WO2014208504A1 - 低硫黄含有鉄鉱石の製造方法 - Google Patents

低硫黄含有鉄鉱石の製造方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2014208504A1
WO2014208504A1 PCT/JP2014/066581 JP2014066581W WO2014208504A1 WO 2014208504 A1 WO2014208504 A1 WO 2014208504A1 JP 2014066581 W JP2014066581 W JP 2014066581W WO 2014208504 A1 WO2014208504 A1 WO 2014208504A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
iron ore
sulfur
flotation
xanthate
added
Prior art date
Application number
PCT/JP2014/066581
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
英史 日下
飯島 勝之
貴保 藤浦
Original Assignee
株式会社神戸製鋼所
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by 株式会社神戸製鋼所 filed Critical 株式会社神戸製鋼所
Priority to AU2014299938A priority Critical patent/AU2014299938B2/en
Priority to US14/893,420 priority patent/US10596578B2/en
Priority to UAA201512806A priority patent/UA113698C2/uk
Priority to BR112015031491-0A priority patent/BR112015031491B1/pt
Priority to CN201480035854.1A priority patent/CN105324497B/zh
Priority to EP14818216.5A priority patent/EP3015558B1/en
Priority to RU2015155726A priority patent/RU2621512C1/ru
Publication of WO2014208504A1 publication Critical patent/WO2014208504A1/ja

Links

Images

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/012Organic compounds containing sulfur
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/01Organic compounds containing nitrogen
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B5/00Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating
    • B03B5/28Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating by sink-float separation
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/02Collectors
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02Ores
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/11Removing sulfur, phosphorus or arsenic other than by roasting

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing iron ore having a sulfur content reduced to 0.08% or less by flotation of iron ore containing sulfur.
  • Iron ore is abundant and high-grade iron ore with few impurities such as sulfur has been used.
  • the demand for iron ore is increasing and it is becoming difficult to obtain high-grade iron ore, and it is necessary to refine and use low-grade iron ore with many impurities such as sulfur.
  • Flotation is known as a technique for reducing impurities contained in low-grade iron ore.
  • Flotation is a beneficiation method in which bubbles are supplied to an aqueous suspension containing fine iron ore, and only specific types of particles are attached to the bubbles to selectively float and separate.
  • Non-Patent Document 1 discloses a technique for performing flotation of pyrrhotite (substance represented by FeSx) containing 36.73% sulfur using xanthate as a collecting agent.
  • Non-Patent Document 2 discloses a technology for flotation of pyrrhotite containing sulfur in a range of 39.0 to 42.5% using xanthate or RADA (Rosin Amine D Acetate) as a collection agent. Has been.
  • Patent Document 1 also uses a combination of xanthate reacted with a carbohydrate and an amine to make the pH of the aqueous solution around 8, and to improve the iron concentration in taconite, which is a poor mineral, from about 30% to about 60%.
  • a flotation technique is disclosed.
  • Some low-grade iron ores contain a small amount of sulfur in the range of more than 0.08% and 2% or less. If a technology capable of reducing the amount of small amount of sulfur contained in such low-grade iron ore to 0.08% or less can be provided, it is considered useful as an alternative technology for iron ore having an amount of sulfur of 0.08% or less originally.
  • Non-Patent Document 1 and Non-Patent Document 2 described above as described above, a technique for performing flotation of pyrrhotite containing a large amount of sulfur in the range of 36.73 to 42.5% is studied. No attempt has been made to produce iron ore with a sulfur content reduced to 0.08% or less by flotation of iron ore containing a small amount of sulfur over 0.08% and 2% or less. . Moreover, in the said nonpatent literature 1 and the nonpatent literature 2, in order to reduce sulfur content to 0.08% or less, it is necessary to use a lot of collection agents, and it becomes high cost.
  • the component composition of iron ore is not disclosed in Patent Document 1, and the amount of sulfur contained in the iron ore is unknown, and this document includes a combination of xanthate reacted with a carbohydrate and an amine. Only the method of refining the iron ore used is described.
  • the present invention has been made paying attention to the above-described circumstances, and the object thereof is iron ore containing sulfur in a range of more than 0.08% and not more than 2% (that is, 0.08% of sulfur). It is an object of the present invention to provide a method capable of producing iron ore having a sulfur content reduced to 0.08% or less at low cost by flotation of the iron ore containing pyrrhotite containing in the range of 2% or less.
  • the method for producing a low sulfur content iron ore according to the present invention that has solved the above-mentioned problems is the flotation of iron ore containing more than 0.08% and 2% or less of sulfur, and the sulfur content is 0.08.
  • % Of iron ore reduced to less than or equal to (1) As a collecting agent, a xanthate compound and a salt of an amine compound are used, (2) A xanthate compound is used as a collector, and a substance that releases sulfur ions in water is used as an activator, or (3) a xanthate compound and a salt of an amine compound are used as a collector. The main point is that a substance that releases sulfur ions in water is used as an activator.
  • the xanthate compound and the salt of the amine compound may be added simultaneously.
  • the substance that releases sulfur ions in water for example, at least one selected from the group consisting of sodium sulfide, sodium hydrosulfide, and sodium thiosulfate can be used.
  • the flotation is preferably performed in a pH range of 4 or more and less than 7.
  • a xanthate compound is used as a collecting agent at the time of flotation, and further, Since a salt of an amine compound is used as the agent and / or a substance that releases sulfur ions in water is used as the activator, sulfur is efficiently removed. As a result, iron ore having a sulfur content reduced to 0.08% or less can be produced at low cost.
  • the amount of xanthate compound used can be reduced as compared with the prior art, it is possible to reduce the processing load of the waste liquid generated by flotation.
  • FIG. 1 is a drawing-substituting photograph in which a cross section of iron ore is photographed.
  • iron ore containing more than 0.08% and less than 2% sulfur ie, iron ore containing pyrrhotite containing more than 0.08% and less than 2% sulfur.
  • S sulfur
  • a salt of an amine compound is used as a collector and / or a substance that releases sulfur ions in water as an activator.
  • the sulfur removal rate was further increased, and it was found that the amount of sulfur contained in iron ore could be reduced to 0.08% or less, and the present invention was completed.
  • the amount of sulfur contained in iron ore is included in iron ore when the entire iron ore containing sulfur is used as a standard (100%).
  • the percentage of sulfur is expressed as a percentage (%).
  • the percentage (%) shows the percentage (mass%) on the basis of mass in detail.
  • the percentage based on mass is the same as the percentage based on weight (% by weight).
  • pyrrhotite is easy to oxidize, and if it is oxidized, it becomes difficult to perform flotation with a collector; a xanthate compound is used as a collector during flotation and sulfur ions in water are used as an activator. If a substance that releases selenium is used, oxidation of pyrrhotite contained in iron ore can be prevented by the action of the activator, so that flotation can be reliably performed on pyrrhotite, and the amount of sulfur contained in iron ore is reduced to 0.08% or less It became clear that it could be reduced.
  • FIG. 1 shows a drawing-substituting photograph taken by embedding iron ore in a resin and polishing the cross section.
  • a xanthate compound that effectively acts on the flotation of FeS and FeSx and an amine compound salt that acts on the flotation of SiO 2 are used in combination.
  • SiO 2 can be subjected to flotation by using a salt of an amine compound together.
  • the S component coexisting with SiO 2 is also flotated, so that the amount of S contained in the iron ore is 0.08. % Or less.
  • xanthate compound means a dithiocarbamate in addition to xanthate.
  • Xanthate refers to a xanthate having the chemical structure —OC ( ⁇ S) —S—.
  • An example of xanthate is R—OC ( ⁇ S) —SM— (wherein R represents an alkyl group having 1 to 20 carbon atoms, M represents an alkali metal such as Na or K, NH 4 or the like).
  • R represents an alkyl group having 1 to 20 carbon atoms
  • M represents an alkali metal such as Na or K, NH 4 or the like.
  • xanthate known ones can be used, for example, potassium amyl xanthate, potassium ethyl xanthate, sodium ethyl xanthate, sodium isopropyl xanthate, potassium isobutyl xanthate, sodium isobutyl xanthate, etc. it can.
  • These xanthates may use two or more kinds selected arbitrarily.
  • dithiocarbamate a commercially available product (for example, can be purchased from Tokyo Chemical Industry Co., Ltd.) can be used.
  • the xanthate compound is preferably added so as to be 10 to 250 g per ton of iron ore at the time of flotation.
  • the amount of the xanthate compound added is more preferably 50 to 225 g per ton of iron ore. If the amount of the xanthate compound added is less than 10 g per ton of iron ore, the amount of the xanthate compound is too small to sufficiently react with FeSx (pyramite) contained in the iron ore, and the iron ore There is a possibility that the amount of sulfur contained cannot be sufficiently reduced. On the other hand, if the xanthate compound is added in an amount exceeding 250 g per ton of iron ore, the cost may increase excessively.
  • an amine compound salt for example, an amine compound acetate, an amine compound hydrochloride, an amine compound sulfate, an amine compound nitrate, or the like can be used.
  • an amine compound acetate is preferably used. be able to.
  • an amine having an alkyl group can be used as the amine compound.
  • the number of carbon atoms of the alkyl group is not particularly limited.
  • the number of carbon atoms may be 6 to 18, and more preferably 8 to 18.
  • the amine may be any of primary amine, secondary amine, tertiary amine, and quaternary amine.
  • the salt of the amine compound is preferably a dodecylamine salt, more preferably dodecylamine acetate.
  • the amine compound salt is preferably added in an amount of 1 to 100 g per ton of iron ore during flotation.
  • the amount of the amine compound salt added is more preferably 5 to 20 g per ton of iron ore.
  • the amount of the amine compound salt added is less than 1 g per ton of iron ore, the amount of the amine compound salt is too small to sufficiently separate and remove SiO 2 contained in the iron ore. There is a possibility that the amount of sulfur contained cannot be sufficiently reduced.
  • the salt of the amine compound is added in an amount exceeding 100 g per ton of iron ore, the amount of the amine compound becomes excessive, and the amount of sulfur contained in the iron ore is sufficiently increased when performing flotation. May not be reduced.
  • the xanthate compound and the salt of the amine compound may be added separately or at the same time during the flotation, but it is preferable to add them simultaneously.
  • iron ore containing more than 0.08% and 2% or less of sulfur is put into a container containing water.
  • the iron ore is preferably pulverized in advance so that the average particle size is about 10 to 250 ⁇ m.
  • the pulp concentration is preferably 10% or more.
  • the pulp concentration is preferably 70% or less, more preferably 60% or less.
  • the pH of the aqueous solution in the container charged with iron ore is an important condition for determining the charge on the surface of the iron ore.
  • a pH adjusting agent such as an aqueous NaOH solution or an aqueous sulfuric acid solution may be used.
  • a xanthate compound and an amine compound salt are used as the collecting agent.
  • the xanthate compound and the salt of the amine compound may be added separately or simultaneously, but are preferably added simultaneously.
  • a predetermined amount of the xanthate compound and the salt of the amine compound may be added at once, or may be added in a plurality of times, but is preferably added in a plurality of times.
  • a foaming agent is a substance that enhances the stability of foam generated during flotation, and a known one may be used.
  • methyl isobutyl carbinol, methyl isobutyl ketone, ethanol, pine oil, Huntsman's “W55 (trade name)” and the like can be used.
  • the step of adding iron ore into water, the step of adjusting the pH of the aqueous solution, the step of adding a collection agent, and the step of adding a foaming agent are generally referred to as conditioning.
  • the supply time of the foam is not particularly limited, and may be a time until the amount of S contained in the iron ore remaining in the water is 0.08% or less by floating and removing the iron ore containing S.
  • the pyrrhotite that has started floating flotation and has floated in the water may be recovered using a scraper and separated.
  • the above collecting agent and foaming agent may be added in several steps during the flotation.
  • the iron oxide produced by oxidation is sulfided (that is, the reaction proceeds in the direction opposite to the arrow in the above reaction formula), and the produced pyrrhotite is floated using a collector. Therefore, a xanthate compound is used as the collecting agent, and a substance that releases sulfur ions in water is used as the activator.
  • xanthate compound known compounds can be used, and those exemplified in the column (1) above can be used.
  • Examples of the substance that releases sulfur ions in water include at least one selected from the group consisting of sodium sulfide (Na 2 S), sodium hydrosulfide (NaSH), and sodium thiosulfate (Na 2 S 2 O 3 ). Can be used. Preferably, sodium sulfide (Na 2 S) or sodium hydrosulfide (NaSH) is used.
  • the substance that releases sulfur ions in water is preferably added so as to be 10 to 1000 g per ton of iron ore during flotation. More preferably, it is 50 to 250 g per ton of iron ore.
  • iron oxide that originally existed in the iron ore as Fe 3 O 4 in addition to iron oxide (Fe 3 O 4 ) generated by oxidation of pyrrhotite. It reacts together, and the yield of iron ore whose sulfur content is reduced to 0.08% or less is lowered.
  • a substance that releases sulfur ions in water is added to the aqueous solution in the container charged with iron ore.
  • a pH adjuster is added to adjust the pH of the aqueous solution.
  • a collection agent and a foaming agent are added, and flotation is performed.
  • a collecting agent a xanthate compound can be used, and those exemplified in the column (1) can be used. What is necessary is just to use a well-known thing as a foaming agent, and can use what was illustrated in the column of said (1).
  • the obtained iron ore has a sulfur content reduced to 0.08% or less.
  • the collector that is, a salt of a xanthate compound and an amine compound
  • the activator that is, a substance that releases sulfur ions in water
  • the removal rate of sulfur can be increased, so that the amount of sulfur contained in iron ore can be further reduced.
  • sulfur is more than 0.08% and 2% or less.
  • a method for producing iron ore with the sulfur content reduced to 0.08% or less by flotation of the containing iron ore will be described.
  • the description which overlaps with said (1) and (2) is abbreviate
  • the pH of the aqueous solution is adjusted by adding a pH adjuster as in (1) above.
  • a collection agent and a foaming agent are added, and flotation is performed.
  • a collecting agent as in (1) above, a xanthate compound and a salt of an amine compound are used. What is necessary is just to use a well-known thing as a foaming agent, and can use what was illustrated in the column of said (1).
  • the obtained iron ore has a sulfur content reduced to 0.08% or less.
  • the type of flotation machine to which these chemicals can be applied is not particularly limited, and an agitaire type flotation machine (available from CMT Co., Ltd.), Kyoto University flotation machine, column type flotation machine Etc. can be used.
  • Example 1 In Experimental Example 1, flotation of iron ore was performed using a Kyoto University type flotation machine using a xanthate compound and a salt of an amine compound as a collection agent. This will be specifically described below.
  • a frozen product of iron ore containing iron as an impurity iron ore containing pyrrhotite
  • the reason for using the frozen product is to suppress the oxidation of the pyrrhotite surface as much as possible.
  • the average particle size of the prepared pyrrhotite-containing iron ore was about 30 ⁇ m (50% particle size).
  • the prepared pyrrhotite-containing iron ore was thawed and the amount of water contained in the pyrrhotite-containing iron ore was measured, it was found to be about 20 g. Therefore, it was found that the frozen product of pyrrhotite-containing iron ore contained 160 g of pyrrhotite by dry mass.
  • the component composition of pyrrhotite-containing iron ore is shown in Table 1 below.
  • T.W. Fe is the total amount of Fe; S means the total amount of S.
  • the prepared pyrrhotite-containing iron ore is found to contain 0.29% of sulfur.
  • the prepared frozen product of pyrrhotite-containing iron ore was placed in 360 g of water and stirred. After stirring, the pH of the aqueous solution was measured and found to be about 6.
  • sulfuric acid adjusted to a concentration of 0.1 mol / L was added to adjust the pH of the aqueous solution to 5.
  • the pH was adjusted by adding sulfuric acid over 3 minutes.
  • an aqueous solution containing a xanthate compound was prepared and added to the aqueous solution adjusted in pH.
  • potassium amyl xanthate manufactured by Tokyo Chemical Industry Co., Ltd. was used as the xanthate compound.
  • Potassium amyl xanthate (180 mg) was added to 50 mL of water to prepare an aqueous potassium amyl xanthate solution. 2 mL of this aqueous solution was sampled and added to the above-adjusted pH solution, and held for 1 minute.
  • the mass of the potassium amyl xanthate used is about 45 g per ton of pyrrhotite-containing iron ore.
  • an aqueous solution containing a salt of an amine compound was prepared, and further added to the aqueous solution to which the potassium amyl xanthate aqueous solution was added.
  • dodecylamine acetate manufactured by Tokyo Chemical Industry Co., Ltd. was used as the salt of the amine compound. 16 mg of dodecylamine acetate was added to 50 mL of water to prepare a dodecylamine acetate aqueous solution, and 2 mL of this aqueous solution was sampled and added to the aqueous solution to which the potassium amyl xanthate aqueous solution was added.
  • the mass of the dodecylamine acetate used is about 4 g per ton of pyrrhotite-containing iron ore.
  • the amount of sulfur contained in the pyrrhotite-containing iron ore is reduced from 0.29% to 0.04% by performing flotation using a xanthate compound and a salt of an amine compound as a collector. It was found that it can be reduced.
  • Example 2 In Experimental Example 2, flotation was performed using a xanthate compound as a collection agent and a substance that releases sulfur ions in water as an activator. This will be specifically described below.
  • an aqueous solution containing NaSH as a substance (activator) that releases sulfur ions in water was prepared and added to the stirred aqueous solution.
  • NaSH manufactured by Nacalai Tesque was used as a substance (activator) that releases sulfur ions in water.
  • 180 mg of NaSH was added to 50 mL of water to prepare an aqueous solution of NaSH, and 2 mL of this aqueous solution was sampled and added to the aqueous solution after stirring, and held for 2.5 minutes.
  • sulfur contained in pyrrhotite-containing iron ore is obtained by performing flotation using a xanthate compound as a collection agent and a substance that releases sulfur ions in water such as NaSH as an activator. It has been found that the amount can be reduced from 0.29% to 0.06%.
  • Example 3 In Experimental Example 3, flotation was performed under the same conditions as in Experimental Example 2 except that Na 2 S was used instead of NaSH as a substance (activator) that releases sulfur ions in water. That is, in Experimental Example 3, Na 2 S made by Nacalai Tesque was prepared as a substance (activator) that releases sulfur ions in water. 180 mg of this Na 2 S was added to 50 mL of water to prepare an aqueous Na 2 S solution, and 2 mL of this aqueous solution was sampled and added to the stirred aqueous solution in the same manner as in Experimental Example 2 and held for 2.5 minutes.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.06%.
  • Example 4 In Experimental Example 4, flotation was performed under the same conditions as in Experimental Example 2 except that the amount of the NaSH aqueous solution used was reduced to 0.5 mL instead of 2 mL. That is, in Experimental Example 4, 180 mg of NaSH was added to 50 mL of water to prepare an aqueous solution of NaSH, 0.5 mL of this aqueous solution was sampled and added to the stirred aqueous solution in the same manner as in Experimental Example 2, and then 2.5 Hold for a minute.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.07%.
  • Example 5 In Experimental Example 5, flotation was performed using a xanthate compound and a salt of an amine compound as a collection agent and NaSH as a substance (activator) that releases sulfur ions in water. This will be specifically described below.
  • an aqueous solution containing NaSH was prepared as a substance (activator) that releases sulfur ions in water, as in Experimental Example 2, and added to the stirred aqueous solution.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.03%.
  • the xanthate compound and the amine compound salt were used in combination with the xanthate compound, rather than using either the amine compound salt or a substance that releases sulfur ions in water (activator). Furthermore, by using a substance (activator) that releases sulfur ions in water, the sulfur content can be further reduced, and the sulfur content in the pyrrhotite-containing iron ore can be reduced from 0.29% to 0.03%. I understood.
  • Example 6 In Experimental Example 6, flotation was performed under the same conditions except that the amount of dodecylamine acetate used in Experimental Example 1 was increased to 45 mg. That is, in Experimental Example 6, 45 mg of dodecylamine acetate was placed in 50 mL of water to prepare an aqueous solution of dodecylamine acetate, and 2 mL of this aqueous solution was sampled and added with an aqueous potassium amyl xanthate solution as in Experimental Example 1 above. To the aqueous solution. The calculated mass of dodecylamine acetate is about 55 g per ton of pyrrhotite-containing iron ore.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.07%.
  • the amount of sulfur contained in the finally obtained sample could be reduced to 0.08% or less. Even if about 55 g per 1 ton of pyrrhotite containing iron ore is not used, the amount of sulfur can be reduced to 0.08 by using only about 20 g of the amine compound salt per ton of pyrrhotite containing iron ore as in Experimental Example 1. It was found that it can be reduced to less than%.
  • Example 7 In Experimental Example 7, flotation was performed under the same conditions except that Acetamine 24 (trade name) manufactured by Kao Corporation was used instead of the dodecylamine acetate used in Experimental Example 1. That is, in Experimental Example 7, Acetamine 24 manufactured by Kao Corporation was used as the salt of the amine compound. Acetamine 24 is a mixture of amine compound salts having a hydrocarbon group having 8 to 18 carbon atoms. 32 mg of acetamine 24 was added to 50 mL of water to prepare an aqueous solution of acetamine 24. 1 mL of this aqueous solution was collected and added to an aqueous solution to which an aqueous potassium amyl xanthate solution was added in the same manner as in Experimental Example 1. About 10 grams of acetamine 24 is added per 1 ton of pyrrhotite-containing iron ore.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.07%.
  • the amount of sulfur contained in the finally obtained sample could be reduced to 0.08% or less. It was found that the amount of sulfur contained in the sample can be reduced to 0.08% or less by using a mixture of a salt of an amine compound such as acetamine 24 instead of using a pure product of the salt.
  • Example 8 flotation was performed under the same conditions except that the pH of the aqueous solution was 6.5 in Experimental Example 1. That is, in Experimental Example 8, after adjusting the pH of the aqueous solution to 6.5 by adding sulfuric acid adjusted to a concentration of 0.1 mol / L in Experimental Example 1, potassium amyl xanthate was used as in Experimental Example 1. After adding an aqueous solution and an aqueous dodecylamine acetate solution, a foaming agent was added, and flotation was performed.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.076%.
  • Example 9 In Experimental Example 9, the flotation was performed using only the xanthate compound as the collection agent in Experimental Example 1. That is, in Experimental Example 9, sulfuric acid adjusted to a concentration of 0.1 mol / L in Experimental Example 1 was added to adjust the pH of the aqueous solution to 5, and then an aqueous potassium amyl xanthate solution was added. The foaming agent was added without adding the salt aqueous solution, and the flotation was performed. The aqueous potassium amyl xanthate solution was added over 1 minute.
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.10%.
  • Example 10 flotation was performed using only the salt of the amine compound as the collection agent in Experimental Example 1. That is, in Experimental Example 10, after adjusting the pH of the aqueous solution to 5 by adding sulfuric acid adjusted to a concentration of 0.1 mol / L in Experimental Example 1, dodecylamine without adding potassium amyl xanthate aqueous solution. After adding the acetate aqueous solution, the foaming agent was added, and flotation was performed. In addition, after adding dodecylamine acetate aqueous solution, it hold
  • the sample remaining in the container was collected, dried, and then subjected to chemical analysis to measure the amount of sulfur contained in the sample. As a result, the sulfur content was 0.13%.

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

 本発明は、硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を浮遊選鉱して硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する、低硫黄含有鉄鉱石の製造方法に関する。本発明の製造方法においては、浮遊選鉱する際に、(1)捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いるか、(2)捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いるか、或いは(3)捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いる。

Description

低硫黄含有鉄鉱石の製造方法
 本発明は、硫黄を含有する鉄鉱石を浮遊選鉱し、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法に関するものである。
 鉄鉱石は豊富に存在し、硫黄等の不純物が少ない高品位鉄鉱石が多く使用されてきた。しかし、鉄鉱石の需要が増え、高品位鉄鉱石の入手が困難となりつつあり、硫黄等の不純物の多い低品位鉄鉱石を精製して使用する必要がある。
 低品位鉄鉱石に含まれる不純物を低減する技術としては、浮遊選鉱が知られている。浮遊選鉱とは、微細な鉄鉱石を含む水性懸濁液に気泡を供給し、特定の種類の粒子だけを気泡に付着させて選択的に浮上させ、分離する選鉱方法である。
 低品位鉄鉱石に含まれる不純物のなかでも硫黄を選択的に除去する際には、捕収剤としてザンセートを用いるのが一般的である。例えば、非特許文献1には、硫黄を36.73%含有する磁硫鉄鉱(FeSxで表される物質)を、捕収剤としてザンセートを用いて浮遊選鉱する技術が開示されている。また、非特許文献2には、硫黄を39.0~42.5%の範囲で含有する磁硫鉄鉱を、捕収剤としてザンセートやRADA(Rosin Amine D Acetate)を用いて浮遊選鉱する技術が開示されている。また、特許文献1には、炭水化物と反応させたザンセートと、アミンとを組み合わせて用い、水溶液のpHを8前後とし、貧鉱であるタコナイト中の鉄分濃度を約30%から約60%に向上させる浮遊選鉱技術が開示されている。
米国特許第2629494号明細書
原田種臣、「磁硫鉄鉱・黄鉄鉱・白鉄鉱の浮遊性におよぼす酸化の影響」、日本鉱業会誌、Vol.80 No.914(昭和39年8月)、p.669~674 石原透、「陽イオン捕収剤による磁硫鉄鉱の浮選」、日本鉱業会誌、Vol.75 No.850(昭和34年4月)、p.213~216
 低品位鉄鉱石のなかには、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で少量含有するものがある。こうした低品位鉄鉱石に含まれる少量の硫黄量を0.08%以下に低減可能な技術を提供できれば、硫黄量が元々0.08%以下の鉄鉱石の代替技術として有用であると考えられる。
 ところが上記非特許文献1や非特許文献2では、上述したように、硫黄を36.73~42.5%の範囲で多量に含有する磁硫鉄鉱を浮遊選鉱する技術について検討されているが、例えば、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で少量含有する鉄鉱石を浮遊選鉱により、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造することについては検討されていない。また、上記非特許文献1や非特許文献2において、硫黄含有量を0.08%以下にまで低減するには、多量の捕収剤を用いる必要があり、コスト高となる。また、特許文献1には、鉄鉱石の成分組成は開示されておらず、該鉄鉱石に含まれる硫黄量も不明であり、この文献には、炭水化物と反応させたザンセートと、アミンとを組み合わせて用いた鉄鉱石の精製方法が記載されているに過ぎない。
 本発明は上記の様な事情に着目してなされたものであって、その目的は、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で含有する鉄鉱石(即ち、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で含有する磁硫鉄鉱を含む鉄鉱石)を浮遊選鉱し、硫黄含有量を0.08%以下に低減した鉄鉱石を安価に製造できる方法を提供することにある。
 上記課題を解決することのできた本発明に係る低硫黄含有鉄鉱石の製造方法とは、硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を浮遊選鉱して硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法であって、浮遊選鉱する際に、
 (1)捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いるか、
 (2)捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いるか、或いは
 (3)捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いる
点に要旨を有する。
 前記ザンセート系化合物と、前記アミン化合物の塩は、同時に添加してもよい。前記水中で硫黄イオンを放出する物質としては、例えば、硫化ナトリウム、水硫化ナトリウム、およびチオ硫酸ナトリウムよりなる群から選ばれる少なくとも1種を用いることができる。前記浮遊選鉱は、pHを4以上7未満の範囲で行うことが好ましい。
 本発明によれば、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で少量含有する鉄鉱石を浮遊選鉱するにあたり、浮遊選鉱時に、捕収剤としてザンセート系化合物を用いると共に、更に、捕収剤としてアミン化合物の塩を用いるか、および/または、活性剤として水中で硫黄イオンを放出する物質を用いているため、硫黄が効率良く除去される。その結果、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を安価に製造できる。また、本発明によれば、ザンセート系化合物の使用量を従来よりも低減できるため、浮遊選鉱で発生する廃液の処理負荷を低減できる。
図1は、鉄鉱石の断面を撮影した図面代用写真である。
 本発明者らは、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で含有する鉄鉱石(即ち、硫黄を0.08%超、2%以下の範囲で含有する磁硫鉄鉱を含む鉄鉱石)を浮遊選鉱し、硫黄(S)含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法について鋭意検討を重ねてきた。その結果、従来から捕収剤として用いられているザンセート系化合物に加えて、更に、捕収剤としてアミン化合物の塩を用いるか、および/または、活性剤として水中で硫黄イオンを放出する物質を用いれば、硫黄除去率が一層高くなり、鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できることを見出し、本発明を完成した。ここで、本明細書における「鉄鉱石に含まれる硫黄量(鉄鉱石の硫黄含有量)」とは、硫黄を含有する鉄鉱石全体を基準(100%)としたときの、鉄鉱石に含まれる硫黄の割合を百分率(%)で表したものである。また、その百分率(%)は、詳細には、質量を基準とした百分率(質量%)を示すものである。なお、本明細書においては、質量を基準とした百分率(質量%)は、重量を基準とした百分率(重量%)と同じである。
 即ち、(1)本発明者らが、鉄鉱石の断面を観察したところ、Sが多く含まれている場所には、FeとSiが共存し易いことが判明した。そこで、種々検討したところ、浮遊選鉱時に、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いれば、ザンセート系化合物の作用によって鉄鉱石に含まれるFeSx(磁硫鉄鉱)を分離除去でき、アミン化合物の塩の作用によって鉄鉱石に含まれるSiOを分離除去できること;SiOを浮遊選鉱することによって、SiOと共存するSを除去でき、鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できることが明らかとなった。
 (2)また、磁硫鉄鉱は酸化し易く、酸化すると捕収剤による浮遊選鉱が困難となること;浮遊選鉱時に捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、且つ、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いれば、活性剤の作用によって鉄鉱石に含まれる磁硫鉄鉱の酸化を防止できるため、磁硫鉄鉱を確実に浮遊選鉱でき、鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できることが明らかとなった。
 (3)また、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用い、更に、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いれば、上記(1)と(2)の相乗効果により、鉄鉱石に含まれる硫黄量を一層低減できることも明らかとなった。
 以下、(1)~(3)について詳細に説明する。
 [(1)について]
 まず、本発明者らは、不純物として少量の硫黄を含有する鉄鉱石を浮遊選鉱して精製するにあたり、一般的に鉄鉱石中で硫黄がどのような形態で存在するかを確認するため、電子顕微鏡(SEM/EDX)による観察を行った。鉄鉱石を樹脂に埋め込み、断面を研磨して撮影した図面代用写真を図1に示す。
 図1に示すように、Sを0.73%含む場所(低S部分)には、Feが71.26%含まれているが、Siは0.64%に留まっていることが分かった。これに対し、Sを3.29%含む場所(高S部分)には、Feを54.05%含むと共に、Siを2.13%含んでいることが分かった。この結果によれば、SがFeS(パイライト)やFeSx(磁硫鉄鉱)として存在する場所に、SiOが混入して存在することを示唆していると考えられる。
 そこで本発明では、FeSやFeSxの浮遊選鉱に有効に作用するザンセート系化合物と、SiOの浮遊選鉱に有効に作用するアミン化合物の塩とを併用することとした。ザンセート系化合物に加えて、アミン化合物の塩を併用することによってSiOを浮遊選鉱でき、このときSiOと共存するS分も浮遊選鉱されるため、鉄鉱石に含まれるS量を0.08%以下に低減できる。
 本明細書において「ザンセート系化合物」とは、ザンセートの他、ジチオカルバミン酸塩を含む意味である。ザンセートとは、-OC(=S)-S-の化学構造を有するキサントゲン酸塩をいう。ザンセートの例としては、R-OC(=S)-S-M+(式中、Rは炭素数1~20のアルキル基、MはNa、K等のアルカリ金属またはNHなどを表す。)の一般式で示される化合物が挙げられる。
 上記ザンセートとしては、公知のものを用いることができ、例えば、カリウムアミルザンセート、カリウムエチルザンセート、ナトリウムエチルザンセート、ナトリウムイソプロピルザンセート、カリウムイソブチルザンセート、ナトリウムイソブチルザンセートなどを用いることができる。これらのザンセートは、任意に選ばれる2種以上を用いてもよい。
 また、ジチオカルバミン酸塩としては、市販品(例えば、東京化成工業社から購入可能)を用いることができる。
 上記ザンセート系化合物は、浮遊選鉱する際に、鉄鉱石1トンあたり10~250gとなるように添加することが好ましい。上記ザンセート系化合物の添加量は、より好ましくは鉄鉱石1トンあたり50~225gである。上記ザンセート系化合物の添加量が鉄鉱石1トンあたり10g未満であると、上記ザンセート系化合物の量が少なすぎるために鉄鉱石に含まれるFeSx(磁硫鉄鉱)と十分に反応できず、鉄鉱石に含まれる硫黄量を十分に低減できないおそれがある。一方、上記ザンセート系化合物を鉄鉱石1トンあたり250gを超えるような量で添加すると、コストが過剰に大きくなるおそれがある。
 上記アミン化合物の塩としては、例えば、アミン化合物の酢酸塩、アミン化合物の塩酸塩、アミン化合物の硫酸塩、アミン化合物の硝酸塩などを用いることができ、特に、アミン化合物の酢酸塩を好適に用いることができる。
 上記アミン化合物としては、アルキル基を有するアミンを用いることができる。アルキル基の炭素数は特に限定されないが、例えば、炭素数は6~18であってもよく、より好ましくは炭素数8~18である。当該アルキル基の炭素数が6よりも小さい場合、泡への付着性が十分でなくなる場合がある。一方、当該アルキル基の炭素数が18を超える場合、水への溶解性が悪くなる場合がある。アミンは、第1級アミン、第2級アミン、第3級アミン、第4級アミンのいずれであってもよい。上記アミン化合物の塩としては、好ましくはドデシルアミンの塩であり、より好ましくはドデシルアミン酢酸塩である。
 上記アミン化合物の塩は、浮遊選鉱する際に、鉄鉱石1トンあたり1~100gとなるように添加することが好ましい。上記アミン化合物の塩の添加量は、より好ましくは鉄鉱石1トンあたり5~20gである。上記アミン化合物の塩の添加量が鉄鉱石1トンあたり1g未満であると、上記アミン化合物の塩の量が少なすぎるために鉄鉱石に含まれるSiOを十分に分離除去できず、鉄鉱石に含まれる硫黄量を十分に低減できないおそれがある。一方、上記アミン化合物の塩を鉄鉱石1トンあたり100gを超えるような量で添加すると、上記アミン化合物の量が過剰となり、浮遊選鉱する際に、かえって、鉄鉱石に含まれる硫黄量を十分に低減できないおそれがある。
 上記ザンセート系化合物と、上記アミン化合物の塩は、浮遊選鉱する際に、別々に添加してもよいし、同時に添加してもよいが、同時に添加することが好ましい。
 次に、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いて、硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を浮遊選鉱し、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法について説明する。
 まず、硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を、水を入れた容器に投入する。鉄鉱石は、平均粒径が10~250μm程度になるように予め粉砕しておくことが好ましい。
 鉄鉱石の濃度(通常、パルプ濃度と呼ばれ、パルプ濃度(%)=鉄鉱石の質量/水の質量×100で算出される。)は低い方が、磁硫鉄鉱の分離性能は良くなるが、単位時間あたりの処理量が少なくなる。従ってパルプ濃度は、10%以上とすることが好ましい。パルプ濃度は高い方が、単位時間あたりの処理量が多くなるが、鉄鉱石の濃度を高め過ぎると、磁硫鉄鉱の分離性能が低下する。従ってパルプ濃度は70%以下とすることが好ましく、より好ましくは60%以下である。
 鉄鉱石を投入した容器内の水溶液のpHは、鉄鉱石表面の電荷を決める重要な条件であり、本発明では、水溶液を酸性、特に水溶液のpHを4以上7未満に調整することが好ましい。より好ましくは水溶液のpHを4.5~5.5程度に調整することがよい。水溶液のpHの調整には、NaOH水溶液や硫酸水溶液などのpH調整剤を用いればよい。
 上記水溶液のpHを調整するにあたっては、鉄鉱石表面の電荷が変化するのに時間がかかると考えられるため、pH調整剤の添加を開始してから、例えば、10秒~5分間保持することが推奨される。
 水溶液のpHを調整した後は、捕収剤および起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行う。
 上記捕収剤としては、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いる。ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩は、別々に添加してもよいし、同時に添加してもよいが、同時に添加することが好ましい。ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩は、所定の量を一度に添加してもよいし、複数回に分けて添加してもよいが、複数回に分けて添加することが好ましい。
 次に、上記二種類の捕収剤を添加した後、起泡剤を添加すればよい。起泡剤とは、浮遊選鉱時に発生する泡の安定性を高める物質であり、公知のものを用いればよい。例えば、メチルイソブチルカルビノール、メチルイソブチルケトン、エタノール、パイン油、ハンツマン社の「W55(商品名)」等、を用いることができる。
 以上、鉄鉱石を水に投入する工程、水溶液のpHを調整する工程、捕収剤を添加する工程、および起泡剤を添加する工程を総称して、一般的にはコンディショニングと呼ぶ。
 次に、捕収剤および起泡剤を添加した後、容器内に空気の泡を供給して浮遊選鉱を開始する。
 泡の供給時間は特に限定されず、Sを含有する鉄鉱石を浮上させて除去し、水中に残留する鉄鉱石に含まれるS量が0.08%以下になるまでの時間とすればよい。
 浮遊選鉱を開始し、水中を浮上してきた磁硫鉄鉱は、掻き取り器を用いて回収し、分離すればよい。
 上記捕収剤および起泡剤は、浮遊選鉱の途中で複数回に分けて添加してもよい。
 次に、浮遊選鉱後、泡の導入を停止し、容器内に残った試料を回収し、乾燥すれば、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石が得られる。
 [(2)について]
 磁硫鉄鉱(FeSx)は、空気に触れると容易に表面が酸化する。表面が酸化すると、次の反応が起こり、酸化鉄(Fe)と区別が付かなくなるため、捕収剤を用いた浮遊選鉱による分離は困難となる。
 FeSx+O→Fe+SO
 そこで本発明では、酸化して生成した酸化鉄を硫化し(即ち、上記反応式において矢印とは逆の方向に進む反応を起こさせ)、生成した磁硫鉄鉱を捕収剤を用いて浮遊選鉱するために、捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いることとした。
 上記ザンセート系化合物としては、公知のものを用いることができ、上記(1)の欄で例示したものを用いることができる。
 上記水中で硫黄イオンを放出する物質としては、例えば、硫化ナトリウム(NaS)、水硫化ナトリウム(NaSH)、およびチオ硫酸ナトリウム(Na)よりなる群から選ばれる少なくとも1種を用いることができる。好ましくは、硫化ナトリウム(NaS)または水硫化ナトリウム(NaSH)を用いることがよい。
 上記水中で硫黄イオンを放出する物質は、浮遊選鉱する際に、鉄鉱石1トンあたり10~1000gとなるように添加することが好ましい。より好ましくは鉄鉱石1トンあたり50~250gである。上記水中で硫黄イオンを放出する物質を過剰に添加すると、磁硫鉄鉱が酸化されて生成した酸化鉄(Fe)以外に、元々鉄鉱石中にFeとして存在していた酸化鉄とも反応し、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石の歩留まりが低下する。
 なお、上記水中で硫黄イオンを放出する物質としてNaSやNaSHを用いる場合には、鉄鉱石1トンあたり225gまでの添加であれば効果があることを確認している。一方、上記水中で硫黄イオンを放出する物質としてNaSHを用いる場合には、鉄鉱石1トンあたり50gの添加であってもS分の低下に寄与することも確認している。
 次に、捕収剤としてザンセート系化合物を用い、活性剤として水中で硫黄イオンを放出する物質を用いて、硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を浮遊選鉱し、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法について説明する。なお、上記(1)と重複する部分は、説明を省略する。
 鉄鉱石を水に投入する工程は、上記(1)と同じである。
 次に、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を、鉄鉱石を投入した容器内の水溶液に添加する。水中で硫黄イオンを放出する物質を添加するにあたっては、鉄鉱石表面における反応に時間がかかるため、水中で硫黄イオンを放出する物質の添加を開始してから、例えば、10秒間~5分間保持することが推奨される。
 活性剤を添加した後、上記(1)と同様、pH調整剤を添加して水溶液のpHを調整する。
 次に、水溶液のpHを調整した後、捕収剤および起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行う。捕収剤としては、ザンセート系化合物を用い、上記(1)の欄で例示したものを用いることができる。起泡剤としては、公知のものを用いればよく、上記(1)の欄で例示したものを用いることができる。
 捕収剤および起泡剤を添加した後は、上記(1)と同様、容器内に空気の泡を供給して浮遊選鉱を行い、容器内に残った試料を回収し、乾燥する。得られた鉄鉱石は、硫黄含有量が0.08%以下に低減されたものとなる。
 [(3)について]
 上記(3)では、上記捕収剤(即ち、ザンセート系化合物とアミン化合物の塩)と、上記活性剤(即ち、水中で硫黄イオンを放出する物質)を併用する。ザンセート系化合物、アミン化合物の塩、および水中で硫黄イオンを放出する物質を用いることによって、硫黄の除去率を高めることができるため、鉄鉱石に含まれる硫黄量を一層低減できる。
 次に、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用い、更に、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いて、硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を浮遊選鉱し、硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法について説明する。なお、上記(1)、(2)と重複する部分は、説明を省略する。
 上記(1)と同様、鉄鉱石を水に投入した後、上記(2)と同様、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を、鉄鉱石を投入した容器内の水溶液に添加する。
 活性剤を添加した後は、上記(1)と同様、pH調整剤を添加して水溶液のpHを調整する。
 次に、水溶液のpHを調整した後、捕収剤および起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行う。捕収剤としては、上記(1)と同様、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いる。起泡剤としては、公知のものを用いればよく、上記(1)の欄で例示したものを用いることができる。
 捕収剤および起泡剤を添加した後は、上記(1)と同様、容器内に空気の泡を供給して浮遊選鉱を行い、容器内に残った試料を回収し、乾燥する。得られた鉄鉱石は、硫黄含有量が0.08%以下に低減されたものとなる。
 なお、これらの薬剤を適用できる浮選機の種類は特に制限されず、アジテア型浮選機(株式会社シー・エム・ティ等から入手可能)、京大式浮選機、カラム式浮選機等を用いることができる。
 以下、実施例を挙げて本発明をより具体的に説明するが、本発明はもとより下記実施例によって制限を受けるものではなく、前・後記の趣旨に適合し得る範囲で適当に変更を加えて実施することも勿論可能であり、それらはいずれも本発明の技術的範囲に包含される。
 (実験例1)
 実験例1では、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩を用い、京大式浮選機を用いて鉄鉱石の浮遊選鉱を行った。以下、具体的に説明する。
 まず、不純物として硫黄を含む鉄鉱石(磁硫鉄鉱含有鉄鉱石)の冷凍品を180g準備した。冷凍品を用いた理由は、磁硫鉄鉱の表面の酸化をできるたけ抑えるためである。準備した磁硫鉄鉱含有鉄鉱石の平均粒径は30μm程度(50%粒子径)であった。
 準備した磁硫鉄鉱含有鉄鉱石を解凍し、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる水分量を測定したところ約20gであることが判明した。従って磁硫鉄鉱含有鉄鉱石の冷凍品には、乾燥質量で160gの磁硫鉄鉱が含まれていることが分かった。
 また、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石の成分組成を下記表1に示す。表1においてT.Feは全Fe量、T.Sは全S量を意味する。下記表1から明らかなように、準備した磁硫鉄鉱含有鉄鉱石は、硫黄を0.29%含有することが分かる。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 次に、準備した磁硫鉄鉱含有鉄鉱石の冷凍品を、水360gの中に入れて攪拌した。攪拌後、水溶液のpHを測定したところ、pHは約6であった。
 次に、濃度0.1mol/Lに調整した硫酸を添加して水溶液のpHを5に調整した。pHの調整は、硫酸を3分間かけて添加して行った。
 次に、ザンセート系化合物を含む水溶液を調製し、上記pHを調整した水溶液に添加した。具体的には、ザンセート系化合物として東京化成工業社製のカリウムアミルザンセートを用いた。カリウムアミルザンセート180mgを、水50mLに入れてカリウムアミルザンセート水溶液を調製し、この水溶液を2mL採取して上記pHを調整した水溶液に添加し、1分間保持した。上記カリウムアミルザンセート水溶液を2mL投入する事で、用いたカリウムアミルザンセートの質量は、計算上、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約45gとなる。
 次に、アミン化合物の塩を含む水溶液を調製し、上記カリウムアミルザンセート水溶液を加えた水溶液に更に添加した。具体的には、アミン化合物の塩として東京化成工業社製のドデシルアミン酢酸塩を用いた。ドデシルアミン酢酸塩16mgを、水50mLに入れてドデシルアミン酢酸塩水溶液を調製し、この水溶液を2mL採取して上記カリウムアミルザンセート水溶液を加えた水溶液に添加した。用いたドデシルアミン酢酸塩の質量は、計算上、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約4gとなる。
 ドデシルアミン酢酸塩水溶液を添加した後、起泡剤を0.008g(注射針の先で2滴分)添加し、1分間保持した。起泡剤としてはハンツマン社製の「W55(商品名)」を用いた。保持後、容器内の水溶液を攪拌すると共に、空気を供給し、浮遊選鉱を行った。その結果、浮遊選鉱の開始と共に、磁硫鉄鉱を含む泡が容器の上面に発生したため、掻き取り器にて泡を回収した。
 また、浮遊選鉱を開始してから6分後、12分後、18分後、24分後に(即ち、6分間隔で)、上記カリウムアミルザンセート水溶液を2mLと、ドデシルアミン酢酸塩水溶液を2mLずつ加えると共に、泡の回収を更に続けた。なお、カリウムアミルザンセートは、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約225g、ドデシルアミン酢酸塩は、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約20g添加したこととなる。
 浮遊選鉱を開始してから30分経過後、攪拌と空気の供給を止めた。停止後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.04%であった。
 以上の結果から、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩を併用して浮遊選鉱を行うことによって、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.29%から0.04%に低減できることが分かった。
 (実験例2)
 実験例2では、捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤として水中で硫黄イオンを放出する物質を用いて浮遊選鉱を行った。以下、具体的に説明する。
 上記実験例1で用いたものと同じ磁硫鉄鉱含有鉄鉱石の冷凍品を180g準備し、これを、水360gの中に入れて攪拌した。
 次に、水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)としてNaSHを含む水溶液を調製し、上記攪拌後の水溶液に添加した。具体的には、水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)として、ナカライテスク社製のNaSHを用いた。NaSH180mgを、水50mLに入れてNaSH水溶液を調製し、この水溶液を2mL採取して、上記攪拌後の水溶液に添加してから2.5分間保持した。
 次に、上記実験例1と同様、硫酸を添加して水溶液のpHを5に調整した。なお、pHの調整は、硫酸を5分間かけて添加して行った。
 次に、上記実験例1と同様、カリウムアミルザンセート水溶液を調製し、上記pHを調整した水溶液に添加した。なお、カリウムアミルザンセート水溶液を添加してから1分間保持した。
 次に、カリウムアミルザンセート水溶液を添加した後、上記実験例1と同様、起泡剤を添加し、1分間保持した。保持後、上記実験例1と同様、浮遊選鉱を行った。
 また、浮遊選鉱を開始してから6分後、12分後、18分後、24分後に(即ち、6分間隔で)、上記カリウムアミルザンセート水溶液を2mL加えると共に、泡の回収を更に続けた。なお、カリウムアミルザンセートは、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約225g添加したこととなる。
 浮遊選鉱を開始してから30分経過後、攪拌と空気の供給を止めた。停止後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.06%であった。
 以上の結果から、捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤としてNaSHのような水中で硫黄イオンを放出する物質を用いて浮遊選鉱を行うことによって、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.29%から0.06%に低減できることが分かった。
 (実験例3)
 実験例3では、上記実験例2において、水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)としてNaSHを用いる代わりにNaSを用いる点以外は、同じ条件で浮遊選鉱を行った。即ち、実験例3では、水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)として、ナカライテスク社製のNaSを準備した。このNaS180mgを、水50mLに入れてNaS水溶液を調製し、この水溶液を2mL採取して、上記実験例2と同様、攪拌後の水溶液に添加してから2.5分間保持した。
 次に、上記実験例2と同様、硫酸を添加して水溶液のpHを5に調整し、次いで、カリウムアミルザンセート水溶液を添加し、次いで、起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行った。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.06%であった。
 以上の結果から、捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤としてNaSのような水中で硫黄イオンを放出する物質を用いて浮遊選鉱を行うことによって、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.29%から0.06%に低減できることが分かった。
 (実験例4)
 実験例4では、上記実験例2において、用いたNaSH水溶液の量を2mLとする代わりに0.5mLに減らした点以外は、同じ条件で浮遊選鉱を行った。即ち、実験例4では、NaSH180mgを、水50mLに入れてNaSH水溶液を調製し、この水溶液を0.5mL採取して、上記実験例2と同様、攪拌後の水溶液に添加してから2.5分間保持した。
 次に、上記実験例2と同様、硫酸を添加して水溶液のpHを5に調整し、次いで、カリウムアミルザンセート水溶液を添加し、次いで、起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行った。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.07%であった。
 実験例4と上記実験例2の結果を比較すると、活性剤として用いるNaSHのような水中で硫黄イオンを放出する物質の量を0.5mLに減らしても、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できることが分かった。
 (実験例5)
 実験例5では、捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩を用い、水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)としてNaSHを用いて浮遊選鉱を行った。以下、具体的に説明する。
 上記実験例1で用いたものと同じ磁硫鉄鉱含有鉄鉱石の冷凍品を180g準備し、これを水360gの中に入れて攪拌した。
 次に、水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)として上記実験例2と同様、NaSHを含む水溶液を調製し、上記攪拌後の水溶液に添加した。
 次に、上記実験例1と同様、硫酸を添加し、水溶液のpHを5に調整した。なお、pHの調整は硫酸を5分間かけて添加して行った。
 次に、上記実験例1と同様、カリウムアミルザンセート水溶液を調製し、上記pHを調整した水溶液に添加した。なお、カリウムアミルザンセート水溶液を添加してから1分間保持した。
 次に、上記実験例1と同様、ドデシルアミン酢酸塩水溶液を調製し、上記カリウムアミルザンセート水溶液を加えた水溶液に更に添加し、起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行った。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.03%であった。
 以上の結果から、ザンセート系化合物と共に、アミン化合物の塩または水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)のいずれか一方を用いた場合よりも、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩を併用し、更に水中で硫黄イオンを放出する物質(活性剤)を用いることによって、硫黄含有量を一層低減でき、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.29%から0.03%にできることが分かった。
 (実験例6)
 実験例6では、上記実験例1において用いたドデシルアミン酢酸塩の量を45mgに増量する点以外は、同じ条件で浮遊選鉱を行った。即ち、実験例6では、ドデシルアミン酢酸塩45mgを、水50mLに入れてドデシルアミン酢酸塩水溶液を調製し、この水溶液を2mL採取して、上記実験例1と同様、カリウムアミルザンセート水溶液を加えた水溶液に添加した。用いたドデシルアミン酢酸塩の質量は、計算上、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約55gとなる。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.07%であった。
 実験例6と上記実験例1の結果を比較すると、いずれの場合でも、最終的に得られる試料に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できたが、実験例6のようにアミン化合物の塩を、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約55g用いなくても、実験例1のようにアミン化合物の塩を、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約20g用いただけで硫黄量を0.08%以下に低減できることが分かった。
 (実験例7)
 実験例7では、上記実験例1において用いたドデシルアミン酢酸塩の代わりに、花王株式会社製のアセタミン24(商品名)を用いる点以外は、同じ条件で浮遊選鉱を行った。即ち、実験例7では、アミン化合物の塩として花王株式会社製のアセタミン24を用いた。アセタミン24は、炭素数が8~18個の炭化水素基を有するアミン化合物の塩の混合物である。32mgのアセタミン24を、水50mLに入れてアセタミン24水溶液を調製し、この水溶液を1mL採取して、上記実験例1と同様、カリウムアミルザンセート水溶液を加えた水溶液に添加した。アセタミン24は、計算上、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石1トンあたり約10g添加したことになる。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.07%であった。
 実験例7と上記実験例1の結果を比較すると、いずれの場合でも、最終的に得られる試料に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できたが、実験例1のようにアミン化合物の塩の純品を用いる代わりに、アセタミン24のようなアミン化合物の塩の混合物を用いても、試料に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できることが分かった。
 (実験例8)
 実験例8では、上記実験例1において水溶液のpHを6.5にする点以外は、同じ条件で浮遊選鉱を行った。即ち、実験例8では、上記実験例1において、濃度0.1mol/Lに調整した硫酸を添加して水溶液のpHを6.5に調整した後、上記実験例1と同様、カリウムアミルザンセート水溶液およびドデシルアミン酢酸塩水溶液を添加してから起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行った。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.076%であった。
 実験例8と上記実験例1の結果を比較すると、いずれの場合でも、最終的に得られる試料に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できたが、実験例8のように水溶液のpHが若干高くなると、試料に含まれる硫黄濃度が若干高くなることが分かった。
 (実験例9)
 実験例9では、上記実験例1において、捕収剤として、ザンセート系化合物のみを用いて浮遊選鉱を行った。即ち、実験例9では、上記実験例1において、濃度0.1mol/Lに調整した硫酸を添加して水溶液のpHを5に調整した後、カリウムアミルザンセート水溶液を加えたが、ドデシルアミン酢酸塩水溶液は添加せずに、起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行った。なお、カリウムアミルザンセート水溶液は、1分間かけて添加した。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.10%であった。
 以上の結果から、捕収剤として、カリウムアミルザンセートのようなザンセート系化合物のみを実験例1と同じ量だけ用いた場合には、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できないことが分かった。
 (実験例10)
 実験例10では、上記実験例1において、捕収剤として、アミン化合物の塩のみを用いて浮遊選鉱を行った。即ち、実験例10では、上記実験例1において、濃度0.1mol/Lに調整した硫酸を添加して水溶液のpHを5に調整した後、カリウムアミルザンセート水溶液は添加せずに、ドデシルアミン酢酸塩水溶液を添加してから起泡剤を添加し、浮遊選鉱を行った。なお、ドデシルアミン酢酸塩水溶液を添加してから1分間保持した。
 浮遊選鉱後、容器内に残った試料を回収し、乾燥した後、化学分析を行って試料に含まれる硫黄量を測定した。その結果、硫黄量は0.13%であった。
 以上の結果から、捕収剤として、ドデシルアミン酢酸塩のようなアミン化合物の塩のみを用いた場合には、磁硫鉄鉱含有鉄鉱石に含まれる硫黄量を0.08%以下に低減できないことが分かった。
 本発明を特定の態様を参照して詳細に説明したが、本発明の精神と範囲を離れることなく様々な変更および修正が可能であることは、当業者にとって明らかである。
 なお、本出願は、2013年6月27日付けで出願された日本特許出願(特願2013-134905)に基づいており、その全体が引用により援用される。

Claims (5)

  1.  硫黄を0.08%超、2%以下含有する鉄鉱石を浮遊選鉱して硫黄含有量が0.08%以下に低減された鉄鉱石を製造する方法であって、
     浮遊選鉱する際に、
     (1)捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用いるか、
     (2)捕収剤として、ザンセート系化合物を用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いるか、或いは
     (3)捕収剤として、ザンセート系化合物と、アミン化合物の塩とを用い、活性剤として、水中で硫黄イオンを放出する物質を用いる
    ことを特徴とする硫黄含有鉄鉱石の製造方法。
  2.  前記ザンセート系化合物と、前記アミン化合物の塩とを同時に添加する請求項1に記載の製造方法。
  3.  前記水中で硫黄イオンを放出する物質として、硫化ナトリウム、水硫化ナトリウム、およびチオ硫酸ナトリウムよりなる群から選ばれる少なくとも1種を用いる請求項1に記載の製造方法。
  4.  前記水中で硫黄イオンを放出する物質として、硫化ナトリウム、水硫化ナトリウム、およびチオ硫酸ナトリウムよりなる群から選ばれる少なくとも1種を用いる請求項2に記載の製造方法。
  5.  前記浮遊選鉱を、pHが4以上7未満の範囲で行う請求項1~4のいずれか一項に記載の製造方法。
     
PCT/JP2014/066581 2013-06-27 2014-06-23 低硫黄含有鉄鉱石の製造方法 WO2014208504A1 (ja)

Priority Applications (7)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AU2014299938A AU2014299938B2 (en) 2013-06-27 2014-06-23 Production method for low-sulfur iron ore
US14/893,420 US10596578B2 (en) 2013-06-27 2014-06-23 Production method for low-sulfur iron ore
UAA201512806A UA113698C2 (xx) 2013-06-27 2014-06-23 Спосіб одержання малосірчистої залізної руди
BR112015031491-0A BR112015031491B1 (pt) 2013-06-27 2014-06-23 Processo de produção para minério de ferro de baixo teor de enxofre
CN201480035854.1A CN105324497B (zh) 2013-06-27 2014-06-23 低含硫铁矿石的制造方法
EP14818216.5A EP3015558B1 (en) 2013-06-27 2014-06-23 Production method for low-sulfur iron ore
RU2015155726A RU2621512C1 (ru) 2013-06-27 2014-06-23 Способ получения малосернистой железной руды

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2013-134905 2013-06-27
JP2013134905A JP6009999B2 (ja) 2013-06-27 2013-06-27 低硫黄含有鉄鉱石の製造方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2014208504A1 true WO2014208504A1 (ja) 2014-12-31

Family

ID=52141838

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2014/066581 WO2014208504A1 (ja) 2013-06-27 2014-06-23 低硫黄含有鉄鉱石の製造方法

Country Status (11)

Country Link
US (1) US10596578B2 (ja)
EP (1) EP3015558B1 (ja)
JP (1) JP6009999B2 (ja)
CN (1) CN105324497B (ja)
AU (1) AU2014299938B2 (ja)
BR (1) BR112015031491B1 (ja)
CL (1) CL2015003575A1 (ja)
PE (1) PE20152021A1 (ja)
RU (1) RU2621512C1 (ja)
UA (1) UA113698C2 (ja)
WO (1) WO2014208504A1 (ja)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106269273A (zh) * 2016-08-08 2017-01-04 合肥万泉非金属矿科技有限公司 一种ppm级低铁高纯石英砂浮选药剂
CN114708926A (zh) * 2022-03-21 2022-07-05 矿冶科技集团有限公司 磁黄铁矿的产率和回收率的预测方法及其应用

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2629494A (en) 1951-11-08 1953-02-24 Attapulgus Minerals & Chemical Concentration of oxidized iron ores by froth flotation in the presence of carbohydrate xanthates
JPS5351125A (en) * 1976-10-22 1978-05-10 Sumitomo Metal Mining Co Flotation of copper oxide ores
JPS60150856A (ja) * 1984-01-14 1985-08-08 Kobe Steel Ltd 鉄鉱物の浮遊選鉱方法
JPS6469527A (en) * 1987-09-08 1989-03-15 Sumitomo Metal Ind Production of iron oxide
WO2004083468A1 (ja) * 2003-03-19 2004-09-30 Sumitomo Metal Mining Co. Ltd. 硫化鉱石中の硫化鉱物の酸化防止方法

Family Cites Families (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1105237A1 (ru) * 1983-01-11 1984-07-30 Государственный научно-исследовательский и проектный институт по обогащению руд цветных металлов "Казмеханобр" Способ флотации сульфидных руд цветных металлов
EP0298392A3 (de) * 1987-07-07 1991-01-09 Henkel Kommanditgesellschaft auf Aktien Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung
CA2082831C (en) * 1992-11-13 1996-05-28 Sadan Kelebek Selective flotation process for separation of sulphide minerals
CN101254484A (zh) * 2007-07-31 2008-09-03 中南大学 一种复杂硫化矿的高效清洁选矿方法
CN100540692C (zh) * 2007-11-08 2009-09-16 长沙矿冶研究院 一种高硫铁矿粉脱硫的方法
CN101653747B (zh) * 2009-07-31 2012-10-24 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 铁矿石阴离子反浮选脱硫降硅药剂的组合使用方法
CN101862701B (zh) * 2010-05-14 2013-01-09 昆明钢铁控股有限公司 一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法
JP5351125B2 (ja) * 2010-10-28 2013-11-27 誠 植村 オープンシールド工法のオープンシールド機発進方法
CN102513203B (zh) * 2011-12-12 2014-04-02 昆明理工大学 一种高磷硫菱铁矿资源回收利用的方法
CN102553717B (zh) * 2012-01-13 2014-09-03 鞍钢集团矿业公司 高硫赤铁矿选矿工艺
RU2480290C1 (ru) * 2012-02-10 2013-04-27 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ обогащения техногенного минерального сырья цветных металлов
CN102974469B (zh) * 2012-12-21 2014-12-10 长沙矿冶研究院有限责任公司 铁精矿浮选降硫的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2629494A (en) 1951-11-08 1953-02-24 Attapulgus Minerals & Chemical Concentration of oxidized iron ores by froth flotation in the presence of carbohydrate xanthates
JPS5351125A (en) * 1976-10-22 1978-05-10 Sumitomo Metal Mining Co Flotation of copper oxide ores
JPS60150856A (ja) * 1984-01-14 1985-08-08 Kobe Steel Ltd 鉄鉱物の浮遊選鉱方法
JPS6469527A (en) * 1987-09-08 1989-03-15 Sumitomo Metal Ind Production of iron oxide
WO2004083468A1 (ja) * 2003-03-19 2004-09-30 Sumitomo Metal Mining Co. Ltd. 硫化鉱石中の硫化鉱物の酸化防止方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
HARADA, TANEOMI: "Effects of Oxidation of Pyrrhotite, Pyrite and Marcasite on their Flotation Properties", JOURNAL OF MMIJ, vol. 80, no. 914, August 1964 (1964-08-01), pages 669 - 674
ISHIHARA, TORU: "Flotation of Pyrrhotite using Cationic Collector", JOURNAL OFMMIJ, vol. 75, no. 850, April 1959 (1959-04-01), pages 213 - 216

Also Published As

Publication number Publication date
EP3015558A1 (en) 2016-05-04
EP3015558A4 (en) 2017-11-08
AU2014299938B2 (en) 2016-07-14
US20160107170A1 (en) 2016-04-21
PE20152021A1 (es) 2016-01-29
EP3015558B1 (en) 2020-01-08
JP2015010246A (ja) 2015-01-19
JP6009999B2 (ja) 2016-10-19
CN105324497A (zh) 2016-02-10
RU2621512C1 (ru) 2017-06-06
CL2015003575A1 (es) 2016-09-23
US10596578B2 (en) 2020-03-24
CN105324497B (zh) 2017-05-31
AU2014299938A1 (en) 2016-01-07
UA113698C2 (xx) 2017-02-27
BR112015031491B1 (pt) 2024-01-09
BR112015031491A2 (pt) 2017-07-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2020294218B2 (en) Method for intensive recovery of valuable components from rare earth tailings
JP5550933B2 (ja) 高砒素含銅物からの砒素鉱物の分離方法
RU2422212C2 (ru) Способ флотации для десульфуризации и обескремнивания бокситов
KR102062935B1 (ko) 다중 억제제의 상승작용을 활용하여 자류철석을 함유하는 니켈 황화광석의 부유선광에서 선택도 및 회수를 개선하는 방법
CN103909020A (zh) 一种方铅矿与黄铁矿和闪锌矿浮选分离抑制剂及分离方法
CN104741243B (zh) 一种具有巯基‑异羟肟酸基结构的有色金属矿浮选捕收剂及其制备方法和应用
JP2010133004A (ja) 高砒素品位含銅物からの砒素鉱物の分離方法
CN107081220B (zh) 一种改善白钨浮选精矿中氧化钼富集效果的方法
CN110918263A (zh) 一种非铜硫化矿抑制剂及其应用
BR102016023528A2 (pt) Depressores de polissacarídeo moderadamente oxidado para uso em processos de flotação de minério de ferro
CN105312161B (zh) 一种铅锌硫混合浮选分离抑制剂的制备方法
JP6809956B2 (ja) モリブデン精鉱の分離方法
CN111298982B (zh) 一种火法冶炼铜熔炼渣铜金高效捕收剂及其应用
JP6009999B2 (ja) 低硫黄含有鉄鉱石の製造方法
JP2018034128A (ja) モリブデン精鉱の分離方法
CN112827659B (zh) 一种方铅矿和闪锌矿的选择性浮选分离的药剂和方法
CN110420761B (zh) 一种酰胺类化合物作为硫化矿抑制剂的用途
JP5774374B2 (ja) 砒素鉱物を含む含銅物からの砒素鉱物の分離方法
Canpolat et al. Recovery of copper from complex copper oxide ore by flotation and leaching methods
JP2008062169A (ja) カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法及び処理システム
JP5188118B2 (ja) 黄鉄鉱の浮遊性を抑制する浮遊選鉱方法
BR0315150B1 (pt) processo de flotação por espuma para beneficiamento de um minério.
JP5025537B2 (ja) カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法
CN114632629B (zh) 一种硫化铜抑制剂及其制备方法
Liu et al. Present situation on beneficiation of lead-zinc oxide ore

Legal Events

Date Code Title Description
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 201480035854.1

Country of ref document: CN

121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 14818216

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 14893420

Country of ref document: US

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2014818216

Country of ref document: EP

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 002612-2015

Country of ref document: PE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: A201512806

Country of ref document: UA

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01A

Ref document number: 112015031491

Country of ref document: BR

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2014299938

Country of ref document: AU

Date of ref document: 20140623

Kind code of ref document: A

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2015155726

Country of ref document: RU

Kind code of ref document: A

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 112015031491

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20151216