(57)【要約】【課題】  硫化銅鉱物から湿式法で銅を回収する銅製錬工程において、金を含有する硫化銅鉱物から銅を浸出した浸出残渣に含まれている金を濃縮して、効率的に回収する方法を提供する。【解決手段】  金を含有する硫化銅鉱物を浸出する浸出工程と、得られた浸出残渣を浮遊選鉱して浮鉱と沈鉱とに分離する浮遊選鉱工程と、分離した浮鉱から硫黄を除去する脱硫黄工程とを備え、脱硫黄工程で得られた脱硫黄物を上記浸出、浮遊選鉱及び脱硫黄の各工程に順に繰り返すことにより、濃縮された金を含有する金含有残渣として回収する。【選択図】      なし【特許請求の範囲】
【請求項１】
湿式法による銅製錬工程において、金を含有する硫化銅鉱物の浸出残渣から濃縮された金を含有する金含有残渣を得る方法であって、金を含有する硫化銅鉱物を浸出する浸出工程と、得られた浸出残渣を浮遊選鉱して浮鉱と沈鉱とに分離する浮遊選鉱工程と、分離した浮鉱から硫黄を除去する脱硫黄工程とを備え、該脱硫黄工程で得られた脱硫黄物を上記浸出、浮遊選鉱及び脱硫黄の各工程に順に繰り返して、濃縮された金を含有する金含有残渣とすることを特徴とする、硫化銅鉱物浸出残渣からの金の濃縮方法。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は、銅精鉱などの硫化銅鉱物から湿式法で銅を回収する銅製錬工程において、金を含有する硫化銅鉱物から銅を浸出した浸出残渣中の金を濃縮して回収する方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
銅製錬の原料である硫化銅鉱物は、黄銅鉱、班銅鉱、輝銅鉱等の含銅成分、黄鉄鉱などの含鉄成分、珪素やカルシウム等からなる脈石成分、及び金などの貴金属成分から構成されている。
【０００３】
通常の乾式銅製錬においては、上記硫化銅鉱物は選鉱されて銅鉱物の品位を高めた銅精鉱となり、銅精鉱は乾式製錬工程で炉に装入されて熔解され、鉄や硫黄がスラグやガスとして分離除去されることにより粗銅とされる。粗銅は電解工程でアノードとして電解精製され、金やその他の不純物と銅を分離し、銅はカソード上に電析して電気銅として回収される。
【０００４】
このような乾式の銅製錬工程は生産性が高いが、多額の設備投資を必要とし、発生したガスやスラグの処理に多くの手間とコストを要するうえ、操業調整が難しいなどの課題があった。そこで近年では、上記乾式製錬に比較してコンパクトな設備で操業でき、操業調整も容易な湿式製錬を用いた銅の製錬方法が開発されてきた。
【０００５】
例えば、特表２００４−５０４４９２号公報（特許文献１）には、銅含有物質を約１７０℃〜約２３５℃で加圧浸出して残渣と銅含有溶液を得る工程と、該銅含有溶液を希釈溶液で希釈して希釈銅含有溶液を形成する工程と、該希釈銅含有溶液から銅を溶媒抽出する工程とを備えた湿式の銅製錬方法が記載されている。しかし、銅含有物質に含まれる金は浸出残渣全体に分散するので、この方法で金を回収するには浸出残渣の全量を再度処理する必要があり、多大なコストを要してしまうという問題があった。
【０００６】
また、特表２００１−５１５１４５号公報（特許文献２）には、硫化物鉱石からの銅の湿式抽出方法として、酸素とハロゲン化物及び硫酸イオンを含む酸性溶液との存在下に鉱石又は精鉱を加圧酸化し、得られるスラリーを濾液と塩基性硫酸金属塩を含む固体残留物とに固液分離して、固体残留物を酸性硫酸塩溶液で浸出することが記載されている。浸出溶液は固体残留物から分離され、金属の濃縮溶液と金属の枯渇したラフィネートとを生成するように溶媒抽出される。しかし、この方法で得られる浸出残渣は酸化鉄と硫黄との微細な粒子が混合した状態であるため、これを分離して金を回収することは困難であった。
【０００７】
上記のような銅の浸出残渣に含有される酸化鉄と硫黄を分離する方法として、特開２００２−０５３３１０号公報（特許文献３）に示す方法が知られている。この方法は、硫黄含有物、例えば、亜鉛精鉱浸出工程からの亜鉛精鉱浸出残査を浮選して得た硫黄が濃縮された浮鉱を、硫黄の融点以上沸点未満の温度に加熱し、生じた硫黄蒸気を含有する気体を硫黄の融点未満の温度で冷却することにより硫黄を凝縮させて回収する方法である。この方法を用いれば、亜鉛精鉱浸出残査から硫黄を効率よく回収することが可能となる。
【０００８】
また、特開２００５−０４２１５５号公報（特許文献４）には、銅鉱石又は銅鉱物から銅を浸出した残渣から貴金属を濃縮する方法が示されている。この方法では、上記浸出残渣を非酸化性雰囲気下に５５０℃以上の温度で加熱処理し、得られた焼鉱を酸性水溶液による再浸出処理に付し、硫黄と貴金属などを含む再浸出残渣と鉄浸出生成液とを形成する。しかしながら、銅鉱物や銅精鉱に含有される脈石成分が貴金属と同一の分布となる場合が多いため、脈石成分が多い銅鉱物や銅精鉱を処理する場合、この方法では貴金属と脈石成分の分離に多くの手間が必要になるという問題があった。
【先行技術文献】
【特許文献】
【０００９】
【特許文献１】特表２００４−５０４４９２号公報
【特許文献２】特表２００１−５１５１４５号公報
【特許文献３】特開２００２−０５３３１０号公報
【特許文献４】特開２００５−０４２１５５号公報
【発明の概要】
【発明が解決しようとする課題】
【００１０】
上述したように、硫化銅鉱物から湿式法で銅を回収する製錬工程において、硫化銅鉱物から銅を浸出した残渣には金が含まれているが、この浸出残渣中の金を濃縮することが極めて難しいため、浸出残渣から金を効率的に回収することはできなかった。
【００１１】
本発明は、このような従来の事情に鑑み、硫化銅鉱物から湿式法で銅を回収する銅製錬工程において、金を含有する硫化銅鉱物から銅を浸出した浸出残渣に含まれている金を濃縮して効率的に回収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】
【００１２】
上記課題を解決するため、本発明者らは、銅精鉱などの硫化銅鉱物を硫酸で浸出して得た残渣を観察した結果、鉱物中に含有されていた金は浸出残渣中で疎水度の類似した硫黄の内部に含有されたり、あるいは未反応で残留した硫化物に付随したりして存在し、それ以外の酸化鉄や脈石成分等の中には存在しないことを見出した。金が硫黄の内部に含有されるのは、硫黄の融点は１００〜１１５℃と低いので、浸出により鉱物から分離した硫黄が溶融状態となり、その後冷却して凝集し、その際に金あるいは浸出されずに残留した硫化物を核として包含するためと考えられる。
そこで更に検討を重ねた結果、浸出残渣から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させることにより、浸出残渣中に含まれる金を濃縮できることを見出した。また、濃縮された金を含む成分は、硫黄を除去してから、硫化銅鉱物の浸出工程に繰り返すことで更に濃縮することが可能であり、所望の金品位に金が濃縮された残渣を回収し得ることが分った。
【００１３】
即ち、本発明は、湿式法による銅製錬工程において、金を含有する硫化銅鉱物の浸出残渣から濃縮された金を含有する金含有残渣を得る方法であって、金を含有する硫化銅鉱物を浸出する浸出工程と、得られた浸出残渣を浮遊選鉱して浮鉱と沈鉱とに分離する浮遊選鉱工程と、分離した浮鉱から硫黄を除去する脱硫黄工程とを備え、該脱硫黄工程で得られた脱硫黄物を上記浸出、浮遊選鉱及び脱硫黄の各工程に順に繰り返して、濃縮された金を含有する金含有残渣とすることを特徴とする、硫化銅鉱物浸出残渣からの金の濃縮方法を提供するものである。
【発明の効果】
【００１４】
本発明によれば、湿式の銅製錬工程において、金を含む硫化銅鉱物の浸出残渣から金を濃縮して効率よく分離回収することができる。また、金を濃縮して回収できるので、後工程で取り扱う物量が減少し、ハンドリングの手間を削減でき、生産設備の規模も小さくて済むため経済的である。更に、金を濃縮した金含有残渣は、金を含有した中間原料などとして外販するか、あるいは既存の製錬工程の原料とすることにより金を回収することも可能である。
【発明を実施するための形態】
【００１５】
本発明による硫化銅鉱物浸出残渣からの金の濃縮方法では、金を含有する硫化銅鉱物を浸出工程で浸出した浸出残渣を、浮遊選鉱して浮鉱と沈鉱とに分離（浮遊選鉱工程）し、分離した浮鉱から硫黄を除去（脱硫黄工程）した後、得られた脱硫黄物を上記浸出工程、浮遊選鉱工程及び脱硫黄工程に順に繰り返して、所望の品位まで濃縮された金を含有する金含有残渣とする。
【００１６】
上記硫化銅鉱物の浸出残渣は、銅精鉱などの硫化銅鉱物を従来公知の湿式法により製錬する際に、その硫化銅鉱物から銅を浸出した残渣である。硫化銅鉱物の浸出方法としては、従来から使用される公知の方法を用いることができ、例えば、硫酸などの鉱酸を用いて浸出する方法や前記特許文献１及び２に記載の方法、あるいは塩化物や塩素ガスで浸出する方法などがあるが、浸出残渣中の金の存在形態は同じであるから、いずれの方法による進出残渣にも本発明を適用することができる。
【００１７】
ただし、例えば塩化物や塩素ガスで浸出する場合の黄鉄鉱のように、硫化銅鉱物中に浸出できない鉱物が含有されている場合には、本発明の方法を適用することが困難となる。例えば、浸出できず浸出残渣中に含有されうる硫化物を含有する場合が挙げられる。その他、モリブデン鉱なども湿式法で浸出されにくい鉱物であるから、本発明の方法を適用することは難しい。
【００１８】
硫化銅鉱物の浸出残渣は、まず、浮遊選鉱工程に供給する。この浮遊選鉱工程において、浸出残渣を公知の浮遊選鉱法に従って浮鉱と沈鉱とに分離する。浮遊選鉱工程では、例えば、浸出残渣を水溶液に投入し、起泡剤や捕集剤などの浮遊選鉱試薬を加え、機械的又は化学的に空気などの気泡を発生させる。この浮遊選鉱により、金が付随しやすい硫黄や硫化物の粒子は気泡に吸着して浮鉱として浮上するが、その他の酸化鉄や脈石成分は沈鉱となる。
【００１９】
次の脱硫黄工程では、上記浮遊選鉱工程で得た浮鉱に含有されている硫黄を除去する。具体的な方法としては、浮鉱を窒素ガスやアルゴンガスなどの不活性ガス若しくは水蒸気を満たした炉内に入れ、不活性ガス中で加熱して硫黄を揮発させるか、若しくは水蒸気と化学反応させることにより硫黄を除去して、揮発も反応もしない金及び硫化物と分離する。尚、後者の水蒸気との反応により硫黄を除去する方法はフラッシュ法と称され、例えば硫黄鉱山で硫黄を回収するプロセスとして用いられている。
【００２０】
窒素ガスやアルゴンガスなどの不活性雰囲気下で浮鉱中の硫黄を揮発除去する場合、浮鉱を２５０〜８００℃の温度で加熱することが好ましい。２５０℃よりも低い温度では、硫黄の揮発が不充分となるため、硫黄が溶融状態で残留したり、揮発した硫黄が炉内で凝集して閉塞を生じたりする。加熱温度が８００℃を超えると、硫化物の分解が進み、浸出残渣が焼結されたように固結し始めるなど取り扱い上の問題が発生する。
【００２１】
また、上記した不活性雰囲気下で浮鉱中の硫黄を揮発除去する場合の加熱温度は、３００℃から４００℃の範囲が更に好ましい。加熱温度が３００℃以上になると硫黄の揮発が促進され、短時間に処理が進むため特に好ましい。しかし、加熱温度を４００℃を超えて高くしても、硫黄の揮発速度はほとんど増加せず、必要なエネルギーが著しく増加するだけである。尚、揮発した硫黄は、２５０℃よりも低い温度領域で析出するので、容易に回収することができる。
【００２２】
また、上記脱硫黄工程において、浮鉱中の硫黄を水蒸気と化学反応させるフラッシュ法の場合には、１６５℃前後に加熱することが好ましい。具体的には、１６５℃程度の過熱水蒸気を浮鉱に吹き込み、硫黄と水蒸気を反応させることにより、硫黄を硫化水素ガスと二酸化硫黄ガスに分解して除去する。生成した硫化水素と二酸化硫黄の混合ガスを冷却すると固体の硫黄が析出するので、硫黄を容易に回収することができる。
【００２３】
上記脱硫黄工程で得られた脱硫黄物は、主に金と硫化物からなる。この脱硫黄物は上記した硫化銅鉱物の浸出工程に繰り返され、更に浮遊選鉱工程、硫黄除去工程の各工程に順に繰り返す。この各工程の繰り返しを１回又は複数回行うことによって、脱硫黄物中に残留している硫化物を分解させて除去し、金品位を濃縮させた金含有残渣とすることができる。
【００２４】
即ち、上記脱硫黄物を新規に処理される銅精鉱などの硫化銅鉱物と共に浸出工程に供給すると、硫化物が浸出されることで銅の実収率及び金品位の向上が見込まれる。脱硫黄物に含有されていた金は硫黄に包含された形となり、新規に硫化銅鉱物より入ってきた金と共に浸出残渣に濃縮される。この浸出工程で得られた浸出残渣は、引き続き浮遊選鉱工程と脱硫黄工程を経て処理されることで、金が更に濃縮された脱硫黄物となる。各工程の繰り返しにより得られた脱硫黄物は、必要に応じて２回目以降の各工程への繰り返しを行い、所望の金品位まで上昇した時点で金含有残渣として回収する。
【００２５】
上記浸出工程への繰り返しは、酸化物及び脈石成分が分離され且つ硫黄が除去した脱硫黄物が最適である。浸出残渣を繰り返した場合には、酸化鉄や脈石成分も繰り返すこととなるため、浸出工程でのスラリー濃度の上昇による撹拌動力の増大や、大型の濾過設備の設置が必要になる。また、浮遊選鉱の浮鉱を繰り返した場合は、金や硫化物は硫黄に包含された状態であり、硫化物と浸出液の接触確率が低く浸出されにくいため、浸出残渣量が増加するうえ、金の濃縮が進まないなどの不都合が生じる。
【００２６】
得られる金含有残渣中の金以外の成分は大部分が銅硫化物である。従って、この金含有残渣を、従来から知られている乾式製錬の原料として使用することで、既存の金回収工程を用いて金を精製することができる。
【実施例】
【００２７】
金品位が２ｇ／ｔである銅精鉱２００ｇを硫酸鉄溶液と混合し、スラリー濃度が２００ｇ／ｌとなるように調整した。このスラリーの初期硫酸鉄濃度は、鉄濃度が４３ｇ／ｌ、硫酸濃度が３０ｇ／ｌであった。
【００２８】
このスラリー１リットルを石英容器に入れ、内容量３リットルの撹拌機付オートクレーブに装入した。オートクレーブ内を毎分２００回転で撹拌しながら、温度１２０℃まで昇温し且つ酸素を充填して圧力を２.０ＭＰａまで昇圧させた後、酸素を供給しながら圧力を維持しつつ１時間保持した。その後室温まで冷却すると共に降圧し、取り出したスラリーを濾過することによって浸出残渣１と浸出液に分離した。
【００２９】
得られた浸出残渣１を純水で洗浄し、回収した浸出残渣１１０ｇに水５００ｍｌを加え、３分間撹拌してスラリー化した。このスラリーをセル容量０.５リットルのアジテア型浮遊選鉱試験機に装入し、起泡剤としてメチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）を浸出残渣１ｋｇあたり２００ｍｇの割合で添加した。次に、捕収剤として米国Ｃｙｔｅｃ  Ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ社製のＰＡＸ（商品名：カリウムアミルザンセート）を、浸出残渣１ｋｇあたり１００ｍｇの割合で添加した。
【００３０】
その後、１０分間撹拌した後、撹拌を継続しながら空気を２リットル／分の流量で吹き込みながら８分間浮遊選鉱し、６０ｇの浮鉱１と５０ｇの沈鉱１とに分離した。尚、本実施例では、１回の浮遊選鉱で浮鉱と沈鉱とに分離できたが、浸出残渣の性状によっては浮遊選鉱を繰り返し行ってもよく、その場合の浮遊選鉱の回数は適宜予備試験を実施して決定することができる。
【００３１】
上記の浮遊選鉱により得られた浮鉱１を化学分析、顕微鏡観察並びにＸ線回折を用いて同定すると、主に未反応の硫化鉱物の成分と単体硫黄とからなり、金品位は５ｇ／ｔであった。また、沈鉱１を同様に同定すると、大部分が酸化鉄や脈石成分であり、金は１ｇ／ｔ未満とほとんど含有されていなかった。
【００３２】
次に、得られた６０ｇの浮鉱１を、透明石英管を用いた管状炉内に装入した。炉内に窒素ガスを１リットル／分の流量で流しながら４００℃まで昇温し、炉外から目視で観察しながら４時間かけて硫黄を揮発させて除去することにより、２９ｇの脱硫黄物１を得た。得られた脱硫黄物１をＸ線回折で同定し、単体硫黄が全て揮発除去していることを確認した。また、脱硫黄物１の金品位は１０ｇ／ｔにまで濃縮されていた。
【００３３】
この脱硫黄物１を上記浸出工程に繰り返し、新たな銅精鉱と共に上記と同一条件で浸出した後、引き続き浮遊選鉱工程及び脱硫黄工程を行って、３２ｇの脱硫黄物２を得た。この脱硫黄物２の金品位は１６ｇ／ｔであった。更に、この脱硫黄物２を再び上記と同様に浸出工程に繰り返し、上記と同一条件で浸出・浮遊選鉱・脱硫黄を行って、２６ｇの脱硫黄物３を得た。この脱硫黄物３の金品位は２４ｇ／ｔであった。
【００３４】
この実施例において、上記した銅精鉱、浸出残渣１〜３、浮鉱１〜３、沈鉱１〜３及び脱硫黄物（金含有残渣）１〜３について、それぞれを王水で溶解し、ＩＣＰで分析して、銅（Ｃｕ）、鉄（Ｆｅ）、硫黄（Ｓ）、金（Ａｕ）の含有量を求め、その重量と共に下記表１に示した。尚、表中のＣｕ、Ｆｅ、Ｓの単位は重量％であり、Ａｕの単位はｇ／ｔである。
【００３５】
【表１】
2011058018.tif 000002
【００３６】
上記の結果から分るように、浸出・浮遊選鉱・脱硫黄の各工程の繰り返し回数が増加するに伴って、得られる脱硫黄物（金含有残渣）の金品位は、１０ｇ／ｔ、１６ｇ／ｔ、２４ｇ／ｔと上昇することが確認された。