(57)【要約】【課題】  精鉱を、銅分濃度の高い精鉱とモリブデン濃度の高い精鉱とに分離することができる分離方法を提供する。【解決手段】  分離方法は、モリブデンを含有する黄銅鉱粗鉱を粉砕・選別して得た粗選鉱を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、前記加熱工程で得られた粗精鉱を破砕して浮遊選鉱を行い、前記浮遊選鉱の過程の前段で回収された第１浮選精鉱と、前記過程の後段で回収された第２浮選精鉱とを分離する分離工程と、を含むことを特徴とする。【選択図】        図１
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【特許請求の範囲】
【請求項１】
モリブデンを含有する黄銅鉱粗鉱を粉砕・選別して得た粗選鉱を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、
前記加熱工程で得られた粗精鉱を破砕して浮遊選鉱を行い、前記浮遊選鉱の過程の前段で回収された第１浮選精鉱と、前記過程の後段で回収された第２浮選精鉱とを分離する分離工程と、を含むことを特徴とする分離方法。
【請求項２】
前記第１浮選精鉱を銅製錬工程に供し、
前記第２浮選精鉱をモリブデン製錬工程に供することを特徴とする請求項１記載の分離方法。
【請求項３】
前記黄銅鉱粗鉱は、輝水鉛鉱を含むことを特徴とする請求項１または２記載の分離方法。
【請求項４】
前記黄銅鉱粗鉱は、黄鉄鉱、輝銅鉱、および銅藍のうち少なくとも１種を含んでいることを特徴とする請求項１〜３のいずれか一項に記載の分離方法。
【請求項５】
前記粗選鉱は、銅品位３〜１５重量％で８０％通過粒子径が１００〜３００μｍであることを特徴とする請求項１〜４のいずれか一項に記載の分離方法。
【請求項６】
前記加熱工程において、前記粗選鉱中の銅分に対して１．０重量倍〜２．０重量倍の単体硫黄を添加することを特徴とする請求項１〜５のいずれか一項に記載の分離方法。
【請求項７】
前記分離工程において、前記粗精鉱を、８０％通過粒子径が３０〜１００μｍになるまで破砕してから前記浮遊選鉱を行うことを特徴とする請求項１〜６のいずれか一項に記載の分離方法。
【請求項８】
前記分離工程において、前記第１浮遊精鉱を回収した後に、浮遊選鉱槽に捕収材を１００ｇ／ｔ以上添加し、槽液のｐＨを１０．０〜１２．５に調整した後に、フロスを前記第２浮選精鉱として回収することを特徴とする請求項１〜７のいずれか一項に記載の分離方法。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は分離方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
モリブデンの製錬原料である輝水鉛鉱（ＭｏＳ２）は、単一で産出することは稀であり、方鉛鉱（ＰｂＳ）や硫化銅鉱の随伴物として採取されることが多い。随伴物としてのモリブデン品位は粗鉱として５０〜５００重量ｐｐｍ程度である。
【０００３】
硫化銅鉱と輝水鉛鉱とを含む鉱石は、細かく破砕された後に浮遊選鉱法により輝水鉛鉱を含む銅精鉱として回収される。輝水鉛鉱は浮上しやすい鉱物の一つとして知られており、硫化銅鉱と共に浮鉱する。輝水鉛鉱を含む銅精鉱は、さらに輝水鉛鉱の優先浮選等に供される。それにより、輝水鉛鉱を回収することができる。輝水鉛鉱の優先浮選において硫化銅鉱の抑制剤等を使用し、繰り返し浮遊選鉱を行うことで、輝水鉛鉱を濃縮することができる。輝水鉛鉱と硫化銅鉱との分離、特に最も一般的な鉱物である黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）との分離は難しく、輝水鉛鉱精鉱としても最終的に０．１〜３重量％程度の銅が含まれる。
【０００４】
輝水鉛鉱精鉱は、硫化モリブデンとして潤滑剤原料に利用され、もしくは焙焼されて酸化モリブデンとなり冶金原料として利用される。しかしながら、上述のように、硫化銅鉱と輝水鉛鉱との分離は困難である。また、輝水鉛鉱精鉱中の銅量増加により銅精鉱における収益の悪化や輝水鉛鉱の商業価値を著しく低下する。さらには輝水鉛鉱精鉱の脱銅工程も必要になる。
【０００５】
最も輝水鉛鉱を随伴物とする硫化銅鉱は、黄銅鉱である。当該黄銅鉱を浮遊選鉱に供しても、分離効率は低い。しかも、黄銅鉱は、化学的に非常に安定な鉱物であり選択的に黄銅鉱のみを浸出して除く方法は極めて限定される。そこで、特許文献１は、高濃度の塩化鉄（ＩＩＩ）やオゾン等の酸化剤で加温浸出する方法を開示している。
【先行技術文献】
【特許文献】
【０００６】
【特許文献１】特開平５−１９５１０６号公報
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００７】
しかしながら、特許文献１の技術では、コストが高くなる。
【０００８】
本発明は上記の課題に鑑み、コストを抑制しつつ、精鉱を、銅濃度の高い精鉱とモリブデン濃度の高い精鉱とに分離することができる分離方法を提供すること目的とする。
【課題を解決するための手段】
【０００９】
本発明に係る分離方法は、モリブデンを含有する黄銅鉱粗鉱を粉砕・選別して得た粗選鉱を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、前記加熱工程で得られた粗精鉱を破砕して浮遊選鉱を行い、前記浮遊選鉱の過程の前段で回収された第１浮選精鉱と、前記過程の後段で回収された第２浮選精鉱とを分離する分離工程と、を含むことを特徴とする。
【００１０】
前記第１浮選精鉱を銅製錬工程に供し、前記第２浮選精鉱をモリブデン製錬工程に供してもよい。前記黄銅鉱粗鉱は、輝水鉛鉱を含んでいてもよい。前記黄銅鉱粗鉱は、黄鉄鉱、輝銅鉱、および銅藍のうち少なくとも１種を含んでいてもよい。前記粗選鉱は、銅品位３〜１５重量％で８０％通過粒子径が１００〜３００μｍとしてもよい。前記加熱工程において、前記粗選鉱中の銅分に対して１．０重量倍〜２．０重量倍の単体硫黄を添加してもよい。前記分離工程において、前記粗精鉱を、８０％通過粒子径が３０〜１００μｍになるまで破砕してから前記浮遊選鉱を行ってもよい。前記分離工程において、前記第１浮遊精鉱を回収した後に、浮遊選鉱槽に捕収材を１００ｇ／ｔ以上添加し、槽液のｐＨを１０．０〜１２．５に調整した後に、フロスを前記第２浮選精鉱として回収してもよい。
【発明の効果】
【００１１】
本発明によれば、精鉱を、銅分濃度の高い精鉱とモリブデン濃度の高い精鉱とに分離することができる。
【図面の簡単な説明】
【００１２】
【図１】処理フローである。
【図２】粗選鉱のＸＲＤ解析結果である。
【図３】加熱処理後の粗選鉱のＸＲＤ解析結果である。
【図４】実施例における浮選時間に対するＣｕ採収率およびＭｏ採収率を示す図である。
【図５】比較例における浮選時間に対するＣｕ採収率およびＭｏ採収率を示す図である。
【発明を実施するための形態】
【００１３】
以下、本発明を実施するための実施形態について説明する。
【００１４】
（実施形態）
本実施形態は、モリブデンを含有する黄銅鉱粗鉱を粉砕・選別して得た粗選鉱を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、前記加熱工程で得られた粗精鉱を破砕して浮遊選鉱を行い、前記浮遊選鉱の過程の前段で回収された第１浮選精鉱と、前記過程の後段で回収された第２浮選精鉱とを分離する分離工程と、を含む方法を開示する。図１は、処理フローである。
【００１５】
（破砕・選別工程）
まず、モリブデンを含有するとともに銅品位が０．３〜３重量％の黄銅鉱粗鉱を破砕して銅分を選別することによって、銅品位３〜１５重量％で８０％通過粒子径１００〜３００μｍの粗選鉱を得る。この時の選別法は篩別、比重選別、テーブル選別、浮遊選鉱等が採用される。一般的に、粗選鉱には黄銅鉱および輝水鉛鉱の他に、石英などのシリケート鉱物、黄鉄鉱（ＦｅＳ２）、硫化銅鉱等が含まれている。
【００１６】
（加熱工程）
この粗選鉱の全部もしくは一部に対して単体硫黄を添加し、不活性ガス雰囲気下で３５０℃〜４５０℃に加熱することによって硫化変換を生じさせ、粗精鉱を得る。この硫化変換によって、黄銅鉱を銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱とに変換することができる。なお、単体硫黄は、添加対象の粗選鉱の銅分の１．０〜２．０倍重量添加することが好ましい。硫化変換時の硫黄の添加量が過剰な場合は再度破砕もしくは磨鉱した際に未反応の硫黄が粉塵爆発を起こす可能性があり、添加量が不足する場合は黄銅鉱の変換が不十分となり輝水鉛鉱中の銅濃度が低くならないからである。黄銅鉱に硫黄を添加し加熱処理することで黄銅鉱は黄鉄鉱と銅藍に変換されるが、輝水鉛鉱は不活性雰囲気下で熱処理されることで鉱物表面組成、形状が変化し、輝水鉛鉱の浮遊性が変わり、浮遊選鉱工程における採収率、純度が改善される。
【００１７】
（摩鉱工程）
加熱工程で得られた粗精鉱を破砕もしくは磨鉱に供することによって、８０％通過粒子径を３０〜１００μｍ程度に調製する。粗精鉱の粒度範囲をこのようにすることで、浮遊選鉱の際に銅濃度の高い精鉱とモリブデン濃度の高い精鉱との分離性を高めることができる。
【００１８】
（Ｃｕ濃縮工程）
次に、摩鉱工程で得られた粗精鉱を浮遊選鉱に供する。この浮遊選鉱では通常の銅鉱山で採用されている工程が適用される。すなわち捕集剤を１００〜２００ｇ／ｔ添加し、ｐＨ１０．０〜１２．５で槽液に空気を吹き込む。浮遊選鉱においては、銅濃度の高い精鉱が優先して浮遊し、その後にモリブデン濃度の高い精鉱が浮遊する。そこで、浮遊選鉱の過程の前段のフロス（第１浮選精鉱）を回収することによって、銅濃度の高い精鉱（銅精鉱）を回収することができる。銅精鉱は、銅製錬工程に供される。
【００１９】
（Ｍｏ濃縮工程）
浮遊選鉱の過程の後段のフロス（第２浮選精鉱）を回収することによって、モリブデン濃度の高い精鉱（モリブデン精鉱）を回収することができる。それにより、粗精鉱を、銅精鉱とモリブデン精鉱とに分離することができる。なお、第１浮選精鉱を回収した後の槽液（尾鉱スラリー）に捕収剤を１００ｇ／ｔ以上再添加し、槽液のｐＨを１０．０〜１２．５として浮遊選鉱を継続することによって、モリブデン精鉱を効率よく回収することができる。このモリブデン精鉱を繰り返し浮遊選鉱に供することによって、銅などの不純物をさらに除去することができる。得られたモリブデン精鉱の銅品位が１重量％を超える場合には、さらに塩化鉄による加熱浸出等により銅分を選択的に浸出することもできる。得られたモリブデン精鉱は、脱水・乾燥に供され、モリブデン製錬工程に供される。
【００２０】
本実施形態によれば、浮遊選鉱の過程の前段で回収された第１浮選精鉱と、浮遊選鉱の過程の後段で回収された第２浮選精鉱とを分離することによって、粗精鉱を、銅濃度の高い精鉱とモリブデン濃度の高い精鉱とに分離することができる。なお、前段のフロスを銅製錬に供し、後段のフロスをモリブデン製錬に供し、中間のフロスを再度、浮選に供することで、繰り返し処理されるスラリー量を減じることが可能となる。
【実施例】
【００２１】
以下、実施例によりさらに具体的な説明を行う。本発明はこれら実施例に限定されるものではない。
【００２２】
（実施例）
輝水鉛鉱を随伴する黄銅鉱の粗選鉱（Ｃｕ品位：１１．８重量％、Ｍｏ品位：０．２６％、Ｆｅ品位：２１．４重量％、硫黄品位：２４．４重量％、８０％通過粒子径：１７８μｍ）に対し、単体硫黄を粗選鉱銅量の１．０倍重量添加し、Ｎ２ガス雰囲気中において４００℃で６０分間加熱工程を施した。加熱工程後の粗精鉱（Ｃｕ品位：１０．９重量％、Ｍｏ品位：０．２２％、Ｆｅ品位：２０．５重量％、硫黄品位：２８．７重量％、８０％通過粒子径：１８７μｍ）は、図２、図３のＸＲＤ（理学電機製Ｒｉｎｔ−２２００）による解析結果のように、黄銅鉱が銅藍と黄鉄鉱とに鉱物変換していることがわかる。なお、図２は、粗選鉱のＸＲＤ解析結果を表し、図３は、粗選鉱の加熱処理後の解析結果を表す。
【００２３】
次に、加熱工程で得られた粗精鉱に対して湿式ボールミルで摩鉱することによって８０％通過粒子径を５３μｍとした後に、浮遊選鉱処理を実施した。浮選機としてファーレンワルド浮選機を用いた。また、浮選試薬は、捕収剤としてイソプロピルザンセート（ＩＰＸ）、起泡剤としてメチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）、及びｐＨ調整剤として消石灰を用いた。
【００２４】
上記浮遊選鉱処理の手順を以下に記す。消石灰を用いて、摩鉱したスラリーのｐＨを１２．０に調整し、ＩＰＸを粗精鉱に対し１００ｇ／ｔ添加後、３ｍｉｎコンディショニングを行った。コンディショニング後、ＭＩＢＣを５０ｇ／ｔ添加し、スラリー内にエアを導入した。スラリー上部にフロス層が形成され、これを回収した。フロスは回収時間ごとに分割して１０ｍｉｎ間回収した。回収後、ＩＰＸを５０ｇ／ｔ、ＭＩＢＣを２０ｇ／ｔ再添加し、１０ｍｉｎ間フロスを回収した。回収後、ＩＰＸを１００ｇ／ｔ、ＭＩＢＣ２０ｇ／ｔ再添加し、１０ｍｉｎ間フロスを回収した。回収したフロス、浮選セル内に残ったスラリーを濾過・乾燥し、秤量及び元素分析を行った。元素分析では、過酸化ナトリウムと炭酸ナトリウムと共に溶融処理した後に溶出し、適当に希釈してＩＣＰ−ＡＥＳ（セイコーインストゥルメンタル社製ＨＶＲ１７００）により濃度を測定して含有量を決定した。
【００２５】
（比較例）
比較例では、輝水鉛鉱を随伴する黄銅鉱の粗選鉱（Ｃｕ品位：１０．１重量％、Ｍｏ品位：０．２４％、Ｆｅ品位：１８．９重量％、硫黄品位：２０．９重量％、８０％通過粒子径：１７３μｍ）を湿式ボールミルで摩鉱し、８０％通過粒子径を５０μｍとした後に、浮遊選鉱処理を実施した。浮選機としてファーレンワルド浮選機を用いた。また、浮選試薬は起泡剤としてメチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）、ｐＨ調整剤として消石灰を用いた。
【００２６】
上記浮遊選鉱処理の手順を以下に記す。消石灰を用いて、摩鉱したスラリーのｐＨを１１．０に調整し、ＭＩＢＣを粗精鉱に対し１２ｇ／ｔ添加後、１ｍｉｎコンディショニングを行った。コンディショニング後、スラリー内にエアを導入した。スラリー上部にフロス層が形成され、これを回収した。フロスは回収時間ごとに分割して３０ｍｉｎ間回収した。回収したフロス、浮選セル内に残ったスラリーを濾過・乾燥し、秤量及び元素分析を行った。元素分析では、過酸化ナトリウムと炭酸ナトリウムと共に溶融処理した後に溶出し、適当に希釈してＩＣＰ−ＡＥＳ（セイコーインストゥルメンタル社製ＨＶＲ１７００）により濃度を測定して含有量を決定した。
【００２７】
図４は、実施例における浮選時間に対するＣｕ採収率およびＭｏ採収率を示す。図５は、比較例における浮選時間に対するＣｕ採収率およびＭｏ採収率を示す。また、表１に、実施例における浮選時間０〜１０，１０〜２０，２０〜３０ｍｉｎの精鉱、最終尾鉱のＣｕ品位、Ｍｏ品位、Ｃｕ採収率、およびＭｏ採収率を示す。表２に、比較例における浮選時間０〜１０，１０〜２０，２０〜３０ｍｉｎの精鉱、最終尾鉱のＣｕ品位、Ｍｏ品位、Ｃｕ採収率、およびＭｏ採収率を示す。
【表１】
2015183217.tif 000003
【表２】
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【００２８】
比較例では、図５からも分かるように、浮選時間に対してＣｕ採収率およびＭｏ採収率は同程度であり。したがって、粗精鉱を、銅濃度の高い精鉱とモリブデン濃度の高い精鉱とに分離することができなかった。表２からもＭｏ品位の高い精鉱（比較例０〜１０ｍｉｎ）はＣｕ品位も高かった。
【００２９】
一方、実施例では、図４からも分かるように浮選時間０〜２０ｍｉｎ（捕収剤添加量１００〜１５０ｇ/ｔ）においてはＣｕ採収率が高くなったが、Ｍｏ採収率は低く、浮選時間２０ｍｉｎ〜３０ｍｉｎ（捕収剤１００ｇ/t再添加）においてＭｏ採収率が高くなった。表１から浮選時間０〜２０ｍｉｎ（捕収剤添加量１００〜１５０ｇ/ｔ）の精鉱ではＭｏ品位の低い銅精鉱を回収できた。また、浮選時間２０〜３０ｍｉｎ（捕収剤１００ｇ/t再添加）の精鉱ではＭｏ品位が最も高くなり、かつ、Ｃｕ品位は５．８％と低かった。したがって、Ｃｕ品位の低いモリブデン精鉱を回収できた。黄銅鉱に硫黄を添加し加熱処理することで黄銅鉱は黄鉄鉱と銅藍に変換されるが、輝水鉛鉱は不活性雰囲気下で熱処理されることで鉱物表面組成、形状が変化し、輝水鉛鉱の浮遊性が変わり、浮遊選鉱工程における採収率、純度が改善されたものと考えられる。このモリブデン精鉱を再度浮遊選鉱し、銅など不純物を除去や輝水鉛鉱の濃縮をしてもよい。または、塩化鉄による加熱浸出等により銅分を選択的に浸出することもできる。
【００３０】
以上、本発明の実施例について詳述したが、本発明は係る特定の実施例に限定されるものではなく、特許請求の範囲に記載された本発明の要旨の範囲内において、種々の変形・変更が可能である。
【図１】
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【図２】
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【図３】
2015183217.tif 000007
【図４】
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【図５】
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