WO2014168222A1 - 前処理後の金鉱石 - Google Patents
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Definitions
- the present invention relates to a gold ore after pretreatment suitable for recovering gold from a gold ore containing pyrite by wet treatment.
- the present invention also relates to a pretreatment method for gold ore.
- 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.
- Pretreatment to increase the gold leaching rate is reduced from the viewpoint of safety and environment, sulfur dioxide generated in the mineral treatment process for gold leaching is reduced, safety is increased, and the impact on the environment is low. It is desirable to make it. And if it is a pretreatment applicable also to the gold ore containing a large amount of pyrite that has been considered difficult to put into practical use, it is thought that it will greatly contribute to the progress of gold mine development.
- 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. This is not assumed (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.
- This invention is made
- Another object of the present invention is to provide a pretreatment method that is effective for obtaining the gold ore, and that can suppress the generation of sulfur dioxide and can improve the gold leaching rate. .
- the present invention is a gold ore after pretreatment for recovering gold contained in a gold ore containing pyrite (FeS 2 ) by a wet treatment, wherein the accumulated pore has a pore diameter of 3 to 5 ⁇ m. It is a gold ore after pretreatment whose volume is more than twice that before pretreatment.
- the content of pyrite in the gold ore before the pretreatment is 5 to 80% by mass.
- S (mass%) / Au (mass ppm) in the gold ore before pretreatment is 1 to 20.
- the pretreatment is non-oxidative roasting.
- the non-oxidizing roasting is performed at 550 ° C. or more for 5 to 120 minutes.
- the next step of the pretreated gold ore is gold leaching.
- the pretreatment method includes a step of changing the gold ore so as to be twice or more.
- an improved gold recovery rate can be obtained while suppressing the generation of harmful sulfur oxides.
- the improved gold leaching rate is dramatic when a specific gold leaching solution is used. 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.
- the present invention is intended for gold ore containing pyrite. 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, gold ore containing pyrite in an amount of 10% by mass or more, and further 30% by mass or more is used. And most of the iron sulfide contained in the gold ore to be treated according to the present invention is occupied by pyrite.
- S (mass%) / Au (mass ppm) is 1 to 20, preferably 1.5 to 20, and more preferably 1.5 to 10.
- 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.
- the present inventor obtained the pore volume distribution for the gold ore before and after the pretreatment by the mercury intrusion method, and found that a characteristic change was observed in the range of the pore diameter of 3 to 5 ⁇ m. It has been found that the cumulative pore volume in the pore diameter range is remarkably increased by performing.
- the cumulative pore volume having a pore diameter of 3 to 5 ⁇ m is 2.5 times or more than that before the pretreatment, and more preferably the cumulative pore volume having a pore diameter of 3 to 5 ⁇ m is 3 times that before the pretreatment. It is more than double.
- the ratio is also affected by the content of pyrite contained in the gold ore before the pretreatment, and is about 20 times even when the content of pyrite is close to 100% by mass. For gold ore with less pyrite content than this, the ratio is not so high. Therefore, it is typically 15 times or less, more typically 10 times or less, and even more typically 5 times or less.
- the XRD analysis conditions are: start (2 ⁇ ) angle 3 °, end (2 ⁇ ) angle 90 °, sampling width 0.02 °, scan speed 4 ° / min, divergence slit 1 °, scattering slit 1 °, light receiving slit 0 .3 mm, divergent longitudinal limiting slit 10 mm, voltage 40 kV, current 20 mA.
- RintUltima 2200 manufactured by Rigaku (formerly Rigaku Denki) was used.
- the obtained results are compared with the XRD result of the concentrate before conversion and the XRD result of the target concentrate after conversion, and when the enlarged peak coincides with the peak of pyrotite, it is assumed that pyrotite is observed.
- a conversion rate of 60% or more is acceptable for practical use, preferably 80% or more, more preferably 90% or more, and still more preferably 95% or more.
- the conversion rate is calculated by the following equation.
- Conversion rate Fe amount derived from pyrotite in gold ore after pretreatment / Fe amount of pyrite in gold ore before pretreatment.
- the amount of Fe derived from pyrotite in the gold ore after pretreatment is calculated according to the following procedure. 50 g of the gold ore after the pretreatment is leached in 1 L of hydrochloric acid (1.0 mol / L) containing 1 mol / L of Fe 3+ while stirring at 85 ° C. for 180 minutes, and then filtered off.
- the conversion process can be performed by heat treatment.
- the conversion step is preferably performed under conditions (non-oxidizing atmosphere) in which mixing of oxygen is suppressed.
- the amount of sulfur oxide generated is small, and there is no need to install a separate sulfuric acid production facility to treat it. It can be removed sufficiently with a shower tower. If it is a non-oxidizing atmosphere, installation of a shower tower may be unnecessary.
- the solubility in the gold leaching solution described later can be remarkably improved, and the gold leaching rate can be increased by about 10 times.
- most of pyrite (FeS 2 ) does not change to hematite (Fe 2 O 3 ) but changes to pyrotite (iron sulfide (II)) which is a compound with sulfur. It was quite surprising that such a result was obtained because the leaching rate seemed insufficient.
- Non-oxidizing atmosphere for carrying out the conversion step includes inert atmospheres such as ammonia, carbon monoxide, hydrogen sulfide, rare gas atmospheres such as argon and helium, nitrogen atmospheres and carbon dioxide atmospheres.
- inert atmospheres such as ammonia, carbon monoxide, hydrogen sulfide, rare gas atmospheres such as argon and helium, nitrogen atmospheres and carbon dioxide atmospheres.
- 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.
- the temperature of the gold ore in order to promote thermal decomposition of pyrite, it is desirable to maintain the temperature of the gold ore at 450 ° C. or higher, preferably 550 ° C. or higher, and more preferably 650 ° C. or higher. preferable. Moreover, it is preferable that a conversion process continues holding temperature for 5 minutes or more, and it is more preferable to continue for 15 minutes or more. This is because the thermal decomposition reaction proceeds sufficiently. However, if the temperature of the gold ore is excessively increased, the energy required for the temperature increase and the treatment time may be increased. Therefore, the holding temperature is preferably 800 ° C. or less, and more preferably 750 ° C. or less. Similarly, 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 conversion step, but for example, a tubular furnace or a rotary kiln can be used.
- wet treatment process The gold ore after the pretreatment according to the present invention exhibits the effects of the present invention by recovering gold by the wet treatment.
- the wet treatment include, but are not limited to, gold leaching with a cyan bath combined with autoclave treatment or gold leaching with an acid bath.
- gold ore containing pyrite is generally reacted with water and oxygen at high temperature and high pressure (eg, 200 ° C., 30 atm) in a pressure-resistant vessel to convert iron sulfide into iron oxide. After leaching gold.
- This is called autoclave treatment because an autoclave is used for the pressure-resistant container.
- the oxidation reaction of iron sulfide is represented by the following formula. 4FeS 2 + 15O 2 + 8H 2 O ⁇ 2Fe 2 O 3 + 8H 2 SO 4 ⁇ (1)
- the oxidation reaction of iron sulfide is represented by the following equation.
- the pyrite in the gold ore can be converted into an iron sulfide that is soluble in acid, so that the leachate can be brought into contact with the gold in the iron sulfide earlier.
- the wet treatment time after the pretreatment can be shortened, but gold leaching with acidic leachate can be performed under mild operating conditions (at atmospheric pressure, less than 100 ° C), toxicity This is advantageous because it does not use high cyan. Gold leaching in an acid bath is described in detail below.
- the type and process of acid when gold is leached with an acid bath to the gold ore after pretreatment is not limited, but as an effective gold leaching process, gold containing halide ions, copper ions and iron ions is used.
- gold leaching step including a step of leaching a gold component in the gold ore by bringing the leaching solution into contact with the oxidant under supply.
- Gold leaching proceeds when the eluted gold reacts with halide ions, particularly chloride ions or bromide ions, to form gold halide complexes, particularly gold chloride complexes or gold bromide complexes.
- Chloride ions alone may be used as halide ions in the gold leaching solution.
- chloride ions and bromide ions in combination, a complex is formed at a lower potential, thereby improving gold leaching efficiency. be able to. More specifically, after the pretreatment of the present invention, a sufficient gold leaching rate can be obtained even with chloride ions alone. This gold leaching rate is equal to or higher than that when chloride ions and bromide ions are used in combination without pretreatment.
- the gold leaching rate is remarkably improved.
- the iron ions function to oxidize gold by trivalent iron ions oxidized under the supply of an oxidizing agent or trivalent iron ions from the beginning.
- 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.
- chloride metal salt examples include copper chloride (cuprous chloride, cupric chloride), iron chloride (ferrous chloride, ferric chloride), and alkali metals (lithium, sodium, potassium, rubidium, cesium, francium). And chlorides of alkaline earth metals (beryllium, magnesium, calcium, strontium, barium, radium), and sodium chloride is preferred from the viewpoint of economy and availability. Moreover, since 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, and examples thereof include hydrogen bromide, hydrobromic acid, metal bromide, bromine gas, and the like.
- the form of metal bromide salt It is preferable to supply by.
- metal bromide salts include copper bromide (cuprous bromide, cupric bromide), iron bromide (ferrous bromide, ferric bromide), and alkali metals (lithium, sodium, potassium). , Rubidium, cesium, francium) and bromides of alkaline earth metals (beryllium, magnesium, calcium, strontium, barium, radium), and sodium bromide is preferred 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 leaching solution used in the gold leaching step is more preferably 30 g / L to 180 g / L.
- the concentration of bromide ions in the gold leaching solution used in the gold leaching step is preferably 1 g / L to 100 g / L from the viewpoint of reaction rate and solubility, and 10 g / L to 40 g / L from the viewpoint of economy. It is more preferable that
- the total concentration of chloride ions and bromide ions in the gold leaching solution is preferably 120 g / L to 200 g / L. From the viewpoint of gold leaching efficiency, the weight concentration ratio of bromide ions to chloride ions in the gold leaching solution is preferably 1 or more.
- the oxidation-reduction potential (vs Ag / AgCl) of the leachate at the start of the gold leaching process (immediately before contacting the leachate with the ore) is preferably 550 mV or more, and preferably 600 mV or more from the viewpoint of promoting gold leaching. More preferred. Further, it is preferably maintained at 550 mV or more during gold leaching, and more preferably maintained at 600 mV or more. From the viewpoint of promoting the leaching of gold by allowing trivalent iron to be present in the leaching solution, the pH of the gold leaching solution is preferably maintained at 2.0 or less, and more preferably 1.8 or less. The temperature of the gold leachate is preferably 45 ° C.
- 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 cupric chloride are selected on the condition that the gold leaching solution in the gold leaching step is selected to contain both chloride ions and bromide ions.
- at least one of 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 process is carried out 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.
- gold After gold leaching reaction, gold can be recovered from a gold solution obtained by solid-liquid separation.
- gold there is no restriction
- the sulfur component is present in the form of sulfate, sulfide, elemental sulfur, etc. in the solution after leaching, but can be separated during solid-liquid separation after gold leaching reaction or gold recovery operation.
- the metal analysis method used in the examples was ICP-AES.
- gold in the sample was precipitated by the ash blowing method (JIS M8111), and then quantitative analysis was performed by ICP-AES.
- the pyrite content in the pyrite concentrate and the proportion of pyrite in the iron sulfide in the concentrate were calculated by XRD and chemical analysis, and were 17% by mass and 95% by mass or more, respectively.
- S (mass%) / Au (mass ppm) in concentrate was 1.4.
- the pyrite concentrate was pulverized and ground with a ball mill, and the particle size (d80) at which the cumulative weight became 80% in the cumulative weight particle size distribution curve was adjusted to 50 ⁇ 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).
- the pyrite concentrate (200 g) after milling was subjected to a leaching treatment for 90 hours at a liquid temperature of 85 ° C. with a pulp concentration of 100 g / L using a hydrochloric acid acidic gold leachate having the composition shown in Table 1. It was.
- 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 530 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 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.
- the pyrite concentrate before and after the heat treatment was searched for particles containing iron sulfide and observed with SEM to confirm that pores were formed. SEM photographs are shown in FIG. 5 (before pretreatment) and FIG. 6 (after pretreatment). Furthermore, the pore volume distribution was obtained using the mercury intrusion method, and the change in the cumulative pore volume with a pore diameter of 3 to 5 ⁇ m before and after the heat treatment was found to be 0.02 cc / g before the pretreatment. Increased to 0.04 cc / g. The pore volume distribution was measured under the following conditions.
- Measuring device Pore Master 60-GT (manufactured by Quantachrome) Sample amount: 0.5-1.0g Sample cell: Small cell (10 ⁇ ⁇ 30mm) Measurement range: High pressure measurement Measurement range: Pore diameter 0.0036 ⁇ m to 10 ⁇ m Mercury purity: special grade (99.9999 mass%) Mercury contact angle: 140 deg Mercury surface tension: 480 dyn / cm
- the pyrite concentrate after heat treatment was subjected to a leaching treatment for 18 hours at a liquid temperature of 85 ° C. using a hydrochloric acid acidic gold leaching solution having the same composition as Comparative Example 1 to a pulp concentration of 100 g / L.
- a 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.
- Samples of pyrite concentrate with different production areas from Example 1 were prepared.
- a pyrite reagent sample almost free of impurities was prepared for reference.
- the sample of pyrite concentrate with a different origin from Example 1 has a ratio (mass%) of pyrite occupying 95% or more of the iron sulfide contained in the sample, and the content (mass%) of pyrite in the sample ) was 64%, and S (mass%) / Au (mass ppm) of the sample was 3.2.
- Fe 1-X S presence confirmation in Table 3 are as follows. ⁇ : Fe 1-X S peak confirmed, no FeS 2 derived peak or minimal ⁇ : Fe 1-X S peak, FeS 2 derived peak confirmed ⁇ : Fe 1-X S peak not confirmed
- Example 2 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 changes in the calorific value are 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金を湿式処理によって回収するのに好適な前処理後の金鉱石を提供する。黄鉄鉱(FeS2)を含有する金鉱石中に含まれる金を湿式処理により回収するための前処理後の金鉱石であって、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されており、細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて2倍以上である前処理後の金鉱石。
Description
本発明は黄鉄鉱を含有する金鉱石から金を湿式処理によって回収するのに好適な前処理後の金鉱石に関する。また、本発明は金鉱石の前処理方法に関する。
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+3O2→2CuO+2SO2や、4CuFeS2+13O2→4CuO+8SO2+2Fe2O3、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)が発生することになる。特に、金鉱石中の黄鉄鉱含有量が高い場合には二酸化硫黄の発生量が膨大となることから、実用性の観点では未だ問題が残されている。
金の浸出速度を高めるための前処理については、安全性や環境面の観点からは金浸出のための鉱物処理過程で発生する二酸化硫黄を低減し、安全性を高め、環境に与える影響を低いものとすることが望ましい。そして、今まで実用化が困難とされてきた黄鉄鉱を多量に含有する金鉱石に対しても適用可能な前処理であれば、金鉱山開発の進展に大きく寄与すると考えられる。
この点、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。
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金を湿式処理によって回収するのに好適な前処理後の金鉱石を提供することを課題とする。また、本発明は当該金鉱石を得るのに有効な前処理方法であって、二酸化硫黄の発生を抑制し、且つ、金の浸出速度も向上可能な前処理方法を提供することを課題とする。
本発明は一側面において、黄鉄鉱(FeS2)を含有する金鉱石中に含まれる金を湿式処理により回収するための前処理後の金鉱石であって、細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて2倍以上である前処理後の金鉱石である。
本発明に係る前処理後の金鉱石の一実施形態においては、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されている。
本発明に係る前処理後の金鉱石の別の一実施形態においては、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱の含有量が5~80質量%である。
本発明に係る前処理後の金鉱石の更に別の一実施形態においては、前処理前の金鉱石中のS(質量%)/Au(質量ppm)が1~20である。
本発明に係る前処理後の金鉱石の更に別の一実施形態においては、前記前処理が非酸化焙焼である。
本発明に係る前処理後の金鉱石の更に別の一実施形態においては、前記非酸化焙焼が550℃以上で5~120分である。
本発明に係る前処理後の金鉱石の更に別の一実施形態においては、前記前処理後の金鉱石の次工程が金の浸出である。
本発明は別の一側面において、黄鉄鉱(FeS2)を含有する金鉱石中に含まれる金を湿式処理により回収するための前処理方法であって、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されており、細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて2倍以上となるように金鉱石を変化させる工程を含む前処理方法である。
本発明に係る前処理後の金鉱石に対して湿式処理を行うことにより、有害な酸化硫黄の発生を抑制しながらも改善された金回収速度を得ることができる。特に、特定の金浸出液を用いた場合には改善された金浸出速度は飛躍的である。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)前処理前の金鉱石
本発明が対象とするのは黄鉄鉱を含有する金鉱石である。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。
本発明が対象とするのは黄鉄鉱を含有する金鉱石である。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5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10質量%以上、更には30質量%以上含まれる金鉱石を使用する。そして、本発明の処理対象とする金鉱石中に含まれる鉄硫化物のうち、大部分は黄鉄鉱が占める。例えば、金鉱石中に含まれる鉄硫化物のうち通常は80質量%以上が黄鉄鉱であり、典型的には90質量%以上が黄鉄鉱であり、より典型的には99質量%以上が黄鉄鉱である。このような金鉱石においては鉱石中における金の含有量に対する硫黄分の濃度(S/Au)が高くなり、金を効率的に回収することは一般に困難である。そのため、このような黄鉄鉱濃度の高い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。具体的には、S(質量%)/Au(質量ppm)は1~20であり、好ましくは1.5~20であり、より好ましくは1.5~10である。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。
(2)前処理後の金鉱石
2-1)細孔を有する鉄硫化物
通常のなんの前処理もなされない金鉱石(精鉱)の状態では、鉱石中に含まれる黄鉄鉱の粒子は、図5のSEM像に示されるように、細孔の見られない粒子となっている。発明者らは、この状態に着目し、鉱石の浸出においては、もし、前処理後の鉄を含む粒子が細孔を有する粒子であれば、浸出速度が改善されるのではないかと推察し、鋭意研究した結果、鉄化合物について図6に示すような細孔を有する粒子を得ることができた。
本発明者は、水銀圧入法より前処理前後の金鉱石に対して細孔容積分布を求めたところ、細孔直径が3~5μmの範囲に特徴的な変化が見られることを見出し、前処理を行うことによって当該細孔直径範囲の累積細孔容積が著しく増加することを見出した。
2-1)細孔を有する鉄硫化物
通常のなんの前処理もなされない金鉱石(精鉱)の状態では、鉱石中に含まれる黄鉄鉱の粒子は、図5のSEM像に示されるように、細孔の見られない粒子となっている。発明者らは、この状態に着目し、鉱石の浸出においては、もし、前処理後の鉄を含む粒子が細孔を有する粒子であれば、浸出速度が改善されるのではないかと推察し、鋭意研究した結果、鉄化合物について図6に示すような細孔を有する粒子を得ることができた。
本発明者は、水銀圧入法より前処理前後の金鉱石に対して細孔容積分布を求めたところ、細孔直径が3~5μmの範囲に特徴的な変化が見られることを見出し、前処理を行うことによって当該細孔直径範囲の累積細孔容積が著しく増加することを見出した。
水銀圧力法による細孔容積分布の測定は鉱石全体に対して実施するため、鉱石中の変化した黄鉄鉱粒子のみでなく、そのほかの脈石とも合わせた測定でしかない。しかしながら、発明者らの研究から、当該細孔直径範囲の累積細孔容積の変化は黄鉄鉱において顕著であり、前処理前後の比で2倍以上であれば、鉱石を問わず、望ましい黄鉄鉱の変化が十分に起きていることを見出した。そして、細孔容積が増大することによって金浸出液が金鉱石の内部に浸透しやすくなるという利点が得られると考えられる。
好ましくは細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて2.5倍以上であり、より好ましくは細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて3倍以上である。しかしながら、当該比率は前処理前の金鉱石に含まれる黄鉄鉱の含有量にも影響を受け、黄鉄鉱の含有量が100質量%近いケースでも20倍程度である。これよりも黄鉄鉱の含有量の少ない金鉱石については当該比率はそれほど高くはならない。従って、典型的には15倍以下であり、より典型的には10倍以下であり、更により典型的には5倍以下である。
2-2)鉄硫化物の組成
本発明に係る前処理後の金鉱石は、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されたものであることが望ましい。典型的にはこのときの化学反応は次式:FeS2→FeS+Sで表される。ピロタイト(Pyrrhotite)は、鉄の硫化物であり、化学量論比でFe:S=0.8~1:1である鉄の硫化物をいう。本発明において、黄鉄鉱中のFeがピロタイト(Pyrrhotite)に変換されたかどうかは、XRD解析によって判別する。即ち、XRD解析によってFe1-xS由来のピークが確認された場合には前処理後の精鉱にはピロタイトが存在しており、黄鉄鉱中のFeがピロタイトに変換されたとする。また、変換の程度は、FeS2由来のピークが存在するか、極小であるかで、ある程度判断できる。
XRDの解析の条件は、開始(2θ)角度3°、終了(2θ)角度90°、サンプリング幅0.02°、スキャンスピード4°/min、発散スリット1°、散乱スリット1°、受光スリット0.3mm、発散縦制限スリット10mm、電圧40kV、電流20mAとする。実施例においては、リガク(旧理学電気)社製RintUltima2200を使用した。
得られた結果は、変換前の精鉱のXRD結果と変換後の対象の精鉱のXRDの結果を比較し、大きくなったピークがピロタイトのピークと一致した場合にはピロタイトが観察されたとする
本発明に係る前処理後の金鉱石は、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されたものであることが望ましい。典型的にはこのときの化学反応は次式:FeS2→FeS+Sで表される。ピロタイト(Pyrrhotite)は、鉄の硫化物であり、化学量論比でFe:S=0.8~1:1である鉄の硫化物をいう。本発明において、黄鉄鉱中のFeがピロタイト(Pyrrhotite)に変換されたかどうかは、XRD解析によって判別する。即ち、XRD解析によってFe1-xS由来のピークが確認された場合には前処理後の精鉱にはピロタイトが存在しており、黄鉄鉱中のFeがピロタイトに変換されたとする。また、変換の程度は、FeS2由来のピークが存在するか、極小であるかで、ある程度判断できる。
XRDの解析の条件は、開始(2θ)角度3°、終了(2θ)角度90°、サンプリング幅0.02°、スキャンスピード4°/min、発散スリット1°、散乱スリット1°、受光スリット0.3mm、発散縦制限スリット10mm、電圧40kV、電流20mAとする。実施例においては、リガク(旧理学電気)社製RintUltima2200を使用した。
得られた結果は、変換前の精鉱のXRD結果と変換後の対象の精鉱のXRDの結果を比較し、大きくなったピークがピロタイトのピークと一致した場合にはピロタイトが観察されたとする
また、変換率は60%以上あれば実用上許容され、好ましくは80%以上であり、より好ましくは90%以上であり、更により好ましくは95%以上である。
本発明において変換率は以下の式で算出する。
変換率=前処理後の金鉱石におけるピロタイト由来のFe量/前処理前の金鉱石における黄鉄鉱のFe量。
前処理後の金鉱石におけるピロタイトに由来するFe量を以下の手順で算出する。前処理後の金鉱石50gを1mol/LのFe3+を含有する塩酸(1.0mol/L)1Lに85℃で180分間撹拌しながら浸出後、濾別する。濾液中のFeの濃度をICP-AES(実施例では株式会社日立ハイテクノロジーズ(旧SII)社製 型式SPS4000を使用した。)により測定する(当初から塩酸中に含まれているFeは控除する。)。控除後のFe濃度はすべてピロタイトに由来すると仮定する。黄鉄鉱は塩酸に溶解しにくいのでこのように仮定しても差し支えない。測定されたFe濃度に基づいて、液量、鉱石量からFe量を算出する。具体的には、ピロタイト由来のFe量=(測定Fe濃度-当初Fe濃度)(g/L)×液量(1L)÷鉱石量(50g)で表される。
前処理前の金鉱石における黄鉄鉱に由来するFe量は以下の手順で算出する。前処理前の金鉱石0.2g、過酸化ナトリウム4g、炭酸ナトリウム1gをジルコニウム坩堝に入れてガスバーナーで炙り、アルカリ融解する。坩堝を水冷後、坩堝に35質量%塩酸30mLを入れ、溶融物を浸出する。浸出後液をICP-AES(実施例では株式会社日立ハイテクノロジーズ(旧SII)社製 型式SPS4000を使用した。)により測定する。測定されたFe濃度に基づいて液量及び試料量からFe量を算出する。 具体的には、黄鉄鉱由来のFe量=測定Fe濃度(g/L)×液量(30mL)÷試料量(0.2g)で表される。
本発明において変換率は以下の式で算出する。
変換率=前処理後の金鉱石におけるピロタイト由来のFe量/前処理前の金鉱石における黄鉄鉱のFe量。
前処理後の金鉱石におけるピロタイトに由来するFe量を以下の手順で算出する。前処理後の金鉱石50gを1mol/LのFe3+を含有する塩酸(1.0mol/L)1Lに85℃で180分間撹拌しながら浸出後、濾別する。濾液中のFeの濃度をICP-AES(実施例では株式会社日立ハイテクノロジーズ(旧SII)社製 型式SPS4000を使用した。)により測定する(当初から塩酸中に含まれているFeは控除する。)。控除後のFe濃度はすべてピロタイトに由来すると仮定する。黄鉄鉱は塩酸に溶解しにくいのでこのように仮定しても差し支えない。測定されたFe濃度に基づいて、液量、鉱石量からFe量を算出する。具体的には、ピロタイト由来のFe量=(測定Fe濃度-当初Fe濃度)(g/L)×液量(1L)÷鉱石量(50g)で表される。
前処理前の金鉱石における黄鉄鉱に由来するFe量は以下の手順で算出する。前処理前の金鉱石0.2g、過酸化ナトリウム4g、炭酸ナトリウム1gをジルコニウム坩堝に入れてガスバーナーで炙り、アルカリ融解する。坩堝を水冷後、坩堝に35質量%塩酸30mLを入れ、溶融物を浸出する。浸出後液をICP-AES(実施例では株式会社日立ハイテクノロジーズ(旧SII)社製 型式SPS4000を使用した。)により測定する。測定されたFe濃度に基づいて液量及び試料量からFe量を算出する。 具体的には、黄鉄鉱由来のFe量=測定Fe濃度(g/L)×液量(30mL)÷試料量(0.2g)で表される。
当該変換工程は熱処理によって実施することが可能である。硫黄酸化物の発生抑制の観点からは、変換工程は酸素の混入が抑制された条件(非酸化性雰囲気)下で実施することが好ましい。本発明において酸素の混入が抑制された条件というのは、黄鉄鉱に対する酸素供給量のモル比が酸素:黄鉄鉱=1:2以下のことを指す。また、非酸化性雰囲気というのは黄鉄鉱に対する酸素供給量のモル比が酸素:黄鉄鉱=1:5以下のことを指し、黄鉄鉱に対する酸素供給量のモル比は1:10以下であることが好ましい。
酸素の混入が抑制された条件下であれば、硫黄酸化物の発生量は少なく、それを処理するために別途硫酸製造設備を設置する必要はない。シャワー塔で十分除去可能である。非酸化性雰囲気であれば、更にシャワー塔の設置も不要になり得る。
当該変換工程を経た後の金鉱石は、変換工程を経ない場合に比べて、後述する金浸出液に対する溶解性が格段に向上し、金の浸出速度が約10倍も上昇し得る。本発明で行う熱分解法では黄鉄鉱(FeS2)の大部分はヘマタイト(Fe2O3)へ変化せずに硫黄との化合物であるピロタイト(硫化鉄(II))に変化するため、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。
変換工程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。
変換工程においては、黄鉄鉱の熱分解を促進するために、金鉱石の温度を450℃以上に保持することが望まれ、550℃以上に保持するのが好ましく、650℃以上に保持するのがより好ましい。また、変換工程は保持温度を5分以上継続するのが好ましく、15分以上継続するのがより好ましい。これは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。
変換工程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。
黄鉄鉱の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変換工程で発生するピロタイト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。
操業上の制約等によっては、熱分解工程を経た金鉱石と熱分解工程を経ない金鉱石を混合して鉄浸出工程及びその後の工程を実施する場合もあると思われるが、その場合であっても、少なくとも熱分解工程を経た金鉱石が含まれることから、そのような実施形態も本発明の技術的範囲に属する。
(3)湿式処理工程
本発明に係る前処理後の金鉱石は、湿式処理にて金を回収することにより本発明の効果が発揮される。湿式処理については、オートクレーブ処理と組み合わせたシアン浴による金の浸出、あるいは酸性浴による金の浸出が挙げられるが、これに限定されるものではない。
本発明に係る前処理後の金鉱石は、湿式処理にて金を回収することにより本発明の効果が発揮される。湿式処理については、オートクレーブ処理と組み合わせたシアン浴による金の浸出、あるいは酸性浴による金の浸出が挙げられるが、これに限定されるものではない。
シアン浴による金の浸出では、一般的に黄鉄鉱を含有する金鉱石を耐圧力容器内で高温高圧(例:200℃、30atm)で水、酸素と反応させ、鉄硫化物を鉄酸化物とした後、金を浸出している。耐圧力容器にオートクレーブを用いることから、オートクレーブ処理と呼んでいる。
前処理を行わない金鉱石の場合、鉄硫化物の酸化反応は、次式で示される。
4FeS2+15O2+8H2O → 2Fe2O3+8H2SO4 ― (1)
一方、前処理を実施した金鉱石の場合、鉄硫化物の酸化反応は、次式で示される。
4FeS+9O2+4H2O → 2Fe2O3+4H2SO4 ― (2)
理論によって本発明が限定されることを意図するものではないが、(1)に比べ(2)は、鉄硫化物1当量当たりの生成物が少なく、容器内で反応を行う場合、(2)の反応が進行しやすいと考えられる。
前処理を行わない金鉱石の場合、鉄硫化物の酸化反応は、次式で示される。
4FeS2+15O2+8H2O → 2Fe2O3+8H2SO4 ― (1)
一方、前処理を実施した金鉱石の場合、鉄硫化物の酸化反応は、次式で示される。
4FeS+9O2+4H2O → 2Fe2O3+4H2SO4 ― (2)
理論によって本発明が限定されることを意図するものではないが、(1)に比べ(2)は、鉄硫化物1当量当たりの生成物が少なく、容器内で反応を行う場合、(2)の反応が進行しやすいと考えられる。
また酸性浴による金の浸出では、一般的に鉄硫化物中にロックされた金に浸出液を接触させることが重要である。本発明に係る前処理を実施した場合、金鉱石中の黄鉄鉱は酸に可溶な鉄硫化物に変換できることから、より早く鉄硫化物中の金に浸出液を接触させることができる。
いずれの湿式処理でも、前処理以降の湿式処理の時間を短縮できるが、酸性浸出液による金の浸出の方が、マイルドな操業条件(大気圧下、100℃未満)で実施可能である事、毒性の高いシアンを使用しない事などから有利である。酸性浴による金の浸出について以下に詳細に述べる。
前処理後の金鉱石に対して酸性浴により金浸出する際の酸の種類や工程は限定的ではないが、効果の大きい金浸出工程として、ハロゲン化物イオン、銅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、当該金鉱石中の金成分を浸出する工程を含む金浸出工程が挙げられる。
金の浸出は、溶出した金がハロゲン化物イオン、特に塩化物イオン又は臭化物イオンと反応し、金のハロゲン化物錯体、特に金の塩化錯体又は金の臭化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、塩化物イオンと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。より具体的には、本発明の前処理後では、塩化物イオンのみでも十分な金浸出速度が得られる。この金浸出速度は前処理を施さず、塩化物イオンと臭化物イオンとを併用した場合よりもと同等あるいはそれ以上である。そして、本発明の前処理後に塩化物イオンと臭化物イオンとを併用した場合には金の浸出速度は飛躍的に向上する。また、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、金を酸化する働きをする。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。
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塩の形態で供給するのが好ましい。塩化金属塩としては、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塩の形態で供給するのが好ましい。臭化金属塩としては、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。
金浸出工程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。金浸出工程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、120g/L~200g/Lであることが好ましい。また、金の浸出効率の観点からは、金浸出液中の塩化物イオンに対する臭化物イオンの重量濃度比が1以上であることが好ましい。
金浸出工程の開始時(浸出液と鉱石を接触させる直前)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、金の浸出中は550mV以上に維持するのが好ましく、600mV以上に維持するのがより好ましい。また、3価の鉄を浸出液中に存在させて金の浸出を促進させる観点から、金浸出液のpHは2.0以下に維持するのが好ましく、1.8以下に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、好適な実施形態においては、金浸出工程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。
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。
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。硫黄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、金の浸出反応後の固液分離や、金回収操作時に分離可能である。
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(JIS M8111)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>
金鉱石として黄鉄鉱精鉱(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及びこの精鉱中の硫化鉄中に占める黄鉄鉱の割合をXRDと化学分析により算定したところ、それぞれ17質量%及び95質量%以上であった。そして、精鉱中のS(質量%)/Au(質量ppm)は1.4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50μm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。
金鉱石として黄鉄鉱精鉱(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及びこの精鉱中の硫化鉄中に占める黄鉄鉱の割合をXRDと化学分析により算定したところ、それぞれ17質量%及び95質量%以上であった。そして、精鉱中のS(質量%)/Au(質量ppm)は1.4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50μm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。その後、室温まで放冷した。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固気分離によって黄鉄鉱精鉱から自然と除去された。
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。その後、室温まで放冷した。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固気分離によって黄鉄鉱精鉱から自然と除去された。
加熱処理前後の黄鉄鉱精鉱に対して、硫化鉄を含む粒子を探し出し、SEMで観察、細孔が生じたことを確認した。SEM写真を図5(前処理前)及び図6(前処理後)に示す。さらに、水銀圧入法を用いて細孔容積分布を求め、細孔直径3~5μmの累積細孔容積の加熱処理前後での変化をみたところ、前処理前の0.02cc/gが前処理後には0.04cc/gに増加した。細孔容積分布の測定は以下の条件で行った。
測定装置:Pore Master 60-GT (Quantachrome社製)
サンプル量:0.5~1.0g
サンプルセル:スモールセル(10φ×30mm)
測定レンジ:高圧測定
測定範囲:細孔直径0.0036μm~10μm
水銀純度:特級(99.9999質量%)
水銀接触角:140deg
水銀表面張力:480dyn/cm
測定装置:Pore Master 60-GT (Quantachrome社製)
サンプル量:0.5~1.0g
サンプルセル:スモールセル(10φ×30mm)
測定レンジ:高圧測定
測定範囲:細孔直径0.0036μm~10μm
水銀純度:特級(99.9999質量%)
水銀接触角:140deg
水銀表面張力:480dyn/cm
加熱処理前後の黄鉄鉱精鉱に対して、先述した測定条件でXRD解析を用いてFe1-xSの存在を確認した。加熱処理前の黄鉄鉱精鉱(図3参照)では、Fe1-XSのピークは存在せず、FeS2のピークは存在していた。これに対し、加熱処理後の黄鉄鉱精鉱(図4参照)では、Fe1-XSのピークが確認でき、FeS2由来のピークはないことから、黄鉄鉱がピロタイトに変換されていることが確認できた。
そして、先述した方法によって変換率を算出したところ、98%以上であった。また、前処理後の金鉱石中に含まれる鉄硫化物のうち黄鉄鉱の占める割合は2質量%以下となった。
そして、先述した方法によって変換率を算出したところ、98%以上であった。また、前処理後の金鉱石中に含まれる鉄硫化物のうち黄鉄鉱の占める割合は2質量%以下となった。
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。
<加熱条件が細孔容積に与える影響の調査>
実施例1とは産地の異なる黄鉄鉱精鉱のサンプルを用意した。また、参考用に不純物の混入がほとんどない黄鉄鉱の試薬サンプルも用意した。
実施例1とは産地の異なる黄鉄鉱精鉱のサンプルは、サンプル中に含まれる鉄硫化物のうち黄鉄鉱の占める割合(質量%)が95%以上であり、サンプル中の黄鉄鉱の含有量(質量%)が64%であり、サンプルのS(質量%)/Au(質量ppm)は3.2であった。
黄鉄鉱の試薬サンプルは、サンプル中に含まれる鉄硫化物のうち黄鉄鉱の占める割合(質量%)が100%であり、サンプル中の黄鉄鉱の含有量(質量%)が95%以上であり、Auは含有していなかった。
摩鉱後、これらサンプルを(1.5kg)を管状炉に装入し、表2に記載の条件下で加熱処理した。そして、加熱処理前後のサンプルに対して、水銀圧入法を用いて細孔容積分布を求め、変換率及び細孔直径3~5μmの累積細孔容積の加熱処理前後での変化をみた。結果を表2に示す。
実施例1とは産地の異なる黄鉄鉱精鉱のサンプルを用意した。また、参考用に不純物の混入がほとんどない黄鉄鉱の試薬サンプルも用意した。
実施例1とは産地の異なる黄鉄鉱精鉱のサンプルは、サンプル中に含まれる鉄硫化物のうち黄鉄鉱の占める割合(質量%)が95%以上であり、サンプル中の黄鉄鉱の含有量(質量%)が64%であり、サンプルのS(質量%)/Au(質量ppm)は3.2であった。
黄鉄鉱の試薬サンプルは、サンプル中に含まれる鉄硫化物のうち黄鉄鉱の占める割合(質量%)が100%であり、サンプル中の黄鉄鉱の含有量(質量%)が95%以上であり、Auは含有していなかった。
摩鉱後、これらサンプルを(1.5kg)を管状炉に装入し、表2に記載の条件下で加熱処理した。そして、加熱処理前後のサンプルに対して、水銀圧入法を用いて細孔容積分布を求め、変換率及び細孔直径3~5μmの累積細孔容積の加熱処理前後での変化をみた。結果を表2に示す。
<熱分解条件が与えるFe1-xS及び変換率の変化>
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3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Fe1-xSの存在、変換率を調査した。Fe1-xSの存在、変換率は実施例1と同様の手順で求めた。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。結果を表3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3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Fe1-xSの存在、変換率を調査した。Fe1-xSの存在、変換率は実施例1と同様の手順で求めた。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。結果を表3に示す。
なお、表3における「Fe1-XS存在確認」の基準は以下である。
○:Fe1-XSのピークを確認、FeS2由来のピークはないまたは極小
△:Fe1-XSのピーク、FeS2由来のピークともに確認
×:Fe1-XSのピークが確認されない
○:Fe1-XSのピークを確認、FeS2由来のピークはないまたは極小
△:Fe1-XSのピーク、FeS2由来のピークともに確認
×:Fe1-XSのピークが確認されない
表3の結果から、550℃以上に加熱すればFe1-XSの存在確認がされ、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変化率が80%を超えることから最も好ましいことが分かる。
<実施例2: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、同時に発熱量の変化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、同時に発熱量の変化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(FeS2)を含有する金鉱石中に含まれる金を湿式処理により回収するための前処理後の金鉱石であって、細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて2倍以上である前処理後の金鉱石。
- 前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されている請求項1に記載の前処理後の金鉱石。
- 前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱の含有量が5~80質量%である請求項1又は2に記載の前処理後の金鉱石。
- 前処理前の金鉱石中のS(質量%)/Au(質量ppm)が1~20である請求項1~3の何れか一項に記載の前処理後の金鉱石。
- 前記前処理が非酸化焙焼である請求項1~4の何れか一項に記載の前処理後の金鉱石。
- 前記非酸化焙焼が550℃以上で5~120分である請求項5に記載の前処理後の金鉱石。
- 前記前処理後の金鉱石の次工程が金の浸出である請求項1~5の何れか一項に記載の前処理後の金鉱石。
- 黄鉄鉱(FeS2)を含有する金鉱石中に含まれる金を湿式処理により回収するための前処理方法であって、前処理前の金鉱石中の黄鉄鉱が次式:Fe1-xS(式中、x=0~0.2)で表されるピロタイトに60%以上変換されており、細孔直径3~5μmの累積細孔容積が前処理前に比べて2倍以上となるように金鉱石を変化させる工程を含む前処理方法。
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Citations (2)
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---|---|---|---|---|
JP2000515585A (ja) * | 1995-03-22 | 2000-11-21 | エム・アイ・エム・ホールディングス・リミテッド | 大気圧における鉱物浸出プロセス |
JP2005042155A (ja) * | 2003-07-28 | 2005-02-17 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 湿式銅精錬プロセスの浸出残渣に含有される貴金属の濃縮方法 |
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Patent Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2000515585A (ja) * | 1995-03-22 | 2000-11-21 | エム・アイ・エム・ホールディングス・リミテッド | 大気圧における鉱物浸出プロセス |
JP2005042155A (ja) * | 2003-07-28 | 2005-02-17 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 湿式銅精錬プロセスの浸出残渣に含有される貴金属の濃縮方法 |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US20170210098A1 (en) * | 2015-11-30 | 2017-07-27 | Heidi Moore | Permeable elastomeric membrane adhered to fire-rated structural osb panels |
CN115465880A (zh) * | 2022-09-16 | 2022-12-13 | 中南大学 | 一种黄铁矿常压制备硫代硫酸盐的方法 |
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