WO2014038236A1 - 黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の浸出方法 - Google Patents
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Definitions
- the present invention relates to a method for leaching gold from gold ore containing pyrite.
- a technique using a wet method is known as a method for recovering gold from sulfide minerals containing gold.
- leaching of gold in sulfide minerals into solutions has been performed by using chemicals such as cyanide, thiourea, thiosulfuric acid, and halogen gas.
- leaching agents having lower toxicity chloride ions, iron ions, as described in JP-A-2008-106347 (Patent Document 1) and JP-A-2009-235525 (Patent Document 2), It has also been proposed to use a gold leaching solution utilizing copper ions and bromide ions.
- Patent Document 3 Japanese Patent Application Laid-Open No. 2010-235999 (Patent Document 3), copper sulfide mineral is leached at a temperature lower than the melting point of sulfur, and sulfur obtained into fine particles from the obtained leaching residue and remains without leaching. Sulfide particles are levitated by utilizing the difference in hydrophobicity from other iron oxides and gangue components, while iron oxide and gangue components are settled or separated as sedimentation to separate them in the leach residue. Concentrate the gold contained in the. After that, the concentrated gold-containing component is oxidized and roasted after removing sulfur to convert the iron component to iron oxide (hematite), and then dissolved using sulfuric acid to recover the gold-enriched residue. Is done.
- JP 2005-042155 A proposes a method of removing pyrite from the residue, increasing the content ratio of the noble metal contained therein, and concentrating it.
- Patent Document 2 gold can be easily leached without using chemicals such as highly toxic cyanide, thiourea, thiosulfuric acid, and halogen gas. Although it is very practical for gold leaching, the gold leaching rate is insufficient when it is applied to pyrite.
- Patent Document 3 pretreatment using oxidation roasting performed by supplying oxygen as described in JP 2010-235999 A (Patent Document 3) removes sulfur in advance and facilitates iron leaching. A method is also conceivable.
- Patent Document 4 is a process based on the premise that the noble metal is recovered by a dry process in view of the problem in the method of recovering the noble metal by a wet method, and it is assumed that the noble metal is leached by a wet process. (See paragraphs 0007 to 0008, 0078, etc. of Patent Document 4). In addition, there is no suggestion of what effect can be obtained by wet processing.
- the method of pretreating pyrite by thermal reaction can generate iron soluble in acid by removing sulfur content, but harmful gas is generated during thermal reaction or dissolution of iron.
- pyrite is leached and removed, which contributes to the improvement of the gold quality of the raw material, but it is necessary to smelt gold separately.
- the present invention has been made in view of the above circumstances, and in the method of leaching gold from gold ore containing pyrite, without using chemicals such as highly toxic cyanide, thiourea, thiosulfuric acid, halogen gas, and the like.
- An object of the present invention is to provide an efficient gold leaching method by improving the gold leaching rate while suppressing the generation of sulfur dioxide.
- the present inventor has intensively studied to solve the above problems, and after performing a pretreatment of pyrite pyrolyzing into iron (II) sulfide in a non-oxidizing atmosphere, halide ions and trivalent iron are performed. It has been found that when gold leaching is performed using a gold leaching solution containing ions, the gold leaching rate is dramatically improved while suppressing the generation of sulfur oxide.
- Step 1 for preparing gold ore containing pyrite, and heating the gold ore to 450 ° C. or higher in a non-oxidizing atmosphere Including a step 2 of thermally decomposing pyrite in gold ore into iron (II) sulfide and elemental sulfur, and a pretreatment not including an oxidation roasting step; Contacting the gold ore after the pretreatment step with a gold leaching solution containing halide ions and iron ions under supply of an oxidizing agent, and leaching the gold component in the ore; and This is a gold leaching method.
- the gold leaching solution contains chloride ions and bromide ions.
- the gold leaching in the step 3 is performed under the condition that the oxidation-reduction potential (the reference electrode is silver / silver chloride) is maintained at 550 mV or more.
- the thermal decomposition in step 2 is performed under the condition that the gold ore is held at 600 to 750 ° C. for 5 to 60 minutes.
- the content of pyrite in the gold ore is 5 to 80% by mass.
- gaseous single sulfur generated in step 2 is removed from the gold ore by solid-gas separation.
- the iron (II) sulfide and elemental sulfur generated in step 2 are cooled and recovered together in solid form and brought into contact with the gold leaching solution together. To carry out the gold leaching process.
- the gold leaching step is performed while maintaining the pH of the gold leaching solution at 1.9 or lower.
- Gold ore containing pyrite is drastically improved while suppressing the generation of harmful sulfur oxides by performing gold leaching using a specific gold leaching solution after performing the pretreatment method according to the present invention.
- Gold leaching rate can be obtained. That is, according to the present invention, it is possible to provide an extremely practical gold leaching method that is excellent in safety and environmental conservation.
- step 1 for preparing gold ore containing pyrite, and heating the gold ore to 450 ° C or higher in a non-oxidizing atmosphere, Including the step 2 of thermally decomposing pyrite in the gold ore into iron sulfide (II) and elemental sulfur, and not including the oxidation roasting step.
- step 2 for thermally decomposing pyrite in the gold ore into iron sulfide (II) and elemental sulfur, and not including the oxidation roasting step.
- Step 1 gold ore containing pyrite is prepared. This is because the purpose of the present invention is to increase the gold leaching rate in pyrite, which is hardly soluble and has a low gold leaching rate. However, other requirements such as the concentration of gold in the ore are not important.
- the gold ore to be treated in the present invention may be subjected to a conventional beneficiation process such as flotation or specific gravity sorting. Grinding can reduce the particle size of the ore so that the gold leachate can easily come into contact with the gold inside the ore.
- the gold concentration in the gold ore is typically about 0.1 to 100 ppm by mass, and more typically about 1 to 20 ppm by mass.
- the gold ore may contain chalcopyrite, galena, sphalerite, arsenite, kyanite, pyrrhotite, etc., but in an exemplary embodiment of the present invention pyrite Is used, and in a more typical embodiment of the present invention, a gold ore containing 30% by mass or more of pyrite is used. By using such gold ore, the effect of the pretreatment according to the present invention is remarkably exhibited.
- the content of pyrite in the gold ore is not particularly limited, and may be 100% by mass, but typically 80% by mass or less.
- an oxidation roasting step is not included.
- oxidation roasting was performed in the presence of oxygen or air, so sulfur in the sulfide mineral was combined with oxygen to produce sulfur oxide.
- such an oxidation roasting step is not performed.
- Step 2 the gold ore is heated to 450 ° C. or higher in a non-oxidizing atmosphere, and pyrite in the gold ore is thermally decomposed into iron sulfide (II) and elemental sulfur.
- the chemical reaction at this time is represented by the following formula: FeS 2 ⁇ FeS + S.
- sulfuric acid production equipment for treating the sulfur oxide is not necessary as long as it does not cause a substantial adverse effect even if sulfur oxide is generated, and may be called a non-oxidizing atmosphere.
- the present invention it is allowed that oxygen in such a degree that it is inevitably mixed in the non-oxidizing atmosphere is present in the reaction system.
- oxygen in such a degree that it is inevitably mixed in the non-oxidizing atmosphere is present in the reaction system.
- the gold ore after undergoing the thermal decomposition has a marked improvement in solubility in the gold leachate described below. Compared to the case without thermal decomposition, the gold leaching rate can be increased by about 10 times.
- Non-oxidizing atmospheres when carrying out thermal decomposition include inert atmospheres such as ammonia, carbon monoxide, hydrogen sulfide, rare gas atmospheres such as argon and helium, nitrogen atmospheres and carbon dioxide atmospheres. Although an atmosphere is mentioned, an inert atmosphere is preferable from the viewpoint of preventing an unexpected reaction. Or you may circulate and use the exhaust gas used for thermal decomposition. If oxygen is contained in the atmosphere, the gold ore is oxidized and roasted to generate sulfur dioxide, which is not adopted in the present invention because there is a concern about the influence on the environment.
- the thermal decomposition is preferably carried out while maintaining the temperature of the gold ore at 550 ° C. or higher, more preferably at 650 ° C. or higher.
- the thermal decomposition is preferably continued for 5 minutes or more, and more preferably for 30 minutes or more. This is because the thermal decomposition reaction proceeds sufficiently.
- the holding temperature is preferably 800 ° C. or less, and more preferably 750 ° C. or less.
- the time for maintaining the holding temperature is also preferably 120 minutes or less, and more preferably 60 minutes or less.
- heating furnace for carrying out the thermal decomposition
- a tubular furnace or a rotary kiln can be used.
- the elemental sulfur generated by pyrolysis is gasified in a high-temperature furnace, it can be separated from the gold ore by solid-gas separation. Then, it can be sent to the exhaust system together with the atmospheric gas. However, when single sulfur is sent to the exhaust system, sulfur is deposited with a decrease in temperature to cause problems such as blockage of the gas passage. Therefore, it is desirable to recover with a wet scrubber or the like.
- the gasified elemental sulfur can be cooled together with the iron (II) sulfide generated in step 2 and recovered together in a solid state and sent together to the gold leaching step. In the gold leaching process, elemental sulfur is separated as a leaching residue without hindering gold leaching. In this case, a wet scrubber is unnecessary, which is economically advantageous.
- Gold leaching step In one embodiment of the gold leaching method according to the present invention, the gold ore after the pretreatment step is brought into contact with a gold leaching solution containing halide ions and iron ions under supply of an oxidizing agent, and the ore Step 3 of leaching the gold component therein is performed.
- Gold leaching proceeds when the eluted gold reacts with halide ions to form a gold halogen complex.
- the halide ion in the gold leaching solution may be chloride ion alone, but preferably contains bromide ion in addition to chloride ion.
- bromide ions By using bromide ions in combination, a complex is formed at a lower potential, so that the gold leaching efficiency can be improved.
- iron ion is a trivalent iron ion oxidized under the supply of an oxidant or a trivalent iron ion from the beginning to oxidize gold and to immediately oxidize hydrogen sulfide produced by reaction with acid to sulfur. do. Fe 2+ generated when iron sulfide is dissolved is also oxidized to Fe 3+ under the supply of an oxidizing agent.
- the gold leachate preferably contains copper ions. This is because copper ions are not directly involved in the reaction, but the presence of copper ions increases the oxidation rate of iron ions.
- the method for contacting the leachate with the gold ore is not particularly limited, and there are methods such as spreading and dipping. From the viewpoint of reaction efficiency, a method of dipping and stirring the residue in the leachate is preferred.
- the supply source of chloride ions is not particularly limited, and examples thereof include hydrogen chloride, hydrochloric acid, metal chloride, and chlorine gas. In consideration of economy and safety, supply in the form of metal chloride is preferable.
- the metal chloride include copper chloride (cuprous chloride, cupric chloride), iron chloride (ferrous chloride, ferric chloride), and alkali metals (lithium, sodium, potassium, rubidium, cesium, francium). Chlorides and chlorides of alkaline earth metals (beryllium, magnesium, calcium, strontium, barium, radium) can be mentioned, and sodium chloride is preferable from the viewpoint of economy and availability.
- it can utilize also as a supply source of copper ion and iron ion, it is also preferable to utilize copper chloride and iron chloride.
- the source of bromide ions is not particularly limited, but examples include hydrogen bromide, hydrobromic acid, metal bromide and bromine gas.
- the form of metal bromide is used. It is preferable to supply.
- the metal bromide include copper bromide (cuprous bromide, cupric bromide), iron bromide (ferrous bromide, ferric bromide), alkali metals (lithium, sodium, potassium, Examples thereof include bromides of rubidium, cesium, and francium) and bromides of alkaline earth metals (beryllium, magnesium, calcium, strontium, barium, and radium), and sodium bromide is preferable from the viewpoint of economy and availability.
- it can utilize also as a supply source of copper ion and iron ion, it is also preferable to utilize copper bromide and iron bromide.
- Copper ions and iron ions are usually supplied in the form of these salts.
- they can be supplied in the form of halide salts.
- copper ions are preferably supplied as copper chloride and / or copper bromide
- iron ions are preferably supplied as iron chloride and / or iron bromide.
- copper chloride and iron chloride it is preferable to use cupric chloride (CuCl 2 ) and ferric chloride (FeCl 3 ) from the viewpoint of oxidizing power, respectively, but cuprous chloride (CuCl) and ferric chloride are preferable.
- the concentration of chloride ions in the gold leachate used in step 3 is more preferably 30 g / L to 180 g / L.
- the bromide ion concentration in the gold leachate used in Step 3 is preferably 1 g / L to 100 g / L from the viewpoint of reaction rate and solubility, and from the viewpoint of economy, it is 10 g / L to 40 g / L. More preferably.
- the total concentration of chloride ions and bromide ions in the gold leaching solution is preferably 80 g / L to 200 g / L.
- the oxidation-reduction potential (vs Ag / AgCl) of the leaching solution at the start of Step 3 is preferably 550 mV or more, more preferably 600 mV or more from the viewpoint of promoting gold leaching.
- the pH of the gold leaching solution it is preferable to maintain the pH of the gold leaching solution at 2.0 or less. However, the higher the oxidation rate of iron, the higher the pH of the gold leaching solution. More preferably, it is maintained at 5 to 1.9.
- the temperature of the gold leachate is preferably 45 ° C. or higher from the viewpoint of increasing the gold leach rate, and more preferably 60 ° C. or higher. However, if it is too high, the leachate will evaporate and the heating cost will increase. It is preferable to set it as follows, and it is more preferable to set it as 85 degrees C or less.
- At least one of hydrochloric acid and bromic acid, and chloride chloride are selected on the condition that the gold leachate in step 3 is selected to contain both chloride ions and bromide ions.
- a mixed liquid containing at least one of dicopper and cupric bromide, at least one of ferric chloride and ferric bromide, and at least one of sodium chloride and sodium bromide can be used.
- the gold leaching step of step 3 is performed while supplying the oxidizing agent, thereby managing the redox potential. If an oxidizing agent is not added, the redox potential is lowered in the middle, and the leaching reaction does not proceed.
- an oxidizing agent For example, oxygen, air, chlorine, a bromine, hydrogen peroxide, etc. are mentioned. An oxidant with an extremely high redox potential is not necessary and air is sufficient. Air is also preferable from the viewpoint of economy and safety.
- elemental sulfur can separate gold and elemental sulfur by heating the gold ore after pretreatment to a temperature sufficient for elemental sulfur to melt and separating it.
- Iron sulfide (FeS) is made by contacting pre-treated gold ore with various mineral acids such as sulfuric acid and hydrochloric acid, as well as with aqueous solutions of Fe 3+ salts such as iron sulfate and iron chloride. It can be removed by liquid separation.
- gold can be recovered from a gold solution obtained by solid-liquid separation.
- money Activated carbon adsorption
- the S component exists in the form of sulfate, sulfide and elemental sulfur in the solution after leaching, but these can be separated from gold by solvent extraction.
- the metal analysis method used in the examples was ICP-AES.
- gold analysis gold in the sample was precipitated by the ash blowing method, and then quantitative analysis was performed by ICP-AES.
- ⁇ Comparative Example 1 Pyrite concentrate (Papua New Guinea domestic) was prepared. It was 17 mass% when content of the pyrite in this pyrite concentrate was calculated by XRD and chemical analysis. The pyrite concentrate was pulverized and ground with a ball mill, and the particle size (d80) at which the cumulative weight was 80% in the cumulative weight particle size distribution curve was adjusted to 24 ⁇ m. d80 is an average value when measured three times with a laser diffraction particle size distribution measuring apparatus (model SALD2100 manufactured by Shimadzu Corporation). Next, the pyrite concentrate (200 g) after milling was subjected to a leaching treatment for 90 hours at a liquid temperature of 85 ° C.
- FIG. 1 shows the relationship between the leaching time and the Au quality in the residue obtained from the results of the test (see the plot “FeS 2 no thermal decomposition” in FIG. 1). From this result, it can be seen that it takes 90 hours for the Au quality in the residue, which was initially about 6 g / t, to be reduced to 0.9 g / t.
- hydrochloric acid acidic gold leaching solution having the same composition as Comparative Example 1 to a pulp concentration of 100 g / L.
- air blowing 0.1 L / min with respect to 1 L of concentrate
- stirring were continued, and the oxidation-reduction potential (ORP: vs Ag / AgCl) was maintained at 400 mV or higher.
- ORP oxidation-reduction potential
- hydrochloric acid was appropriately added so that the pH of the gold leaching solution was maintained at 1.0 to 1.1.
- FIG. 1 shows the relationship between the leaching time and the Au quality in the residue obtained from the results of the test (see the “FeS 2 thermal decomposition” plot in FIG. 1). From this result, it can be seen that the Au quality in the residue, which was about 6 g / t at the beginning, decreased to 0.6 g / t in just 12 hours.
- Table 4 shows the leaching time and leaching rate of gold in Example 2 and Comparative Example 2.
- Example 3 Temperature at which thermal decomposition occurs>
- the pyrite concentrate after milling used in Example 1 was subjected to thermal analysis under a nitrogen atmosphere (model TG / DTA6300 manufactured by Seiko Co., Ltd.), and the change in weight and endotherm-exotherm at each temperature were investigated.
- the heating rate was 20 ° C. per minute.
- the results are shown in FIG.
- the decrease in mass begins at 450 ° C, and at the same time heat generation is seen, indicating that the decomposition of pyrite has started.
- a nitrogen atmosphere pyrolysis of pyrite will not occur unless the temperature is raised to at least 450 ° C.
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Abstract
黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の浸出方法において、毒性の高いシアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することなく、更には二酸化硫黄の発生を抑制しながらも金の浸出速度を向上する。黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程１、及び、当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する工程２を含み、酸化焙焼工程を含まない前処理と、前処理工程後の金鉱石を、塩化物イオン、臭化物イオン、及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程３とを含む金の浸出方法。
Description
本発明は黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の浸出方法に関する。
金を含有する硫化鉱物から金を回収する方法として、湿式法を利用した技術が知られている。伝統的には、硫化鉱物中の金を溶液中への浸出は、シアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することにより行われてきた。最近では、より毒性の低い浸出剤として、特開２００８－１０６３４７号公報（特許文献１）や特開２００９－２３５５２５号公報（特許文献２）に記載されるような、塩化物イオン、鉄イオン、銅イオン、及び臭化物イオンを利用した金浸出液を使用することも提案されている。
また、硫化鉱物から金を浸出しやすくするための前処理として、硫化鉱物を酸化焙焼する方法が知られており、近年では酸化焙焼にその他の工程を組み合わせた前処理も提案されている。例えば、特開２０１０－２３５９９９号公報（特許文献３）では、硫化銅鉱物を硫黄の融点以下の温度で浸出し、得られた浸出残渣から微細な粒状となった硫黄及び浸出されずに残留した硫化物の粒子を、その他の酸化鉄や脈石成分との疎水性の違いを利用して浮上させる一方、酸化鉄や脈石成分などを沈降、もしくは沈鉱として分離させることにより、浸出残渣中に含まれる金を濃縮する。その後、濃縮された金を含む成分は、硫黄を除去してから酸化焙焼して鉄成分を酸化鉄（ヘマタイト）とし、その後硫酸を用いて溶解することによって、金が濃縮された残渣が回収される。
もしくは黄鉄鉱に限っては、非酸化性雰囲気下で５５０℃以上に加熱すると酸に易溶の磁硫鉄鉱と硫黄に分解することが知られており、この反応を利用して黄鉄鉱含有の硫化銅鉱浸出残渣から黄鉄鉱を除き、その中に含まれる貴金属の含有比率を上げ、濃縮する方法が特開２００５－０４２１５５号公報（特許文献４）に提案されている。
特開２００９－２３５５２５号公報（特許文献２）に記載の方法は、毒性の高いシアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することなく金を容易に浸出できるので、硫化銅鉱中の金の浸出には極めて実用性が高いが、これを黄鉄鉱に適用した場合には、金浸出速度が不十分である。
そのため、特開２０１０－２３５９９９号公報（特許文献３）に記載されるような酸素を供給して行う酸化焙焼を利用した前処理を行うことで予め硫黄を除き、鉄の浸出を容易にする方法も考えられる。
しかしながら、特許文献３に記載の方法も含めて硫化鉱物を酸化焙焼する方法を採用すると、２ＣｕＳ＋２Ｏ2→２ＣｕＯ＋ＳＯ2や、２ＣｕＦｅＳ2＋６Ｏ2→ＣｕＯ＋４ＳＯ2＋Ｆｅ2Ｏ3、及び４ＦｅＳ2＋１１Ｏ2→２Ｆｅ2Ｏ3＋８ＳＯ2のような化学反応が優先的に起こるので、環境汚染物質として知られる二酸化硫黄（ＳＯ2）が発生するという問題が避けられない。
また、特許文献４は、貴金属を湿式法で回収する方法では問題があることに鑑みて、貴金属を乾式処理により回収することを前提としたプロセスであり、貴金属を湿式で浸出処理することは想定されていない（特許文献４の段落０００７～０００８、００７８等参照）。また、湿式処理によってどのような効果が得られるのかも何ら示唆されていない。
いずれにしても黄鉄鉱を熱反応により前処理する方法は、硫黄分を除くことで酸に可溶な鉄を生成することができるが、熱反応あるいは鉄の溶解時に有害なガスが発生する。しかも浸出―除去されるのは黄鉄鉱であり、原料の金品位の向上には資するものの金の製錬は別途行う必要がある。
本発明は上記事情に鑑みてなされたものであり、黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の浸出方法において、毒性の高いシアン、チオ尿素、チオ硫酸、ハロゲンガスといった薬品を使用することなく、更には二酸化硫黄の発生を抑制しながらも金の浸出速度を向上し、効率的な金の浸出方法を提供することを課題とする。
本発明者は上記課題を解決するために鋭意検討したところ、黄鉄鉱に対して非酸化性雰囲気で硫化鉄（ＩＩ）に熱分解する前処理を行った上で、ハロゲン化物イオン及び三価の鉄イオンを含有する金浸出液を用いて金浸出を行うと、酸化硫黄の発生を抑制しながらも、金浸出速度が飛躍的に向上することを見出した。
本発明は上記知見を基礎として完成したものであり、一側面において、黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程１、及び、当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する工程２を含み、酸化焙焼工程を含まない前処理と、
前処理工程後の金鉱石を、ハロゲン化物イオン及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程３と、
を含む金の浸出方法である。
前処理工程後の金鉱石を、ハロゲン化物イオン及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程３と、
を含む金の浸出方法である。
本発明に係る金の浸出方法の一実施形態においては、金浸出液が塩化物イオン及び臭化物イオンを含有する。
本発明に係る金の浸出方法の別の一実施形態においては、工程３における金の浸出は酸化還元電位（参照電極は銀／塩化銀）を５５０ｍＶ以上に保持する条件下で行われる。
本発明に係る金の浸出方法の更に別の一実施形態においては、工程２における熱分解は前記金鉱石を６００～７５０℃で５～６０分保持する条件下で行われる。
本発明に係る金の浸出方法の更に別の一実施形態においては、金鉱石中の黄鉄鉱の含有量が５～８０質量％である。
本発明に係る金の浸出方法の更に別の一実施形態においては、工程２で発生する気体状の単体硫黄は金鉱石から固気分離により除去される。
本発明に係る金の浸出方法の更に別の一実施形態においては、工程２で発生する硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄は冷却して共に固体状で回収し、一緒に金浸出液に接触させることで金の浸出工程を実施する。
本発明に係る金の浸出方法の更に別の一実施形態においては、金浸出液のｐＨを１．９以下に保持して金の浸出工程を実施する。
黄鉄鉱を含有する金鉱石に対して、本発明に係る前処理方法を施した後に特定の金浸出液を用いて金浸出を行うことにより、有害な酸化硫黄の発生を抑制しながらも飛躍的に改善された金浸出速度を得ることができる。すなわち、本発明によれば、安全性及び環境保全性に優れた極めて実用性の高い金の浸出方法が提供できる。
以下、本発明を詳しく説明する。
１． 前処理工程
本発明に係る金鉱石の前処理方法の一実施形態においては、黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程１と、当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する工程２とを含み、酸化焙焼工程を含まない。
本発明に係る金鉱石の前処理方法の一実施形態においては、黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程１と、当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する工程２とを含み、酸化焙焼工程を含まない。
（１）工程１
工程１では黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する。というのは、本発明では難溶性で金浸出率の低い黄鉄鉱中の金の浸出率を高めることを目的とするからである。しかしながら、それ以外の要件、例えば、鉱石中の金の濃度の大小は問わない。本発明の処理対象となる金鉱石は、浮遊選鉱や比重選別といった慣用の選鉱処理を経たものとすることもできる。粉砕摩鉱して鉱石の粒径を小さくし、金浸出液が鉱石内部の金に接触しやすいようにすることもできる。金鉱石中の金濃度は典型的には０．１～１００質量ｐｐｍ程度であり、より典型的には１～２０質量ｐｐｍ程度である。
工程１では黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する。というのは、本発明では難溶性で金浸出率の低い黄鉄鉱中の金の浸出率を高めることを目的とするからである。しかしながら、それ以外の要件、例えば、鉱石中の金の濃度の大小は問わない。本発明の処理対象となる金鉱石は、浮遊選鉱や比重選別といった慣用の選鉱処理を経たものとすることもできる。粉砕摩鉱して鉱石の粒径を小さくし、金浸出液が鉱石内部の金に接触しやすいようにすることもできる。金鉱石中の金濃度は典型的には０．１～１００質量ｐｐｍ程度であり、より典型的には１～２０質量ｐｐｍ程度である。
金鉱石は黄鉄鉱を含有する他、黄銅鉱、方鉛鉱、閃亜鉛鉱、硫砒鉄鉱、輝安鉱、磁硫鉄鉱などを含有していてもよいが、本発明の典型的な実施形態においては黄鉄鉱が３質量％以上含まれる金鉱石を使用し、本発明のより典型的な実施形態においては黄鉄鉱が３０質量％以上含まれる金鉱石を使用する。このような金鉱石を使用することで、本発明による前処理の効果が顕著に発揮される。金鉱石の黄鉄鉱の含有量には特に上限はなく、１００質量％でもよいが、典型的には８０質量％以下である。
また、本発明においては、酸化焙焼工程を含まないことも特徴の一つである。従来技術では酸素や空気の存在下で酸化焙焼していたため、硫化鉱物中の硫黄が酸素と結合して酸化硫黄を生じさせていた。本発明においてはそのような酸化焙焼工程を実施しない。
（２）工程２
工程２では当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する。このときの化学反応は次式：ＦｅＳ2→ＦｅＳ＋Ｓで表される。理論的には酸化硫黄の発生はないが、完全に酸素を遮断することは現実的には困難なケースもある。また、実操業においては、酸化硫黄が発生しても実質的な悪影響を与えない程度であれば、これを処理するための硫酸製造設備も不要であり、非酸化性雰囲気と呼んで差し支えない。そこで、本発明においては非酸化性雰囲気の中には不可避的に混入する程度の酸素が反応系に存在することは許容されている。例えば、黄鉄鉱に対する酸素供給量のモル比が酸素：黄鉄鉱＝１：５以下であれば許容され、１：１０以下であればより好ましい。当該熱分解を経た後の金鉱石は、後述する金浸出液に対する溶解性が格段に向上する。熱分解を経ない場合に比べて、金の浸出率が約１０倍も上昇し得る。本発明で行う熱分解法では黄鉄鉱（ＦｅＳ2）がヘマタイト（Ｆｅ2Ｏ3）へ変化しないため、金の浸出率が不十分であると思われたことから、このような結果が得られたことは極めて驚くべき事であった。
工程２では当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する。このときの化学反応は次式：ＦｅＳ2→ＦｅＳ＋Ｓで表される。理論的には酸化硫黄の発生はないが、完全に酸素を遮断することは現実的には困難なケースもある。また、実操業においては、酸化硫黄が発生しても実質的な悪影響を与えない程度であれば、これを処理するための硫酸製造設備も不要であり、非酸化性雰囲気と呼んで差し支えない。そこで、本発明においては非酸化性雰囲気の中には不可避的に混入する程度の酸素が反応系に存在することは許容されている。例えば、黄鉄鉱に対する酸素供給量のモル比が酸素：黄鉄鉱＝１：５以下であれば許容され、１：１０以下であればより好ましい。当該熱分解を経た後の金鉱石は、後述する金浸出液に対する溶解性が格段に向上する。熱分解を経ない場合に比べて、金の浸出率が約１０倍も上昇し得る。本発明で行う熱分解法では黄鉄鉱（ＦｅＳ2）がヘマタイト（Ｆｅ2Ｏ3）へ変化しないため、金の浸出率が不十分であると思われたことから、このような結果が得られたことは極めて驚くべき事であった。
熱分解を実施する際の非酸化性雰囲気としては、アンモニア、一酸化炭素、硫化水素などの還元性雰囲気の他、アルゴンやヘリウムのような希ガス雰囲気、窒素雰囲気や二酸化炭素雰囲気等の不活性雰囲気が挙げられるが、予想外の反応が生じるのを防止する観点では不活性雰囲気が好ましい。もしくは熱分解に使用した排ガスを循環して使用してもよい。雰囲気中に酸素が含まれると金鉱石が酸化焙焼されて二酸化硫黄が発生するので、環境に対する影響が懸念されるため、本発明では採用しない。
熱分解時、金鉱石の温度を４５０℃以上に保持する必要がある。これは、４５０℃未満では黄鉄鉱の熱分解が進行しにくいからである。好ましくは、熱分解は金鉱石の温度を５５０℃以上に保持して実施するのが好ましく、６５０℃以上に保持して実施するのがより好ましい。また、熱分解は保持温度を５分以上継続するのが好ましく、３０分以上継続するのがより好ましい。熱分解反応を十分に進行させるためである。但し、金鉱石の温度を過剰に高くすると昇温に必要なエネルギーと処理時間が大きくなるおそれがあるので、保持温度は８００℃以下とするのが好ましく、７５０℃以下とするのがより好ましい。同様に、保持温度を維持する時間も１２０分以下とするのが好ましく、６０分以下とするのがより好ましい。
熱分解を実施するための加熱炉の種類には特に制限はないが、例えば管状炉、ロータリーキルンを使用することができる。
熱分解によって発生する単体硫黄は、高温の炉内でガス化しているので、金鉱石から固気分離可能である。そして、雰囲気ガスと共に排気系へと送ることが可能である。しかしながら、単体硫黄を排気系に送った時、温度の低下と共に硫黄が析出してガス道の閉塞等の不具合を生じさせるため、湿式スクラバーなどで回収することが望ましい。別法としては、ガス化した単体硫黄を工程２で発生する硫化鉄（ＩＩ）と共に冷却して共に固体状で回収し、これらを一緒に金浸出工程に送ることも可能である。金の浸出工程で単体硫黄は金の浸出を阻害することなく浸出残渣として分離される。この場合、湿式スクラバーが不要になるため、経済的に有利になる。
２． 金浸出工程
本発明に係る金浸出方法の一実施形態においては、前処理工程後の金鉱石を、ハロゲン化物イオン及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程３を実施する。
本発明に係る金浸出方法の一実施形態においては、前処理工程後の金鉱石を、ハロゲン化物イオン及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程３を実施する。
金の浸出は、溶出した金がハロゲン化物イオンと反応し、金のハロゲン錯体を生成することにより進行する。
金浸出液中のハロゲン化物イオンとしては塩化物イオンのみでも構わないが、塩化物イオンに加え、臭化物イオンを含有することが好ましい。臭化物イオンを併用することで、より低電位の状態で錯体を形成するため、金の浸出効率の向上を図ることができる。
また、金浸出と同時に前処理で生成した硫化鉄の溶解も進行する。そのため元鉱石では黄鉄鉱に内包されていた金も浸出液と接触し溶解する。鉄イオンは酸化剤の供給下で酸化した３価の鉄イオン又は当初より３価の鉄イオンが、金を酸化する働きならびに酸との反応によって生じた硫化水素を直ちに酸化して硫黄にする働きをする。硫化鉄が溶解した時に発生するＦｅ2+も酸化剤の供給下Ｆｅ3+に酸化される。
金浸出液は銅イオンを含有することが好ましい。銅イオンは直接反応に関与しないが、銅イオンが存在することで鉄イオンの酸化速度が速くなるからである。
浸出液と金鉱石の接触方法としては特に制限はなく、撒布や浸漬などの方法があるが、反応効率の観点から、浸出液中に残渣を浸漬し、撹拌する方法が好ましい。
塩化物イオンの供給源としては、特に制限はないが、例えば塩化水素、塩酸、塩化金属及び塩素ガス等が挙げられ、経済性や安全性を考慮すれば塩化金属の形態で供給するのが好ましい。塩化金属としては、例えば塩化銅（塩化第一銅、塩化第二銅）、塩化鉄（塩化第一鉄、塩化第二鉄）、アルカリ金属（リチウム、ナトリウム、カリウム、ルビジウム、セシウム、フランシウム）の塩化物、アルカリ土類金属（ベリリウム、マグネシウム、カルシウム、ストロンチウム、バリウム、ラジウム）の塩化物が挙げられ、経済性や入手容易性の観点から、塩化ナトリウムが好ましい。また、銅イオン及び鉄イオンの供給源としても利用できることから、塩化銅及び塩化鉄を利用することも好ましい。
臭化物イオンの供給源としては、特に制限はないが、例えば臭化水素、臭化水素酸、臭化金属及び臭素ガス等が挙げられ、経済性や安全性を考慮すれば臭化金属の形態で供給するのが好ましい。臭化金属としては、例えば臭化銅（臭化第一銅、臭化第二銅）、臭化鉄（臭化第一鉄、臭化第二鉄）、アルカリ金属（リチウム、ナトリウム、カリウム、ルビジウム、セシウム、フランシウム）の臭化物、アルカリ土類金属（ベリリウム、マグネシウム、カルシウム、ストロンチウム、バリウム、ラジウム）の臭化物が挙げられ、経済性や入手容易性の観点から、臭化ナトリウムが好ましい。また、銅イオン及び鉄イオンの供給源としても利用できることから、臭化銅及び臭化鉄を利用することも好ましい。
銅イオン及び鉄イオンは、これらの塩の形態で供給するのが通常であり、例えばハロゲン化塩の形態で供給することができる。塩化物イオン及び／又は臭化物イオンの供給源としても利用できる観点から銅イオンは塩化銅及び／又は臭化銅、鉄イオンは塩化鉄及び／又は臭化鉄として供給されるのが好ましい。塩化銅及び塩化鉄としては酸化力の観点から塩化第二銅（ＣｕＣｌ2）及び塩化第二鉄（ＦｅＣｌ3）を使用するのがそれぞれ望ましいが、塩化第一銅（ＣｕＣｌ）及び塩化第二鉄（ＦｅＣｌ2）を使用しても浸出液に酸化剤を供給することで、塩化第二銅（ＣｕＣｌ2）及び塩化第二鉄（ＦｅＣｌ3）にそれぞれ酸化されるため、大差はない。
工程３で使用する金浸出液中の塩化物イオンの濃度は、３０ｇ／Ｌ～１８０ｇ／Ｌであることがより好ましい。工程３で使用する金浸出液中の臭化物イオンの濃度は、反応速度や溶解度の観点から、１ｇ／Ｌ～１００ｇ／Ｌであることが好ましく、経済性の観点から、１０ｇ／Ｌ～４０ｇ／Ｌであることがより好ましい。そして、金浸出液中の塩化物イオンと臭化物イオンの合計濃度は、8０ｇ／Ｌ～２００ｇ／Ｌであることが好ましい。
工程３の開始時における浸出液の酸化還元電位（ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）は、金浸出を促進する観点から５５０ｍＶ以上とするのが好ましく、６００ｍＶ以上とするのがより好ましい。
また、金の浸出速度を高める観点から、金浸出液のｐＨは２．０以下に維持するのが好ましいが、鉄の酸化速度は高いｐＨの方が促進されるため、金浸出液のｐＨは０．５～１．９に維持するのがより好ましい。金浸出液の温度は、金の浸出速度を高める観点から４５℃以上とするのが好ましく、６０℃以上とするのがより好ましいが、高すぎると浸出液の蒸発や加熱コストの上昇あるので、９５℃以下とするのが好ましく、８５℃以下とするのがより好ましい。
従って、本発明の好適な実施形態においては、工程３における金浸出液として、塩化物イオン及び臭化物イオンの両方を含有するように選択することを条件に、塩酸及び臭素酸の少なくとも一方と、塩化第二銅及び臭化第二銅の少なくとも一方と、塩化第二鉄及び臭化第二鉄の少なくとも一方と、塩化ナトリウム及び臭化ナトリウムの少なくとも一方とを含む混合液を使用することができる。
工程３の金浸出工程は酸化剤を供給しながら実施することで、酸化還元電位を管理する。酸化剤を添加しなければ途中で酸化還元電位が低下してしまい、浸出反応が進行しない。酸化剤としては特に制限はないが、例えば酸素、空気、塩素、臭素、及び過酸化水素などが挙げられる。極端に高い酸化還元電位をもつ酸化剤は必要なく、空気で十分である。経済性や安全性の観点からも空気が好ましい。
前処理を実施した後、金浸出工程３を実施する前に、金鉱石中の不純物を除去するための各種処理を行うことも可能である。例えば、単体硫黄は、前処理後の金鉱石を単体硫黄が溶融するのに十分な温度に加熱し、瀘別して金と単体硫黄を分離することが可能である。硫化鉄（ＦｅＳ）は、前処理後の金鉱石を硫酸や塩酸等の各種鉱酸のほか、硫酸鉄や塩化鉄等のＦｅ3+塩の水溶液に接触させて鉄分を浸出し、その後に固液分離することにより除去可能である。
金の浸出反応後、固液分離することによって得られた金溶解液から、金を回収することができる。金の回収方法としては特に制限はないが、活性炭吸着、電解採取、溶媒抽出、還元、セメンテーション及びイオン交換などを利用することができる。Ｓ成分は浸出後液中で硫酸塩、硫化物及び単体イオウなどの形態で存在するが、これらは溶媒抽出によって金と分離可能である。
また、浸出反応の途中で金を回収することで浸出反応液中の金濃度を低下させ、金の浸出率を高めることも有効な手法である。これは例えば、浸出反応中の金浸出液に活性炭あるいは活性炭と硝酸鉛を投入することで行うことができる。
以下、実施例により本発明をさらに具体的に説明する。但し、本発明はこれらに限定されるものではない。なお、実施例で用いた金属の分析方法は、ＩＣＰ－ＡＥＳにて行った。但し、金の分析では、灰吹法にて試料中の金を析出させた後、ＩＣＰ－ＡＥＳにて定量分析を行った。
＜比較例１＞
黄鉄鉱精鉱（パプアニューギニア国産）を準備した。この黄鉄鉱精鉱中の黄鉄鉱の含有量をＸＲＤと化学分析により算定したところ、１７質量％であった。黄鉄鉱精鉱をボールミルで粉砕摩鉱して、累積重量粒度の分布曲線において累積重量が８０％となる粒径（ｄ８０）を２４μｍに調整した。ｄ８０は、レーザ回折式粒度分布測定装置（島津製作所社型式ＳＡＬＤ２１００）で３回測定したときの平均値とした。次いで、摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（２００ｇ）に対して、表１に記載の組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で９０時間浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を５３０ｍＶ以上に維持した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
黄鉄鉱精鉱（パプアニューギニア国産）を準備した。この黄鉄鉱精鉱中の黄鉄鉱の含有量をＸＲＤと化学分析により算定したところ、１７質量％であった。黄鉄鉱精鉱をボールミルで粉砕摩鉱して、累積重量粒度の分布曲線において累積重量が８０％となる粒径（ｄ８０）を２４μｍに調整した。ｄ８０は、レーザ回折式粒度分布測定装置（島津製作所社型式ＳＡＬＤ２１００）で３回測定したときの平均値とした。次いで、摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（２００ｇ）に対して、表１に記載の組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で９０時間浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を５３０ｍＶ以上に維持した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
浸出試験中、定期的に浸出残渣のサンプルを採取し、残渣中のＡｕ品位を測定した。図１に、当該試験の結果から得られた、浸出時間と残渣中のＡｕ品位の関係を示す（図１中、「ＦｅＳ2熱分解無し」のプロット参照）。この結果から、当初は約６ｇ／ｔであった残渣中のＡｕ品位が０．９ｇ／ｔにまで低下するのに９０時間要していることが分かる。
＜実施例１＞
比較例１と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）を管状炉に装入し、窒素雰囲気下で１時間かけて７００℃まで昇温（昇温速度＝１０℃／ｍｉｎ）した後、１時間加熱した。室温まで放冷後、加熱処理前後のＸＲＤ解析により、元鉱中に含まれていたＦｅＳ2のピークが消失し、ＦｅＳのピークが生じたことを確認した。熱処理により生じた単体硫黄は特に除去操作を施さなかった。
次いで、熱処理後の黄鉄鉱精鉱に対して、比較例１と同じ組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で１８時間浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を４００ｍＶ以上に維持した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
比較例１と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）を管状炉に装入し、窒素雰囲気下で１時間かけて７００℃まで昇温（昇温速度＝１０℃／ｍｉｎ）した後、１時間加熱した。室温まで放冷後、加熱処理前後のＸＲＤ解析により、元鉱中に含まれていたＦｅＳ2のピークが消失し、ＦｅＳのピークが生じたことを確認した。熱処理により生じた単体硫黄は特に除去操作を施さなかった。
次いで、熱処理後の黄鉄鉱精鉱に対して、比較例１と同じ組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で１８時間浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を４００ｍＶ以上に維持した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
浸出試験中、定期的に浸出残渣のサンプルを採取し、残渣中のＡｕ品位を測定した。図１に、当該試験の結果から得られた、浸出時間と残渣中のＡｕ品位の関係を示す（図１中、「ＦｅＳ2熱分解有り」のプロット参照）。この結果から、当初は約６ｇ／ｔであった残渣中のＡｕ品位が僅か１２時間で０．６ｇ／ｔにまで低下したことが分かる。
＜熱分解条件が与えるＸＲＤにおけるＦｅＳ2及びＦｅＳのピーク変化＞
実施例１で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）に対して、表１に記載のように保持温度及び保持時間を変化させたときのＸＲＤ解析におけるＦｅＳ2及びＦｅＳの回折強度変化を調査した。実験は管状炉を使用し、窒素雰囲気下で行った。熱分解により生成する単体硫黄は蒸発させて窒素気流により除いた。昇温速度はすべて１０℃／ｍｉｎとした。冷却は室温になるまで放冷した。ＸＲＤ解析はリガク社製型式ＲＩＮＴ２２００ ｕｌｔｉｍａｔｅを使用した。ＦｅＳ2は２θ＝３２．９８°と５６．１５°、ＦｅＳは２θ＝４３．６７°と３３．７８°に特徴的なピークをもつのでこれらの入射角に着目した。結果を表２に示す。
実施例１で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）に対して、表１に記載のように保持温度及び保持時間を変化させたときのＸＲＤ解析におけるＦｅＳ2及びＦｅＳの回折強度変化を調査した。実験は管状炉を使用し、窒素雰囲気下で行った。熱分解により生成する単体硫黄は蒸発させて窒素気流により除いた。昇温速度はすべて１０℃／ｍｉｎとした。冷却は室温になるまで放冷した。ＸＲＤ解析はリガク社製型式ＲＩＮＴ２２００ ｕｌｔｉｍａｔｅを使用した。ＦｅＳ2は２θ＝３２．９８°と５６．１５°、ＦｅＳは２θ＝４３．６７°と３３．７８°に特徴的なピークをもつのでこれらの入射角に着目した。結果を表２に示す。
表２の結果から、６００℃以上に加熱すれば黄鉄鉱由来のピークは確実に消失することが分かり、これは結晶性黄鉄鉱が熱分解されたことを示し、保持温度及び保持時間はそれぞれ６５０℃以上で６０分以上の条件とすると明瞭なＦｅＳのピークが出現することから最も好ましいことが分かる
＜実施例２＞
比較例１と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）を管状炉に装入し、窒素雰囲気下で１時間かけて７００℃まで昇温（昇温速度＝１０℃／ｍｉｎ）した後、１時間加熱した。室温まで放冷後、熱処理後の黄鉄鉱精鉱に対して、表３に記載の組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を６００ｍＶ以上に維持した。ただしＮａＢｒに関してはＮａＢｒを添加せず、他の成分は同じ条件でも浸出を行った。一定の時間ごとにサンプリングを行い液中の金の濃度を定量した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
比較例１と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）を管状炉に装入し、窒素雰囲気下で１時間かけて７００℃まで昇温（昇温速度＝１０℃／ｍｉｎ）した後、１時間加熱した。室温まで放冷後、熱処理後の黄鉄鉱精鉱に対して、表３に記載の組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を６００ｍＶ以上に維持した。ただしＮａＢｒに関してはＮａＢｒを添加せず、他の成分は同じ条件でも浸出を行った。一定の時間ごとにサンプリングを行い液中の金の濃度を定量した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
＜比較例２＞
比較例１と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）を実施例３と同じ組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を６００ｍＶ以上に維持した。ただしＮａＢｒに関しては実施例２と同じくＮａＢｒを添加せず、他の成分は同じ条件でも浸出を行った。一定の時間ごとにサンプリングを行い液中の金の濃度を定量した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
比較例１と同じ摩鉱後の黄鉄鉱精鉱（１．５ｋｇ）を実施例３と同じ組成を有する塩酸酸性の金浸出液を用いてパルプ濃度１００ｇ／Ｌとし、液温８５℃で浸出処理を行った。浸出処理中は空気の吹き込み（精鉱１Ｌに対して０．１Ｌ／ｍｉｎ）及び撹拌を継続し、酸化還元電位（ＯＲＰ：ｖｓ Ａｇ／ＡｇＣｌ）を６００ｍＶ以上に維持した。ただしＮａＢｒに関しては実施例２と同じくＮａＢｒを添加せず、他の成分は同じ条件でも浸出を行った。一定の時間ごとにサンプリングを行い液中の金の濃度を定量した。また、浸出中は、金浸出液のｐＨが１．０～１．１を維持するように塩酸を適宜添加した。
表４に実施例２と比較例２の金の浸出時間と浸出率を示す。
上述のように黄鉄鉱を含む金鉱石を塩化浴でＦｅ3+とＣｕ2+により浸出する（表４、比較例２）と金の浸出速度は不十分である。しかしながら本発明によれば実施例２の結果から判るように金の浸出速度が大きく改善し、さらに浸出液が臭化物イオンを含まない場合でも短時間で比較的高い金の浸出率を得ることが出来ることが判る。
＜実施例３：熱分解の生じる温度＞
実施例１で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱に対し、窒素雰囲気下での熱分析（セイコー社製型式ＴＧ／ＤＴＡ６３００）により、各温度における重量変化と吸熱－発熱を調査した。昇温速度は毎分２０℃とした。結果を図２に示す。４５０℃で質量の減少が始まり、同時に発熱が見られることから黄鉄鉱の分解が始まっていることが判る。窒素雰囲気下では最低でも４５０℃まで昇温しなければ黄鉄鉱の熱分解は生じない。ただし、上述したＸＲＤ解析の結果からみると、４５０℃付近では熱分解に長時間を要すると考えられ、６００℃以上での加熱処理が望ましい。
実施例１で使用した摩鉱後の黄鉄鉱精鉱に対し、窒素雰囲気下での熱分析（セイコー社製型式ＴＧ／ＤＴＡ６３００）により、各温度における重量変化と吸熱－発熱を調査した。昇温速度は毎分２０℃とした。結果を図２に示す。４５０℃で質量の減少が始まり、同時に発熱が見られることから黄鉄鉱の分解が始まっていることが判る。窒素雰囲気下では最低でも４５０℃まで昇温しなければ黄鉄鉱の熱分解は生じない。ただし、上述したＸＲＤ解析の結果からみると、４５０℃付近では熱分解に長時間を要すると考えられ、６００℃以上での加熱処理が望ましい。
Claims (8)
- 黄鉄鉱を含有する金鉱石を準備する工程１、及び、当該金鉱石を非酸化性雰囲気下で４５０℃以上に加熱し、当該金鉱石中の黄鉄鉱を硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄に熱分解する工程２を含み、酸化焙焼工程を含まない前処理と、
前処理工程後の金鉱石を、ハロゲン化物イオン及び鉄イオンを含有する金浸出液に酸化剤の供給下で接触させて、当該鉱石中の金成分を浸出する工程３と、
を含む金の浸出方法。 - 金浸出液が塩化物イオン及び臭化物イオンを含有する請求項１に記載の金の浸出方法。
- 工程３における金の浸出は酸化還元電位（参照電極は銀／塩化銀）を５５０ｍＶ以上に保持する条件下で行われる請求項１又は２に記載の金の浸出方法。
- 工程２における熱分解は前記金鉱石を６００～７５０℃で５～６０分保持する条件下で行われる請求項１又は２に記載の金の浸出方法。
- 金鉱石中の黄鉄鉱の含有量が５～８０質量％である請求項１～３の何れか一項に記載の金の浸出方法。
- 工程２で発生する気体状の単体硫黄は金鉱石から固気分離により除去される請求項１～４の何れか一項に記載の金の浸出方法。
- 工程２で発生する硫化鉄（ＩＩ）及び単体硫黄は冷却して共に固体状で回収し、一緒に金浸出液に接触させることで金の浸出工程を実施する請求項１～４の何れか一項に記載の金の浸出方法。
- 金浸出液のｐＨを１．９以下に保持して金の浸出工程を実施する請求項１～６の何れか一項に記載の金の浸出方法。
Priority Applications (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
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