からなるスラリーに抑制剤、起泡剤、および捕収剤を含む浮選剤を添加し、空気をこのスラリー中に吹き込んで銅精鉱を浮遊させる浮遊選鉱を行うことによって含銅物から砒素鉱物を分離する方法であって、該抑制剤にチオ硫酸ナトリウムを用いることを特徴とする含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
- 前記チオ硫酸ナトリウムは、前記浮遊選鉱に供される含銅物１ｔに対して５水塩換算で１０ｋｇ以上、２００ｋｇ以下添加することを特徴とする、請求項１に記載の含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
- 前記スラリーの酸化還元電位を銀－塩化銀電極を参照電極として－１０ｍＶ以上、５０ｍＶ以下の範囲内に調整して前記浮遊選鉱を行うことを特徴とする、請求項１又は２に記載の含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
- 前記含銅物が銅鉱石であることを特徴とする、請求項１～３のいずれかに記載の含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
- 前記含銅物が銅精鉱であることを特徴とする、請求項１～３のいずれかに記載の含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
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Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107694741A (zh) * | 2017-11-01 | 2018-02-16 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种铜精矿除砷的方法 |
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Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS4826572B1 (ja) * | 1968-04-16 | 1973-08-13 | ||
| JPS51119615A (en) * | 1975-04-15 | 1976-10-20 | Nippon Mining Co Ltd | A method for separating and recovering copper and lead concentrates fr om a mixed concentrate |
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Family Cites Families (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS4826572B1 (ja) * | 1968-04-16 | 1973-08-13 | ||
| JPS51119615A (en) * | 1975-04-15 | 1976-10-20 | Nippon Mining Co Ltd | A method for separating and recovering copper and lead concentrates fr om a mixed concentrate |
| JP2006239553A (ja) * | 2005-03-03 | 2006-09-14 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅精鉱からの砒素鉱物の分離方法 |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107694741A (zh) * | 2017-11-01 | 2018-02-16 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种铜精矿除砷的方法 |
| CN110373551A (zh) * | 2019-08-19 | 2019-10-25 | 中南大学 | 一种综合处理铜冶炼烟尘和黑铜泥的方法 |
| CN110373551B (zh) * | 2019-08-19 | 2021-03-12 | 中南大学 | 一种综合处理铜冶炼烟尘和黑铜泥的方法 |
| WO2022038854A1 (ja) * | 2020-08-21 | 2022-02-24 | Ｊｘ金属株式会社 | 浮遊選鉱方法及び、銅の回収方法 |
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