JP5550933B2

JP5550933B2 - 高砒素含銅物からの砒素鉱物の分離方法

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Description

本発明は、砒素を含有する含銅物から砒素鉱物を分離して低砒素品位の銅精鉱を得る選鉱方法に関する。

銅精錬の分野では、銅を含有する銅鉱石や銅精鉱などの処理対象物（以降、含銅物と称する）から銅を回収する様々な方法が提案されている。例えば、含銅物の一形態である硫化銅鉱石中から銅を回収するには、一般的に以下の各段階を経た処理が行われる。

（１）選鉱工程
選鉱工程では、鉱山で採掘された銅鉱石を粉砕した後、水を加えてスラリーとし、浮遊選鉱（浮選とも称する）を行う。この浮遊選鉱では、スラリーに抑制剤、起泡剤、捕収剤などで構成される浮選剤を添加し、空気を吹き込んで銅を含む鉱物を浮遊させつつ、脈石を沈降させて分離を行う。これにより銅品位３０％前後の銅精鉱が得られる。得られた銅精鉱は次工程の乾式製錬工程に送られる。

（２）乾式製錬工程
乾式製錬工程では、上記選鉱工程で得られた銅精鉱を自溶炉などの炉を用いて熔解し、転炉および精製炉を経て銅品位９９％程度の粗銅にまで精製する。粗銅はアノードに鋳造された後、次工程の電解工程に送られる。この乾式製錬において、銅精鉱に含まれる砒素は、スラグやダストや粗銅に分配される。スラグは水砕して埋立て材などに利用され、ダストは炉に繰り返される。また、銅精鉱に含まれる硫黄は、亜硫酸ガスとして分離され、硫酸の原料となる。

（３）電解工程
電解工程では、硫酸酸性溶液（電解液）で満たされた電解槽に上記アノードを装入し、カソードとの間に通電して電解精製を行う。この電解精製によって、アノードの銅は溶解された後、カソード上に純度９９.９９％の電気銅として析出し、製品となる。この時、アノードに分配されていた砒素は電解液中に溶出する。溶出した砒素は、脱銅電解によって脱銅スライムとして回収される。この脱銅スライムは、中間原料とされたり、炉に繰り返されたりする。

上述の乾式製錬工程において、スラグに分配された砒素は安定した形態で固定される。しかしダストや脱銅スライムに分配された砒素は不安定な形態であり、そのままの状態で系外に払い出して処分することは望ましくない。そこで、これらのダストや脱銅スライムは、炉に繰り返されたり、別途処理されたりする。こうして銅精鉱中の大部分の砒素分は最終的にスラグに分配され、安定した形態で固定化される。

ところで、近年では原料事情が変化し、銅鉱石中の不純物、特に砒素品位は年々増加傾向にあり、得られる銅精鉱中の砒素品位も徐々に高くなってきている。具体的に例示すると、以前の銅精鉱中の砒素品位は０.１〜０.２％程度であったが、近年では砒素品位が１％を超える場合も珍しくない。したがって、銅精鉱の処理量が以前と同じであっても、砒素の含有量が増加しているため、スラグに固定する処理が追いつかない場合も生じてきた。この問題を解決するために、スラグ処理設備を新設したり増強したりすることが考えられるが、多大の投資を必要とし、コストを増加させてしまう。

そこで、銅鉱石から銅精鉱を得る際に砒素を分離除去し、例えば以前と同レベルの砒素品位の銅精鉱にすることが出来れば、このような投資が不要となり、砒素処理の負荷を以前のまま変更することなく操業できると考えられる。

これに関し、特許文献１には、黄鉄鉱に含まれる硫砒鉄鉱を浮遊選鉱を用いて分離する方法が示されている。この方法は、黄鉄鉱に亜硫酸水素ナトリウムなど亜硫酸水素イオンを含む硫酸系の抑制剤を添加し、さらにスラリーのｐＨを８以下に維持し、かつスラリー温度を３０℃以上として浮遊選鉱を行うことで、黄鉄鉱と硫砒鉄鉱とを分離するものである。

しかしながら、この方法を銅鉱石や銅精鉱からの砒素の分離にそのまま適用することは困難である。なぜなら、例えば黄銅鉱や斑銅鉱などを主成分とする銅精鉱では、砒素は四面砒銅鉱((ＣｕＦｅ)_１２Ａｓ_４Ｓ_１３)や硫砒銅鉱(Ｃｕ_３ＡｓＳ_４)などの砒素鉱物として存在する場合が多く、これらの砒素鉱物は、黄銅鉱や斑銅鉱などと似た浮遊特性を持つため、浮遊選鉱によって銅と砒素とを分離することは困難なためである。

また、特許文献２には、砒素を含む銅精鉱を対象として、銅精鉱を９０〜１２０℃で加熱処理した後、銅の抑制剤としてヘキサシアノ鉄(II)酸カリウム（黄血塩：Ｋ_４[Ｆｅ(ＣＮ)_６]）を銅精鉱１トン（ｔ）あたり１０〜１５ｋｇ添加することで、砒素鉱物を浮遊させ、沈降する黄銅鉱や斑銅鉱などと分離する方法が示されている。

この方法は加熱により銅精鉱中の銅鉱物表面を酸化し、表面に不活性の酸化皮膜を形成することで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を生じさせ、後の浮遊選鉱における浮遊性の差を生じさせるものと考えられている。しかし、この方法を実操業で用いるには、大量の銅精鉱を加熱する設備とエネルギーを必要とし、その分コストが増加するという問題があった。

さらに、特許文献３には、砒素を含む非鉄金属硫化鉱物を対象として、空気、過酸化水素、その他の酸化剤を添加し、ザンセートを捕収剤、ポリアミンおよび硫黄化合物の混合物を抑制剤としてｐＨ９〜１０で浮選することによって砒素鉱物を抑制する方法が示されている。この方法では、主として硫化ニッケル鉱と砒素鉱物との分離方法が述べられているが、銅鉱物と砒素鉱物との分離性は明らかにされていない。

また、非特許文献１には、銅鉱物を含有するスラリーを過酸化水素で処理した後に、硝酸ナトリウムを加えてｐＨ５に調整し、浮遊選鉱を行う方法が示されている。また同じ文献には、銅鉱物に過酸化水素とＥＤＴＡを添加し、その後に水酸化カリウムでｐＨ１１に調整して浮遊選鉱を行う方法も提案されている。しかし、これら二つの方法は、劇物を使用するなど取扱い時の安全性やコストの点で問題があった。

以上述べたように、いずれの方法も、浮遊選鉱法を用いて含銅物から高効率に砒素鉱物を分離するのは困難であった。

米国特許第５１７１４２８号公報特開２００６−２３９５５３号公報米国特許第７００４３２６号公報Ｄ．Ｆｏｒｎａｓｉｅｒｏ，Ｄ．Ｆｕｌｌｓｔｏｎ，Ｃ．ＬｉａｎｄＪ．Ｒａｌｓｔｏｎ：ＭｉｎｅｒａｌＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇ，６１（２００１），１０９−１１９

本発明の目的は、上記の従来技術の問題点に鑑み、砒素を含有する含銅物から効率よく砒素鉱物を分離する選鉱方法を提供することにある。

上記の課題を解決するため、本発明が提供する含銅物から砒素鉱物を分離する方法は、砒素を含有する含銅物を粉砕した後、水を加えてスラリー化し、得られたスラリーに抑制剤、起泡剤、および捕収剤からなる浮選剤を添加すると共に空気を吹き込んで銅精鉱を浮遊選鉱する工程において、抑制剤にキレート剤としてトリエチレンテトラミンを用い、該トリエチレンテトラミンを含銅物が酸化することによって生成する可溶性銅の量に対して１から１０当量添加することを特徴としている。

上記本発明の分離方法においては、浮遊選鉱を行う前のスラリーのｐＨを７以上８以下の範囲に調整することがより好ましい。上記本発明の分離方法においては、含銅物は銅鉱石であってもよいし、銅精鉱であってもよい。

本発明によれば、特別な設備や危険な薬品を使用することなく、高砒素品位の含銅物から砒素鉱物を砒素濃縮物として分離し、低砒素品位の銅精鉱を得ることができる。このようにして得られた低砒素品位の銅精鉱を用いて銅を製錬することにより、製錬工程中の砒素による環境への影響を抑制できる上、砒素の処理負荷の増加に伴う投資を抑制できる。さらに、本発明により砒素鉱物をまとめて砒素濃縮物として回収することができるので、金属砒素や砒素化合物の生産効率を向上できる。

本発明の実施例において使用した選鉱方法の概略フロー図である。

本発明で処理する高砒素品位の含銅物中の砒素品位や砒素鉱物の鉱物種類は、特に限定するものではない。浮遊選鉱を行うには、砒素鉱物が単体粒子で存在していなければ効果的でないため、粉砕等の前処理を行って、砒素鉱物の多くが単体分離されていることが望ましい。砒素鉱物が銅鉱物と緻密に結合しているために良好な分離が得られない場合には、湿式ボールミルなどで含銅物を粉砕してから本発明を適用すればよい。

以下、含銅物が銅鉱石の場合を例にとり、高品位に砒素を含有する銅鉱石から脈石と共に砒素鉱物を分離し、低砒素品位の銅精鉱を回収する方法を詳細に説明するが、本発明はこの例に限定されるものではなく、含銅物が銅精鉱であってもよい。すなわち、従来から行われている一般的な浮遊選鉱法を用いて得られた高砒素品位の銅精鉱から砒素鉱物を分離し、低砒素品位の銅精鉱を回収する場合にも本発明を適用することができる。この場合、原料として用いる高砒素品位銅精鉱の銅品位は特に限定しない。

前述したように、含銅物が高砒素品位銅鉱石の場合は、前処理として銅鉱石を粉砕し、これに水を加えてスラリー化する。得られたスラリーに、起泡剤、捕収剤および抑制剤を含む浮選剤を添加して浮遊選鉱を行う。その際、抑制剤には銅とキレートを生成するキレート剤を用いる。これにより高砒素品位の含銅物に含有する砒素鉱物を砒素濃縮物として脈石と共に沈降させつつ、黄銅鉱や班銅鉱などを主体とする低砒素品位銅精鉱を浮遊させて分離することができる。

キレート剤は、一般的に製造されているトリエチレンテトラミン、ペンタエチレンヘキサミン等のポリエチレンアミン類、エチレンジアミン４酢酸、シクロヘキサンジアミン４酢酸等の、銅とキレートを生成するキレート剤が使用できる。キレート剤を添加するときの形態は特に限定するものではなく、粉末でも溶液でもかまわない。

これらのキレート剤は、銅精鉱が酸化して生じる硫酸銅等の可溶性の銅とキレートを生成する。四面砒銅鉱等の砒素鉱物は、黄銅鉱等の硫化銅鉱物との分離が困難な不純物として知られている。発明者らは、砒素鉱物が浮選において硫化銅鉱物と供に浮上する原因を鋭意研究した結果、銅鉱物の酸化によって生じる銅イオンが砒素鉱物に吸着され、その銅イオンを介して捕収剤が砒素鉱物と結合し、銅鉱物と同様に砒素鉱物を浮上せしめていることを発見した。

この銅イオンの活性作用を抑えるためには、スラリーｐＨを上昇させることが考えられるが、実際の浮選では粉砕工程が伴うため、銅イオンが沈殿する高ｐＨ領域で操業しても、砒素鉱物の活性化が生じることがある。本発明で使用するキレート剤は、この銅イオンを溶液中でキレートとして安定化させ、砒素鉱物への吸着を阻害する作用がある。

銅イオンとのキレート生成定数が高いキレート剤であれば一定の砒素鉱物抑制効果が得られるが、銅イオンに対する選択性が高いトリエチレンテトラミン等のキレート剤を使用することによって、特に高い効果が発揮される。これは、選択性の無いキレート剤を使用した場合、砒素鉱物表面に生じた酸化鉄等の親水性皮膜までもがキレート剤によって除去され、砒素鉱物の疎水性が高まり、銅鉱物との分離が困難になるためである。

トリエチレンテトラミン等のポリエチレンアミン系のキレート剤は、ｐＨによって銅イオンとのキレート生成定数が変化する。ｐＨが高いほどアミン基の解離度が低くなり、銅とのキレート生成定数が高くなるため、砒素鉱物から銅イオンを剥離させる効果も高くなると考えられる。しかし、ｐＨが高くなるとトリエチレンテトラミンの油状化傾向が高くなり、浮選における選択性が低下する悪影響が強くなる。発明者らが様々な条件で実験を繰り返した結果、トリエチレンテトラミンを使用した場合には、スラリーのｐＨが７以上８以下の範囲となる領域で最良の分離性が得られることが判明した。

上記の原理から、銅イオンを液中に安定化させるために必要なキレート剤の添加量（以下、必要量とも称する）は、スラリー中に存在する可溶性銅に対して１当量以上であれば良いが、発明者らの研究により、可溶性銅の８当量前後のトリエチレンテトラミンを添加することで最良の結果が得られることが判った。１０当量以上のトリエチレンテトラミンを添加しても本発明の効果は得られるが、試薬が無駄に消費され、ｐＨが高いときにはトリエチレンテトラミンの油状化によって分離性が低下する悪影響が生じる。

トリエチレンテトラミン等のキレート剤にはそれ自体が界面活性剤としての性質を持つものがあり、それらを浮選スラリーに添加することで、必要以上に起泡性が高まることがある。この影響はｐＨが上記の適正範囲にあっても多少は発生し、添加量が高いほど強くなる。一般に、気泡が立ちすぎて気泡と共に流出するスラリーが多くなると、本来気泡に付着しない不要成分がフロスに混入する割合が大きくなり、分離性が悪化する。

このような理由による分離性の低下を避けるためには、キレート剤を２回に分けて添加して浮選する方法が有効である。具体的に説明すると、先ずキレート剤の必要量のうち半量以上を添加して前述の浮遊選鉱を行い、沈鉱とスラリー状の浮鉱とに分離する。次に、得られたスラリー状の浮鉱を固液分離法、例えば、ろ過によって固形分とろ液とに分離する。固形分側は回収し、これにキレート剤を含まない水を加えてリパルプする。加える水の量には特に限定はないが、ろ液とほぼ同量であることが好ましい。続いて、リパルプして得たスラリーに、キレート剤の必要量のうちの残りを添加して再度浮遊選鉱を行う。なお、１回目のキレート剤の添加の際、必要量の全量を添加してもよく、この場合は、再度行われる浮遊選鉱ではキレート剤の添加は行われない。

上述の浮選剤に含まれる起泡剤および捕収剤は、後述する実施例では、メチルイソブチルカービノールやＣｙｔｅｃＩｎｄｕｓｔｒｉｅｓＩｎｃ．社製のＡＰ２０８を用いているが、特にこれらに限定するものでなく、従来から用いられてきた他のものを用いてもよい。これら起泡剤および捕収剤の具体的な添加量は、あらかじめ少量のサンプルを用いた予備試験を行って決定するか、あるいは操業しながら適宜調整しつつ良好な分離が得られる量を選定すればよい。

また、本発明で使用する浮選機も特に限定するものではなく、市販の機械攪拌式浮選機やカラム式浮選機を使用することができる。浮選時間は、高砒素品位の含銅物である、銅鉱石や銅精鉱に含まれる砒素鉱物の割合や、目的とする分離度によって適正範囲が異なる。したがって、上述の添加量の選定の場合と同様に予備試験で選定したり、あるいは操業しながら適宜調整したりすることが好ましい。

以上に述べた方法により、高砒素品位の含銅物中に含有する砒素鉱物を沈鉱とし、低砒素品位の銅精鉱を浮鉱として分離できる。このように、選鉱工程において砒素濃縮物と低砒素品位の銅精鉱とを得ることができるので、含銅物の砒素含有量が増加しても、乾式製錬工程において、スラグ処理や脱銅電解など砒素を除去し回収する設備を増強するといった多大な投資を必要とせずに、以前と同様に処理して製品電気銅を得ることができる。また、砒素濃縮物は、別途処理することで、砒素を回収して金属砒素や砒素化合物などの原料として用いることができる上、砒素濃縮物に分配した銅を回収することもできる。

以下に示す実施例および比較例を用いて本発明をさらに詳細に説明するが、本発明はこれらの実施例によってなんら限定されるものではない。例えば、以下の実施例では４段の浮遊選鉱工程で処理しているが、この段数に限定されるものではなく、含銅物の性状、経済性等に応じて適宜段数が定められる。なお、以下の実施例および比較例では、化学分析値はＩＣＰ発光分析法を用いて求め、鉱物割合は顕微鏡観察によって求めた。また、含銅物として下記の表１に示す化学分析値および鉱物割合を有するペルー産銅精鉱を使用した。

［実施例１〜４］
実施例１では、上記表１に示すペルー産銅精鉱を、図１に示すフローに沿って選鉱し、低砒素品位銅精鉱と砒素濃縮物とを得た。具体的に説明すると、上記表１のペルー産銅精鉱１００ｇ（試料Ａ）に水１００ｍｌを混合し、ボールミルで８０％通過粒径が２５μｍになるように粉砕した（粉砕工程１）。この粉砕物に水を加えて全体の重量が５００ｇ、体積が４００ｍｌのスラリーとした（スラリー化工程２）。このスラリーを、セル容量０.５Ｌのアジテア型浮遊選鉱試験機に装入し、攪拌を開始した。

次に、砒素鉱物の浮遊抑制剤としてＴＥＴＡ（トリエチレンテトラミン）を銅精鉱１ｔ当り２.４ｋｇに相当する０.２４ｇ添加した。この添加量は、予備試験において同じ濃度と重量のスラリーにＴＥＴＡを段階的に添加し、液中のＣｕ濃度の最大値を求めてそれを可溶性銅濃度の最大値とし（試料Ａの場合２５５ｐｐｍ）、その銅濃度に対してＴＥＴＡ濃度が１当量となる量から求めた。ＴＥＴＡを添加した後、液中のＣｕとよく反応させるため、８分間攪拌を続けた。

次に、捕収剤として、米国ＣｙｔｅｃＩｎｄｕｓｔｒｉｅｓＩｎｃ．社製の商品名ＡＰ２０８を銅精鉱１ｔあたり７５ｇの添加量に相当する０．００７５ｇ添加した。さらに、起泡剤として、ＭＩＢＣ（メチルイソブチルカービノール）を銅精鉱１ｔあたり９０ｇの添加量に相当する０.００９０ｇ添加した。これらの添加量は、予備実験によって最良の結果が得られる量から求めた。これら捕収剤と起泡剤とを添加した後、２分間攪拌しながらｐＨを測定した。

その後、攪拌を継続し、空気を２リットル／ｍｉｎの流量で吹き込みながら８分間浮選し、第１浮鉱１ａと第１沈鉱１ｂとに分離した（第１浮遊選鉱工程３）。得られた第１浮鉱１ａは２段目の浮選試験機に送り、体積が上記スラリー化工程２で作製したスラリーとほぼ同じになるまで水を追加した。この第１浮鉱１ａのスラリーには、起泡剤を銅精鉱１ｔあたり２０ｇの添加量に相当する０.００２０ｇ添加した。捕収剤と抑制剤は追加添加しなかった。その後、空気を２リットル／ｍｉｎ吹き込みながら５分間浮選し、第２浮鉱２ａと第２沈鉱２ｂとを得た（第２浮遊選鉱工程４）。

図１に示すように、この第２浮遊選鉱工程４と同様の操作をさらに２回繰り返して、第３沈鉱３ｂ、第４沈鉱４ｂおよび第４浮鉱４ａを得た（第３浮遊選鉱工程５、第４浮遊選鉱工程６）。第１沈鉱１ｂ〜第４沈鉱４ｂを混合して砒素濃縮物とし、第４浮鉱４ａを低砒素銅精鉱とした。このようにして得られた砒素濃縮物と低砒素銅精鉱をそれぞれ分析してＣｕとＡｓの分布率を求めた。

実施例２〜４についても、上記実施例１と同様にして砒素濃縮物と低砒素銅精鉱を得たが、実施例２〜４ではＴＥＴＡの添加量を変えて２〜８当量となるようにした。また、塩基性であるＴＥＴＡの添加量が増加すると、それに伴ってｐＨが上昇するので、ＴＥＴＡ添加後に硫酸を添加してｐＨを実施例１と同程度の５.８前後に調整した。

［実施例５〜９］
キレート剤としてＴＥＴＡの代わりにＥＤＴＡ（エチレンジアミン４酢酸）を使用し、その添加当量を５〜２０とした以外は実施例１と同様にして実施例５〜７の浮選を行った。また、キレート剤としてＴＥＴＡの代わりにＰＥＨＡ（ペンタエチレンヘキサミン）またはＣｙＤＴＡ（シクロヘキサンジアミン４酢酸）を８当量添加し、硫酸でｐＨを５.８前後に調整した以外は実施例１と同様にして実施例８および９の浮選を行った。

［比較例１］
キレート剤を添加しないこと以外は実施例１と同様にして比較例１の浮選を行った。

［実施例１０〜１６］
試料Ｂ（表１のペルー産銅精鉱を空気中で３０日間放置し、銅鉱物の酸化状態を強めたもの）を使用した。試料Ａと同様の方法で予めこの試料の最大銅溶出量を調べたところ、４９０ｐｐｍであった。これに対して２当量の濃度になるようにＴＥＴＡを添加し、ＴＥＴＡ添加後のｐＨを硫酸で６.０に調整したこと以外は実施例１と同様にして実施例１０の浮選を行った。また、ＴＥＴＡ添加後のｐＨを硫酸でそれぞれ７.０、８.０、９.０に調整したこと以外は実施例１０と同様にして実施例１１〜１３の浮選を行った。さらに、ＴＥＴＡの添加当量がそれぞれ１、４、１１となるようにＴＥＴＡの添加量を変えた以外は実施例１１と同様にして実施例１４〜１６の浮選を行った。

［比較例２］
キレート剤を添加しないこと以外は実施例１０と同様にして比較例２の浮選を行った。

［参考例１〜３］
ＴＥＴＡを０.２当量添加したこと以外は実施例１０と同様にして参考例１の浮選を行った。また、ＴＥＴＡを２０および５０当量添加し、硫酸によるｐＨ調整を行わなかったこと以外は実施例１０と同様にして参考例２および３の浮選を行った。

［実施例１７］
ＴＥＴＡの添加量を２当量に代えて１当量とした以外は同様にして、先ず実施例１１の第１浮遊選鉱工程３までの処理を行った。次に、この処理で得たスラリー状の浮鉱を、ろ過装置としてろ紙を備えたヌッチェを用いてろ過して固形分を回収した。回収した固形分にろ液と同じ量の新しい水を加えてリパルプし、ＴＥＴＡをさらに１当量添加した。このスラリーを再度アジテア型浮遊選鉱試験機に装入し、再度上記第１浮遊選鉱工程３と同じ条件で浮選した。ここで得た浮鉱を第１浮鉱１ａとし、以降は実施例１１と同様に処理した。なお、ここで得た沈鉱と先に行った第１浮遊選鉱工程３で得た沈鉱を合わせて第１沈鉱１ｂとした。

上記した実施例、比較例および参考例で得られた第１浮鉱１ａおよび低砒素銅精鉱について、それぞれ銅の実収率と銅と砒素の分離の度合いを求めた。銅と砒素の分離の度合いについては、下記式１に示す分離度を用いて評価した。

［式１］

上記式１に示す分離度は、浮鉱側に含有される銅の分配率が高くて砒素の分配率が低くなるほど高い値となる。すなわち、この分離度の値が高ければ高いほど本発明の目的に合った好ましい結果が得られていることを示している。

このようにして得た実施例、比較例および参考例の第１浮鉱１ａおよび低砒素銅精鉱についての銅実収率および分離度を主な浮選条件と共に下記の表２に示す。

上記表２から分かるように、実施例１における銅実収率および分離度は、第１浮鉱１ａにおいて９４.３％および３.７、低砒素銅精鉱においては６４.７％と８.５であった。また、実施例１〜４の結果から分かるように、分離度はＴＥＴＡの添加量増加にしたがって上昇し、８当量添加時（実施例４）の分離度は第１浮鉱１ａにおいて７.７、低砒素銅精鉱では１９.７であった。

ＥＤＴＡを５当量添加した実施例５の分離度は、第１浮鉱１ａにおいて３.７、低砒素銅精鉱において９.２であり、ＴＥＴＡを１当量添加した実施例１とほぼ同じ結果が得られた。実施例６に示すようにＥＤＴＡを１０当量まで増加させると、分離度は第１浮鉱１ａにおいて５.７、低砒素銅精鉱において２４.８となったが、銅実収率は６１.２％であり、ＴＥＴＡを使用した場合の銅実収率よりも低くなった。実施例７に示すようにＥＤＴＡを２０当量添加しても、第１浮鉱１ａと低砒素銅精鉱の分離度はそれぞれ５.３と２４.５であり、分離度は改善されなかった。

また、ＰＥＨＡを使用した実施例８の分離度は、ＴＥＴＡを同じ当量で添加した実施例４に比べてやや低く、第１浮鉱１ａにおいて６.９、低砒素銅精鉱では１４.４であった。ＣｙＤＴＡはＴＥＴＡよりも錯形成能力の高いキレート剤であり、ＣｙＤＴＡを使用した実施例９の分離度は、第１浮鉱１ａで５.７、低砒素銅精鉱において４７.８と高い分離度を示した。しかしながら、一部の銅鉱物も抑制されたため、低砒素銅精鉱の銅実収率が４８.７％に低下した。

一方、比較例１の分離度は、第１浮鉱１ａにおいて２.４、低砒素銅精鉱でも３.７に留まり、上記実施例１〜９に比べて大幅に低下した。これは、キレート剤が存在しなかったため、銅鉱物等から遊離した銅イオンによって砒素鉱物が活性化して浮上したからである。

実施例１０では、第１浮鉱１ａにおける分離度は３.７、低砒素銅精鉱では５.７となった。また、実施例１１〜１３から分かるように、低砒素銅精鉱における分離度は、ｐＨ７.０において８.１と最大になり、その後はｐＨの上昇とともに低下した。さらに実施例１１および１４〜１６から分かるように、同じｐＨで比較すると、分離度はＴＥＴＡ添加量が２当量の実施例１１のときに最大となり、ＴＥＴＡ添加量を４当量以上に増加させてもそれ以上には改善されなかった。

また、比較例２の結果から分かるように、銅精鉱の酸化に伴い、スラリーの自然ｐＨは４.４に低下した。分離度は、第１浮鉱１ａにおいて２.０、低砒素銅精鉱でも１.９であり、実施例１〜１６や比較例１に比べて大幅に低い値を示した。これは、銅精鉱の酸化に伴って発生したＣｕイオンが、砒素鉱物を強く活性化したためである。

参考例１の添加量では液中のＣｕイオンによる活性化を十分に抑制することができず、分離度は改善されなかった。また、参考例２および３では、硫酸によるｐＨ調整を実施しないとＴＥＴＡの添加に伴ってｐＨが１０以上に上昇し、大量に添加されたＴＥＴＡの油状化によって選択性が失われ、分離度は改善されなかった。

実施例１７では、浮選溶液中のＴＥＴＡの濃度が低下することによってフロス層中に混入する不要成分の量が抑制され、同じ試薬添加量・浮選ｐＨの実施例１１に比べて低砒素銅精鉱における分離度が８.１から９.８に改善された。

１粉砕工程
２スラリー化工程
３第１浮遊選鉱工程
４第２浮遊選鉱工程
５第３浮遊選鉱工程
６第４浮遊選鉱工程

Claims

砒素を含有する含銅物を粉砕した後、水を加えてスラリー化し、得られたスラリーに抑制剤、起泡剤、および捕収剤からなる浮選剤を添加すると共に空気を吹き込んで銅精鉱を浮遊選鉱する工程において、抑制剤にキレート剤としてトリエチレンテトラミンを用い、該トリエチレンテトラミンを含銅物が酸化することによって生成する可溶性銅の量に対して１から１０当量添加することを特徴とする含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
前記浮遊選鉱を行う前のスラリーのｐＨを７以上８以下の範囲に調整することを特徴とする、請求項１に記載の含銅物からの砒素鉱物の分離方法。
前記キレート剤を必要量の半量以上添加して浮遊選鉱し、得られた浮鉱を固液分離して固形分を回収し、この固形分をキレート剤を含まない水でリパルプして所定濃度のスラリーとし、このスラリーに残りのキレート剤を添加して再度浮遊選鉱を行うことを特徴とする請求項１に記載の岩銅物からの砒素鉱物の分離方法。
前記含銅物が銅鉱石であることを特徴とする、請求項１〜３のいずれかに記載の砒素鉱物の分離方法。
前記含銅物が銅精鉱であることを特徴とする、請求項１〜３のいずれかに記載の砒素鉱物の分離方法。