JP2012201921A - 銅精鉱の処理方法 - Google Patents

Abstract

【課題】 Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収する。
【解決手段】 銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して処理を行い、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する第１分離工程と、前記Ｃｕ品位の高い精鉱に不活性雰囲気で焙焼処理を施すことによって、前記Ｃｕ品位の高い精鉱から硫黄を分離させる第２分離工程と、を含む。
【選択図】 図１

Description

本発明は、銅精鉱の処理方法に関する。

銅鉱山で産出される銅鉱石は、主に硫化鉱である。硫化鉱を大別すると、輝銅鉱（Ｃｕ_２Ｓ）、銅藍（ＣｕＳ）などの鉱物を主体とした比較的高銅品位の二次硫化鉱と、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする初生硫化鉱とに分けられる。近年、銅鉱山で採取される銅鉱石は、後者主体となっている。その結果、鉄、硫黄などの不純物が増加し、銅品位は低下傾向にある。このことは、鉱山で銅製錬向けに生産する銅精鉱の銅品位の低下、鉄分、硫黄分などの増加などの要因となる。また、砒素（Ａｓ）などの微量不純物元素の品位も上昇する傾向にあり、Ａｓ品位の高い精鉱は、製錬所での処理に制限がかけられている状況である。

一般に、銅精鉱の製錬を経て、銅は製品電気銅として、鉄分はスラグとして、硫黄分は硫酸として回収される。近年の銅精鉱の低品位化は、銅製錬プロセスにおける製造コストの上昇を招く。さらに国内の銅製錬業においては、銅製錬で生じるスラグおよび硫酸の需給悪化に見舞われ、多くが採算の合わない輸出に向けられており、事業収益を圧迫している。今後さらに銅精鉱の銅品位低下が進めば、これらスラグおよび硫酸の問題が顕著となり、事業存続にも影響を及ぼすと考えられる。

これらの問題を解決する一手段として、銅精鉱の予備処理法の応用がある。予備処理法とは、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする銅精鉱粒子を硫黄（Ｓ）とともに所定の温度で反応させ、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ_２）とで構成される精鉱粒子に硫化変換する処理のことである。この硫化変換反応は、浸出が困難な黄銅鉱を比較的浸出が容易な形態にするという意味で湿式製錬の前処理法として知られているが、予備処理から湿式製錬までのトータルコストの観点から現状普及していないプロセスである。

上記問題を解決する他の手段として、硫黄による硫化変換反応後の銅藍と黄鉄鉱とを選別し、銅藍主体の高銅品位精鉱として乾式製錬に供する方法がある（例えば、特許文献１参照）。特許文献１では、銅藍と黄鉄鉱との選別において、静電的方法、重力的方法、磁気的方法、風力的方法、粒径的方法、ハイドロサイクロン法、浮遊選鉱あるいはこれらの組み合わせにより行うことが開示されている。

国際公開第２００８／０７４８０５号

しかしながら、特許文献1では、銅藍と黄鉄鉱とを選別する具体的な方法については記述されていない。

本発明は上記の課題に鑑み、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収することができる銅精鉱の処理方法を提供することを目的とする。

本発明に係る銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して処理を行い、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する第１分離工程と、前記Ｃｕ品位の高い精鉱に不活性雰囲気で焙焼処理を施すことによって、前記Ｃｕ品位の高い精鉱から硫黄を分離させる第２分離工程と、を含むことを特徴とするものである。本発明に係る銅精鉱の処理方法においては、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる。

前記第１分離工程は、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによってＣｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する工程および浮遊選鉱処理を施すことによってＣｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する工程のいずれか一方であってもよい。前記第１分離工程は、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離した後、前記選別処理によって分離された前記Ｃｕ品位の高い精鉱および前記Ｆｅ品位の高い精鉱のいずれか一方、または両者に対して独立して浮遊選鉱処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する工程であってもよい。

前記第２分離工程において、前記Ｃｕ品位の高い精鉱から硫黄を分離させると共に、砒素を揮発させてもよい。前記第２分離工程において、前記砒素の揮発を、砒素と硫黄との化合物として揮発させてもよい。

前記硫化した精鉱を摩鉱する際に、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記選別処理において、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。

本発明によれば、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる銅精鉱の処理方法を提供することができる。

本実施形態に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。 ＥＰＭＡで同定した銅藍および黄鉄鉱のマッピングにより得られた硫化変換粒子である。 変形形態１に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。 変形形態２に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。 硫化変換工程後の変換粒子のＸＲＤ解析結果である。 摩鉱工程後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。 選別精鉱のＸＲＤ解析結果である。 選別精鉱の粒度分布測定結果である。

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。

（実施形態）
本実施形態は、硫化変換した銅精鉱粒子を摩鉱し、選別処理および浮遊選鉱処理を施すことによってＣｕ品位の高い銅藍主体の銅精鉱を回収して銅精鉱に含まれるＦｅ量を低減し、更に不活性雰囲気中で焙焼することによって銅精鉱に含まれるＳ量を低減し、尚且つＡｓをＳとの化合物として揮発させることで銅精鉱のＡｓ品位を低減し、銅製錬プロセスのコスト低減、スラグ・硫酸の発生量減少による事業採算の改善などを可能とするプロセスを供するものである。

本実施形態に係る対象処理物は、銅精鉱である。特には、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする銅精鉱である。黄銅鉱主体の銅精鉱は、銅を２５ｍａｓｓ％から４０ｍａｓｓ％、鉄を２０ｍａｓｓ％から３５ｍａｓｓ％含有する。このような黄銅鉱は、鉄を多く含むため、製錬工程において、多量のスラグ発生をもたらす。

図１は、本実施形態に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図１を参照して、まず、銅精鉱に対して、硫化変換工程を実施する。例えば、銅精鉱中の銅（Ｃｕ）に対して、硫黄（Ｓ）を１．０から１．２のモル比で添加する。硫黄は、一例として、単体硫黄の状態で添加し、よく混合する。混合した処理物に対して、不活性雰囲気において、所定の温度および所定の時間で熱処理を施す。この熱処理は、例えば、ロータリキルンなどを用いて行うことができる。例えば、不活性雰囲気として、窒素ガスを用いることができる。また、熱処理時間を３０分〜６０分とすることが好ましい。未反応黄銅鉱の残存量を低下させることができるからである。

硫化工程における熱処理温度は、３００℃〜４５０℃であることが好ましい。例えば３００℃未満の２７５℃で硫化変換工程を実施した場合、硫化変換工程前の銅精鉱に含まれる主化合物である黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）の残存量が多くなるため、銅藍と黄鉄鉱としてＣｕとＦｅとを分離する本プロセスにそぐわない。また、４５０℃を上回る温度で処理した場合、銅藍の状態が不安定となり、Ｂｏｒｎｉｔｅ（Ｃｕ_５ＦｅＳ_４）、Ｎｕｋｕｎｄａｍｉｔｅ（（Ｃｕ、Ｆｅ）_４Ｓ_４）などが生成することによって、ＣｕとＦｅとの分離が困難となるおそれがある。したがって、熱処理温度は、３００℃〜４５０℃であることが好ましい。また、銅藍と黄鉄鉱との分離の観点からすれば、当該熱処理温度は、４００℃〜４５０℃であることがより好ましい。

上記熱処理の結果、銅藍と黄鉄鉱とで構成される硫化変換粒子が得られる。この硫化変換粒子は、内殻として黄鉄鉱が存在し、黄鉄鉱を銅藍が外殻として覆って構成されている。図２は、電子線マイクロアナライザ（ＥＰＭＡ）で同定した銅藍および黄鉄鉱のマッピングにより得られた硫化変換粒子である。図２を参照して、淡灰色の黄鉄鉱を濃灰色の銅藍が覆っている。このような硫化変換粒子から銅藍を主体に回収するためには、各硫化変換粒子を銅藍と黄鉄鉱とに単体分離することが必要である。

そこで、再度図１を参照して、硫化変換工程を経た硫化変換粒子に対して摩鉱工程を施す。なお、銅藍と黄鉄鉱とを比重差および粒子径差に基づいて選別するためには、外殻の銅藍を剥ぎ取りつつも内殻の黄鉄鉱を破壊しないように残存させることが望まれる。過度な摩鉱は黄鉄鉱を微細化してしまうことから、摩鉱条件には最適範囲が存在する。

外殻の銅藍を剥ぎ取りつつも内殻の黄鉄鉱を破壊しないように残存させることのできる摩鉱条件においては、銅藍は２μｍ〜２０μｍ程度の粒子径で剥ぎ取られ、内殻の黄鉄鉱の粒子径は３０μｍ〜７０μｍ程度となる。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、上記粒子径範囲を実現するためには、外殻に存在する銅藍を摩鉱により分離しテーブル選別機で選別するのに適した粒子径は、５０％粒子径で３０μｍ〜５０μｍであることがわかった。

摩鉱工程において、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いることができる。粉砕装置として、例えば、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、チューブミルなどを用いることができる。５０％粒子径３０μｍ〜５０μｍ程度に粉砕できるものであれば、種類は問わない。ただし、外殻に存在する銅藍を削り取り、内殻に存在する黄鉄鉱を粗大な状態で温存することができる粉砕装置が好ましい。

次に、摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して、粒子径差と比重差とに基づいて選別工程を実施する（第１分離工程）。粒子径差と比重差とに基づいて選別を行うことによって、摩鉱粒子がＣｕ品位の高い細粒とＦｅ品位の高い粗粒とに分離する。選別工程においては、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらの組み合わせを用いることができる。テーブル選別機は、機械的に簡易な構造を有しかつ低摩耗性を有する装置であることから、メンテナンス、運転コストなどの点で他の選別機と比べて有利であり、良好な選別成績を容易に得ることができる。したがって、テーブル選別機を用いることが好ましい。

硫化変換工程で得られる硫化変換粒子において黄鉄鉱粒子を銅藍が覆っていることから、摩鉱工程において得られる銅藍の粒子径は比較的小さく、黄鉄鉱の粒子径は比較的大きくなる。また、銅藍の比重は比較的小さく、黄鉄鉱の比重は比較的大きい。したがって、選別機を用いた選別工程を介して細粒と粗粒とに分離することによって、Ｃｕ品位の高い細粒（銅藍比率が高くＦｅ品位の低い粒子）とＦｅ品位の高い粗粒（黄鉄鉱比率が高い粒子）とに分離することができる。例えば、分離回収されるＣｕ品位の高い細粒の５０％粒子径は５μｍ〜１５μｍであることが好ましく、Ｆｅ品位の高い粗粒の５０％粒子径は３５μｍ〜５５μｍであることが好ましい。

次に、選別工程で得られるＣｕ品位の高い細粒を選別精鉱として回収し、選別精鉱に対して浮遊選鉱工程を実施する（第１分離工程）。一方、選別工程で得られるＦｅ品位の高い粗粒を選別尾鉱として回収し、選別尾鉱に対して浮遊選鉱工程を実施する（第１分離工程）。選別精鉱に対する浮遊選鉱処理および選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理は、独立して実施される。

浮遊選鉱処理における捕集剤は、銅藍および黄鉄鉱のいずれか一方を優先的に捕集するものであれば、特に限定されるものではない。本実施形態においては、捕集剤として、銅藍を優先的に捕集するものを用いる。銅藍を優先的に捕集する捕集剤の一例として、ブチルザンセート（ＢＸ）を用いることができる。ブチルザンセートの添加量は、特に限定されるものではないが、浮遊選鉱処理の対象となる精鉱に対して１００ｐｐｍ〜２０００ｐｐｍであることが好ましい。

浮遊選鉱処理におけるｐＨ調整剤は、特に限定されるものではない。ｐＨ調整剤の一例として、Ｃａ（ＯＨ）_２を用いることができる。浮遊選鉱処理の対象となる精鉱を含む溶液のｐＨは、特に限定されるものではないが、９〜１３であることが好ましい。したがって、ｐＨ調整剤の添加量は、浮遊選鉱処理に供する溶液のｐＨを９〜１３に維持するように決定されることが好ましい。

浮遊選鉱処理における気泡剤は、特に限定されるものではない。気泡剤の一例として、メチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）、パイン油などを用いることができる。浮遊選鉱処理の条件は、選別精鉱のＣｕ品位、浮遊選鉱処理におけるＣｕ回収率、処理コストなどに応じて、任意に変更可能である。また、浮遊選鉱処理を行う前に、銅藍と黄鉄鉱とをより単体分離させるために、選別精鉱および選別尾鉱の粒径を１μｍ〜５μｍまで粉砕してもよい。薬剤コストなどを考慮して効率的な浮遊選鉱処理とすることが好ましい。また、Ｃｕ品位のさらなる向上を狙う場合は、浮遊選鉱処理を多段にわたって実施すればよい。または一旦浮選精鉱と浮選尾鉱とに分けた後、必要な粒度まで再摩鉱して浮遊選鉱処理を再度実施すればよい。

浮遊選鉱処理の実施によって、選別精鉱および選別尾鉱は、浮遊する浮選精鉱と沈降する浮選尾鉱とに分離する。本実施形態においては捕集剤によって銅藍が優先的に捕集されるため、浮選精鉱には銅藍が比較的多く含まれ、浮選尾鉱には黄鉄鉱が比較的多く含まれる。すなわち、浮選精鉱にはＣｕ品位の高い精鉱が比較的多く含まれ、浮選尾鉱にはＦｅ品位の高い精鉱が比較的多く含まれる。したがって、選別精鉱に対する浮遊選鉱処理によって得られた浮選精鉱および選別尾鉱に対する浮遊選鉱処理によって得られた浮選精鉱を回収することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱を回収することができる。なお、浮選尾鉱に対して、再度、摩鉱、選別処理、浮遊選鉱処理を実施することによって、Ｃｕ品位の高い精鉱粒子を回収することができる。

次に、浮遊選鉱工程で得られるＣｕ品位の高い浮選精鉱に対して焙焼工程を実施する（第２分離工程）。焙焼処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱から硫黄（Ｓ）を分離することができる。焙焼処理は、不活性雰囲気において、所定の温度および所定の時間実施する。例えば、不活性雰囲気として、窒素ガスを用いることができる。浮選精鉱から硫黄（Ｓ）を効率よく分離させるためには、処理温度は５００℃以上であることが好ましい。また、硫黄（Ｓ）を分離させると共に砒素（Ａｓ）を揮発させる場合は、砒素（Ａｓ）が硫黄（Ｓ）と化合物を形成して浮選精鉱から効率的に揮発するために、処理温度は６００℃以上であることが好ましい。浮選精鉱から硫黄を安定して分離させるためには、処理時間は３０分以上であることが好ましい。

硫黄（Ｓ）を分離させると共に砒素（Ａｓ）を揮発させる場合に、砒素（Ａｓ）の混入しない硫黄（Ｓ）を回収したい場合は、最初に５００℃程度の温度で硫黄（Ｓ）の分離を目的とする焙焼処理を実施して単体の硫黄（Ｓ）を回収し、その後、砒素（Ａｓ）を硫黄（Ｓ）との化合物として揮発させるために６００℃以上の温度で焙焼処理を実施することが好ましい。

浮選精鉱に対して焙焼処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率よく経済的に回収することができる。また、焙焼処理の温度を６００℃以上とすることで、Ｃｕ品位が高く、かつＡｓ品位が低い銅精鉱を効率よく経済的に回収することができる。得られた精鉱を銅製錬精鉱として用いることによって、スラグ発生量の少ない銅製錬を行うことができる。

なお、本実施形態においては選別精鉱および選別尾鉱の両方に浮遊選鉱処理を実施しているが、それに限られない。例えば、いずれか一方にのみ浮遊選鉱処理を実施してもよい。また、選別工程をした後、浮遊選鉱工程を実施しているが、浮遊選鉱工程をした後、選別工程を実施してもよい。また、焙焼精鉱を自溶炉、直接製銅炉、フラッシュコンバーターなどで処理してもよい。

（変形形態１）
図３は変形形態１に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図３を参照して、変形形態１に係る銅精鉱の処理方法では、硫化変換工程、摩鉱工程、選別工程、および焙焼工程を実施したが、浮遊選鉱工程を実施しなかった。即ち、実施形態では、硫化変換精鉱を摩鉱して選別した後、浮遊選鉱工程を経て得られた浮選精鉱に対して焙焼処理を施したが、変形形態１では、硫化変換精鉱を摩鉱し、選別して得られた選別精鉱に対して焙焼処理を施した。このように、浮遊選鉱工程を実施せずに、選別精鉱に対して焙焼工程を実施してもよい。

（変形形態２）
図４は変形形態２に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。図４を参照して、変形形態２に係る銅精鉱の処理方法では、硫化変換工程、摩鉱工程、浮遊選鉱工程、および焙焼工程を実施したが、選別工程を実施しなかった。即ち、変形形態２では、硫化変換精鉱を摩鉱し、浮遊選鉱処理して得られた浮選精鉱に対して焙焼処理を施した。このように、選別工程を実施せずに、浮選精鉱に対して焙焼工程を実施してもよい。

以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。なお、実施例１では、選別精鉱に対してのみ浮遊選鉱処理を施す場合を例に説明する。

（実施例１）
硫化変換工程において、黄銅鉱主体の銅精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Ｃｕ：硫黄＝１．０：１．２で混合し、窒素雰囲気中において４２５℃で６０分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。図５のＸＲＤによる分析結果の通り、硫化変換工程後に銅藍と黄鉄鉱とが生成していることがわかる。図５の縦軸は強度（Ｃｏｕｎｔｓ）である。

次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した銅精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）を、湿式ボールミルにより摩鉱し、図６の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。図６の横軸は粒子径（μｍ）であり、縦軸は相対粒子量である。このときのスラリー濃度は３０ｍａｓｓ％であり、摩鉱時間は３０分、５０％粒子径は４２μｍであった。

この摩鉱精鉱に対してテーブル選別機により選別処理を施し、Ｃｕ品位の高い選別精鉱とＦｅ品位の高い選別尾鉱とに分離した。図７は選別精鉱のＸＲＤ解析結果である。図７の縦軸は強度（Ｃｏｕｎｔｓ）である。図８は選別精鉱の粒度分布測定結果である。図８の横軸は粒子径（μｍ）であり、縦軸は相対粒子量である。

次に、選別精鉱に対して空気吸い込み式の浮選機を用いて浮遊選鉱処理を実施した。まず、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用いてｐＨ１２．１に調整した溶液に３５．０ｇの選別精鉱と、１００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。なお、ＢＸ添加量は、浮遊選鉱処理に供する試料重量に対する、ＢＸ添加量の重量％である。例えば、ＢＸ１００ｐｐｍの添加は、試料１００グラムに対して０．０１グラムのＢＸを使用したことを意味する。また、コンディショニングとは、添加した薬剤を試料表面に付着させる操作のことを指す。本実施例では、浮選機内で溶液を攪拌した。３０分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤のＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において空気の吸い込みを開始することによって、浮遊選鉱処理を実施した。空気の吸い込み開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱１とした。

その後、一旦空気の吸い込みを停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して２００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニングを実施した後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱２とした。

その後、再度空気の吸い込みを一旦停止し、浮遊選鉱処理に供する試料の元重量に対して２００ｐｐｍに相当するＢＸを追加で添加した。５分間のコンディショニングを実施した後、溶液に１０μｌのＭＩＢＣを添加して、浮選機の空気の吸い込みを再開し、気泡に伴って上昇する粒子を回収して浮選精鉱３とした。浮選機に残った粒子を浮選尾鉱として回収した。表１は選別精鉱に対する浮遊選鉱工程の結果を示す。

選別精鉱に対しては、１００ｐｐｍのＢＸ添加量で、Ｃｕ品位が４６．９ｍａｓｓ％の浮選精鉱１が得られ、その浮選精鉱１内にＣｕを３４．７ｍａｓｓ％回収できた。また、Ｃｕ品位４０ｍａｓｓ％以上の精鉱（浮選精鉱１＋浮選精鉱２）でＣｕ回収率が６６．２ｍａｓｓ％にまで達し、Ｃｕ品位の濃縮がなされた。

浮選精鉱１は、硫化変換工程後の硫化変換精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）と比較して、Ｃｕ品位が高くＦｅ品位が低くなった。また、硫化変換工程前の元精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）に対して、浮選精鉱１はＣｕ品位が１２．９ｍａｓｓ％上昇し、Ｆｅ品位が９．９ｍａｓｓ％低下している。このことから硫化変換工程前の元精鉱中には重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．７１が含まれているが、浮選精鉱１は重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．３０まで低減されている。

なお、浮遊選鉱処理の条件は、選別の成績、即ちＣｕ回収率および選別精鉱Ｃｕ品位、あるいは処理コストにより、任意に変更することができる。

次に、浮選精鉱１に対して筒状炉心管を水平方向に設置するタイプの管状炉を用いて焙焼処理を実施した。なお、本実施例では、浮選精鉱１からＳを分離させるのに併せてＡｓを揮発させることを狙い、７５０℃の窒素雰囲気下で焙焼処理を実施した。まず、長さ１０ｃｍの石英質ガラスボートに浮選精鉱１を４．００ｇセットし、石英質ガラスボートを管状炉の炉心管の均熱帯部分に配置した。その後、窒素を毎分１リットルの流量で炉心管の片側から流し、出口側は窒素排気用の通路を設け、水封して酸素の流入を防止した。大気温度である２０℃から７５０℃まで２５分で昇温し、６０分間７５０℃で保持した。保持終了後、１２０℃まで１時間かけて降温し、石英質ガラスボートを炉心管から取り出した。このときの試料の重量を測定したところ３．３６ｇであった。表２は、浮選精鉱１に対する焙焼工程の結果を示す。

焙焼精鉱は、浮選精鉱１と比較して、Ｃｕ品位が高くＡｓ品位が低くなった。また、硫化変換工程前の元精鉱に対して、焙焼精鉱はＣｕ品位が２０ｍａｓｓ％上昇し、Ａｓ品位は２６３ｐｐｍ低下し、Ｓ品位は７ｍａｓｓ％低下し、Ｆｅ品位は７ｍａｓｓ％低下している。このことから硫化変換工程前の元精鉱中には重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．７１が含まれているが、焙焼精鉱は重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．３１まで低減されており、製錬所でのスラグ発生量の低減が可能となる。また、製錬所へのＡｓ持込量を大幅に低減することができる。

（実施例２）
実施例２においては、図３の変形形態１に係る銅精鉱の処理方法を用いた。まず、黄銅鉱主体の銅精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％）と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Ｃｕ：硫黄＝１．０：１．２で混合し、窒素雰囲気中において４２５℃で６０分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。

次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した変換精鉱（Ｃｕ品位＝３１ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）を、湿式ボールミルにより摩鉱した。そして、摩鉱精鉱をテーブル選別機により選別し、細粒の選別精鉱と粗粒の選別尾鉱とに分離した。

次に、選別精鉱（Ｃｕ品位＝３４ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝１７ｍａｓｓ％）に対して筒状炉心管を水平方向に設置するタイプの管状炉を用いて焙焼処理を実施した。実施例２では、２条件の焙焼温度（６５０℃、７５０℃）および２条件の焙焼時間（３０分、６０分）の計４条件にて焙焼処理を実施した。まず、長さ１０ｃｍの石英質ガラスボートに選別精鉱を４．００ｇセットし、石英質ガラスボートを管状炉の炉心管の均熱帯部分に配置した。その後、窒素を毎分１リットルの流量で炉心管の片側から流し、出口側は窒素排気用の通路を設け、水封して酸素の流入を防止した。大気温度である２０℃から焙焼温度（６５０℃または７５０℃）まで２５分で昇温し、焙焼時間（３０分または６０分）の間、焙焼温度を保持した。保持終了後、１２０℃まで１時間かけて降温し、石英質ガラスボートを炉心管から取り出した。表３は、選別精鉱に対する焙焼工程の結果を示す

各焙焼条件における焙焼精鉱１から焙焼精鉱４は、硫化変換工程前の元精鉱に対して、Ｃｕ品位が６〜７ｍａｓｓ％上昇し、Ａｓ品位は２００〜２７０ｐｐｍ低下し、Ｓ品位は１０〜１５ｍａｓｓ％低下し、Ｆｅ品位は３〜４ｍａｓｓ％低下している。硫化変換工程前の元精鉱中には重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．７１が含まれているが、焙焼精鉱は重量比でＣｕ：１．００に対してＦｅ：０．５０まで低減されており、製錬所でのスラグ発生量の低減が可能となる。また、製錬所へのＡｓ持込量を大幅に低減することができる。

（分析（実施例１と実施例２との比較））
実施例２では、選別精鉱に対して焙焼処理を実施した。実施例２においても、硫化変換工程前の元精鉱に対し、Ｃｕ品位の上昇、Ａｓ品位の大幅な低下、Ｓ品位およびＦｅ品位の低下を確認できた。しかし実施例１の浮選精鉱を対象に焙焼工程を実施して得られた焙焼精鉱のほうが、硫化変換工程前の元精鉱に対して、大幅なＣｕ品位の向上を確認できた。

製錬所での精鉱処理条件はその他精鉱やその他処理物の品位、組成との兼ね合いで決まるため、必要に応じ、製造する精鉱のＣｕ品位の調整をすればよい。例えば、Ｃｕ品位５０ｍａｓｓ％以上の精鉱が必要とされる状況においては、実施例１のように、硫化変換精鉱を摩鉱して選別した後、浮遊選鉱工程を経て得られた浮選精鉱に対して焙焼処理を実施すればよい。例えば、Ｃｕ品位４０ｍａｓｓ％程度の精鉱が必要とされる場合は、浮遊選鉱工程を省略して選別精鉱に対して焙焼処理を実施すればよい。

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。

Claims (8)

1. 黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱する摩鉱工程と、
   前記摩鉱工程で得られる摩鉱粒子に対して処理を行い、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する第１分離工程と、
   前記Ｃｕ品位の高い精鉱に不活性雰囲気で焙焼処理を施すことによって、前記Ｃｕ品位の高い精鉱から硫黄を分離させる第２分離工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。
2. 前記第１分離工程は、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによってＣｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する工程および浮遊選鉱処理を施すことによってＣｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する工程のいずれか一方であることを特徴とする請求項１記載の銅精鉱の処理方法。
3. 前記第１分離工程は、粒子径差と比重差とに基づいて選別処理することによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離した後、前記選別処理によって分離された前記Ｃｕ品位の高い精鉱および前記Ｆｅ品位の高い精鉱のいずれか一方、または両者に対して独立して浮遊選鉱処理を施すことによって、Ｃｕ品位の高い精鉱とＦｅ品位の高い精鉱とに分離する工程であることを特徴とする請求項１記載の銅精鉱の処理方法。
4. 前記第２分離工程において、前記Ｃｕ品位の高い精鉱から硫黄を分離させると共に、砒素を揮発させることを特徴とする請求項１〜３のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
5. 前記第２分離工程において、前記砒素の揮発を、砒素と硫黄との化合物として揮発させることを特徴とする請求項４記載の銅精鉱の処理方法。
6. 前記硫化した精鉱を摩鉱する際に、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いることを特徴とする請求項１〜５のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
7. 前記選別処理において、テーブル選別機、遠心式分級機、慣性式分級機、重力式分級機、あるいはこれらを組み合わせて用いることを特徴とする請求項１〜６のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
8. 前記浮遊選鉱処理において、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらを組み合わせて用いることを特徴とする請求項１〜７のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。

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