(57)【要約】【課題】  乾式銅製錬の原料である砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を分離して砒素品位の低い銅精鉱を回収するため、砒素を含む銅精鉱から効率よく且つ経済的に砒素鉱物を分離する方法を提供する。【解決手段】  砒素を含む銅精鉱を９０〜１２０℃で加熱処理した後、リパルプして浮選し、砒素鉱物を浮遊させて除去すると共に、沈鉱として砒素品位の低い銅精鉱を回収する。レパルプ後の上記銅精鉱には、黄血塩を銅精鉱１トンあたり１０〜１５ｋｇ添加することが好ましい。【選択図】      なし【特許請求の範囲】
【請求項１】
砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を分離して砒素品位の低い銅精鉱を回収する方法において、砒素を含む銅精鉱を９０〜１２０℃で加熱処理した後、リパルプして浮選し、砒素鉱物を浮遊させて除去することを特徴とする銅精鉱からの砒素鉱物の分離方法。
【請求項２】
前記レパルプ後の銅精鉱に、黄血塩を銅精鉱１トンあたり１０〜１５ｋｇ添加することを特徴とする、請求項１に記載の銅精鉱からの砒素鉱物の分離方法。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は、砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を分離して、砒素品位の低い銅精鉱を回収する方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
現在の銅生産の主流である選鉱・乾式銅製錬法においては、原料である銅精鉱はしばしば砒素を含有している。この銅精鉱中の砒素は乾式製錬において排ガスに混入し、そのまま排出されると地域に拡散して深刻な公害を発生させる。
【０００３】
そこで現在では、排ガス中の砒素を回収するため、多額の投資を行って回収設備を設けなければならない。また、回収した砒素を亜砒酸等に加工して販売したとしても、その加工に要するコストが販売によって得られる利益を上回り、採算性を大幅に悪化させることがある。
【０００４】
一方、銅鉱石から銅精鉱を回収する方法として広く行われている浮遊選鉱法を利用して、銅精鉱から砒素を分離する試みも行われている。しかし、銅精鉱中に含まれる砒素は、四面砒銅鉱（(ＣｕＦｅ)１２Ａｓ４Ｓ１３）や硫砒銅鉱（Ｃｕ３ＡｓＳ４）の形態で含まれることが多く、これらの砒素鉱物は黄銅鉱や斑銅鉱など他の銅鉱物と非常に似通った浮遊性を持つため、浮選による銅鉱物との分離は困難であった。
【０００５】
また、砒素鉱物の浮遊性を低下させる幾つかの抑制剤が提案されており、例えば、過酸化水素を加えてｐＨ５で浮選する方法や、過酸化水素とＥＤＴＡを加えてｐＨ１１で浮選する方法が報告されている（「ミネラル  プロセッシング（“Ｍｉｎｅｒａｌ  Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ”）」，６１巻，２００１年，ｐ１０９−１１９）。しかしながら、何れの方法も大きな効果を得るに至っておらず、実操業においてほとんど実施されていない。
【０００６】
【非特許文献１】Ｄ. Ｆｏｒｎａｓｉｅｒｏ，Ｄ.Ｆｕｌｌｓｔｏｎ，Ｃ. Ｌｉ  ａｎｄ  Ｊ. Ｒａｌｓｔｏ，“Ｍｉｎｅｒａｌ  Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ”，６１，２００１年，ｐ１０９−１１９
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００７】
本発明は、上記した従来の事情に鑑み、乾式銅製錬の原料である砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を分離して砒素品位の低い銅精鉱を回収するため、砒素を含む銅精鉱から効率よく且つ経済的に砒素鉱物を分離する方法を提供することを目的とする。
【課題を解決するための手段】
【０００８】
本発明者らは、上記目的を達成するため、砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を分離する方法について鋭意研究を重ねた結果、銅精鉱を９０〜１２０℃に加熱した後リパルプして浮選すると、砒素鉱物が優先的に浮遊することを見出し、本発明を完成した。
【０００９】
即ち、本発明が提供する、砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を分離する方法は、砒素を含む銅精鉱を９０〜１２０℃で加熱処理した後、リパルプして浮選し、砒素鉱物を浮遊させて除去することを特徴とする。また、この本発明方法においては、前記レパルプ後の銅精鉱に、黄血塩を銅精鉱１トンあたり１０〜１５ｋｇ添加することが好ましい。
【発明の効果】
【００１０】
本発明によれば、簡単な浮遊選鉱法を利用して、砒素を含む銅精鉱から砒素鉱物を効率よく分離し、砒素品位の低い銅精鉱を効率的且つ経済的に回収することができる。従って、本発明により得られる砒素品位の低い銅精鉱を乾式銅製錬の原料とすることによって、排ガスに含まれる砒素の量を低減し、その回収費用を軽減することができる。
【発明を実施するための最良の形態】
【００１１】
本発明方法において、出発原料として供給する砒素（Ａｓ）を含む銅精鉱は、従来から行われている浮遊選鉱法により硫化銅鉱から回収した銅精鉱である。これらの銅精鉱は通常Ｃｕを２５％〜４５％含むが、本発明では砒素鉱物を浮遊させて沈鉱中に低砒素含有率の銅精鉱を回収するので、そのＣｕ品位が低下することがある。このＣｕ品位の低下を補うためには、本発明方法に供給する銅精鉱のＣｕ品位は３０％以上であることが望ましい。
【００１２】
また、供給する銅精鉱中の砒素品位や砒素鉱物の形態は特に限定されるものではないが、浮遊選鉱法の原理上、砒素鉱物は単体粒子でなければ効果が無い。砒素鉱物が銅鉱物と結合しているために分離成績が悪化する場合には、湿式ボールミルなどで銅精鉱を粉砕し、少なくとも砒素鉱物の５０％以上が単体として分離されている状態とすることが望ましい。
【００１３】
本発明方法では、まず、供給された銅精鉱を９０〜１２０℃で加熱処理する。加熱方法は特に限定されないが、一般的なロータリードライヤーやバッチ式の送風乾燥機、マイクロウエーブ式の加熱炉などが適用できる。加熱の間に銅精鉱中の銅鉱物表面が酸化され、不活性の酸化皮膜が形成される。その結果、銅鉱物と砒素鉱物の表面での表面化学的あるいは結晶化学的な状態に違いが生じ、これが後の浮選における浮遊性の差となって両者の分離が可能になるものと考えられる。
【００１４】
上記加熱処理工程において、加熱温度は９０〜１２０℃の範囲とする。加熱温度が９０℃未満では上記の効果が十分に発現されず、後の浮選における銅鉱物と砒素鉱物の分離が不十分となるからである。また、加熱温度が１２０℃を上回ると、砒素鉱物までが表面酸化されて不活性となり、浮選での銅鉱物との分離が困難になる。良好な分離成績を得るためには、加熱中に銅精鉱を撹拌して内部まで空気を行き渡らせ、銅精鉱全体を均一に加熱することが好ましい。尚、加熱時間は特に限定されるものではなく、銅精鉱全体が所定の温度に加熱されればよい。
【００１５】
次に、上記加熱処理工程が終了した銅精鉱を水にリパルプする。固形分濃度については、特に限定されるものではないが、スラリーの取り扱いが容易となり、浮選において悪影響が生じない範囲、例えば２０〜５０％程度に調整する。このスラリーに、必要に応じて起泡剤と捕収剤を添加することができる。使用する起泡剤と捕収剤は、従来から浮選に使用されているものでよく、予備試験などによって良好な浮遊状態が得られる種類と添加量を予め選定すればよい。
【００１６】
このスラリーを浮選機に投入して浮選する。浮選機としては、通常の機械撹拌式浮選機やカラム式浮選機を適宜使用することができる。また、浮選時間は銅精鉱中の砒素鉱物の割合や目的の分離度によって適正範囲が異なるため、予備試験により適宜設定する。この浮選工程において、砒素鉱物は浮鉱として分離される一方、沈鉱として砒素品位の低い銅精鉱が回収される。一度の浮選で十分な分離成績が得られない場合には、浮選を繰り返すことで分離成績を改善することができる。
【００１７】
また、本発明方法においては、リパルプした銅精鉱のスラリーに、銅精鉱１トンあたり１０〜１５ｋｇの黄血塩（フェロシアン化カリウム）を添加することによって、更に良好な分離成績を得ることができる。これは、添加した黄血塩が銅精鉱中の銅鉱物の浮遊を抑制し、沈鉱へのＣｕ回収率を向上させるためである。黄血塩の添加量が１０ｋｇ／ｔ未満では添加の効果が低く、逆に１５ｋｇ／ｔを超えると砒素鉱物までも浮遊が抑制され、処理後の銅精鉱の砒素品位が上昇するため好ましくない。実際には、黄血塩の適正な添加量は、銅精鉱に含有される銅鉱物の種類などに影響されるため、予備試験を行って決定する。
【００１８】
上記の本発明方法によって、砒素鉱物は浮鉱として分離されるため、沈鉱として砒素品位の低い銅精鉱を効率よく回収することができる。回収された砒素品位の低い銅精鉱は一般的な乾式製錬法に供給され、通常の工程に従って粗銅を製造することができる。その際、原料である銅精鉱の砒素品位が低いため、排ガスに含まれる砒素の量が低減され、その回収費用を軽減することができる。
【実施例】
【００１９】
本発明を実施例により更に詳細に説明するが、本発明はこれらの実施例によって限定されるものではない。尚、以下の実施例及び比較例において、ＣｕとＡｓの分析はＩＣＰ発光分析法で行った。また、鉱物割合の分析は、顕微鏡観察によって求めた。
【００２０】
また、以下の実施例及び比較例では、オーストラリア産の硫化銅鉱から浮遊選鉱法により回収した銅精鉱を出発原料とした。この銅精鉱の化学分析値と、鉱物割合を、下記表１に示す。この表１から、この銅精鉱に含有される砒素鉱物は、ほぼ全てが四面砒銅鉱であることが分る。
【００２１】
【表１】
2006239553.tif 000002
【００２２】
［実施例１］
上記銅精鉱９０ｇを計り取り、試験用ボールミルで８０％通過粒径２５μｍに粉砕し、１０５℃の送風定温乾燥機内で２時間加熱処理した。その後、室温まで放冷した銅精鉱に水９００ｇを加えてレパルプし、セル容量１.０リットルのデンバー型浮選試験機に投入した。
【００２３】
起泡剤として銅精鉱１トンあたり４４ｇのＭＩＢＣ（４−メチル−２−ペンタノール）と、捕収剤として銅精鉱１トンあたり８８ｇのＡＰ３８９４（商品名、Ｃｙｔｅｃ社製：チオノカーバメイト系捕収剤）を添加し、５分間コンディショニングした後、８分間浮選して浮鉱１と沈鉱１を分離回収した。回収した浮鉱１を上記と同様にして更に４分間浮選し、浮鉱２と沈鉱２を得た。
【００２４】
以上の操作によって得られた沈鉱１と沈鉱２を混合して低砒素銅精鉱とし、最終的に分離された浮鉱２を砒素濃縮物とした。この低砒素銅精鉱と砒素濃縮物について、それぞれ分析してＣｕとＡｓの品位及び分布率を測定し、得られた結果を下記表２に示した。
【００２５】
［比較例１］
上記送風定温乾燥機による加熱処理を実施しないこと以外は実施例１と同様に操作して、低砒素銅精鉱と砒素濃縮物を得た。この低砒素銅精鉱と砒素濃縮物のＣｕとＡｓの品位及び分布率を測定し、得られた結果を下記表２に示した。
【００２６】
［実施例２］
上記実施例１におけるレパルプ後の銅精鉱に、起泡剤のＭＩＢＣ及び捕収剤のＡＰ３８９４と共に、銅精鉱１トンあたり１３ｋｇの黄血塩を添加した以外は実施例１と同様に操作して、低砒素銅精鉱と砒素濃縮物を得た。この低砒素銅精鉱と砒素濃縮物についても、ＣｕとＡｓの品位及び分布率を測定し、得られた結果を下記表２に示した。
【００２７】
［比較例２］
上記送風定温乾燥機による加熱処理を実施しないこと以外は実施例２と同様に操作して、低砒素銅精鉱と砒素濃縮物を得た。この低砒素銅精鉱と砒素濃縮物のＣｕとＡｓの品位及び分布率を測定し、得られた結果を下記表２に示した。
【００２８】
【表２】
2006239553.tif 000003
【００２９】
上記表２の結果から明らかなように、得られた低砒素銅精鉱中のＣｕ分布率とＡｓ分布率の差は、本発明方法による実施例１で７.５％及び比較例１で３.８％であり、実施例１では比較例１に対して３.７％減少している。また、黄血塩を添加した実施例２と比較例２を比較すると、得られた低砒素銅精鉱中のＣｕ布率とＡｓ分布率の差は実施例２で２７.０％及び比較例２で２３.１％であり、実施例２では比較例２よりも銅精鉱中の銅分布率と砒素分布率の差が３.９％減少している。