JP2012201922A

JP2012201922A - 銅精鉱の処理方法

Info

Publication number: JP2012201922A
Application number: JP2011066798A
Authority: JP
Inventors: Kengo Sekimura; 健吾關村; Tatsuya Motomura; 竜也本村; Yasushi Senda; 裕史千田; Kazuhiro Hatano; 和浩波多野
Original assignee: JX Nippon Mining and Metals Corp
Current assignee: JX Nippon Mining and Metals Corp
Priority date: 2011-03-24
Filing date: 2011-03-24
Publication date: 2012-10-22

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ことができる銅精鉱の処理方法を提供すること。
【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し、５０％粒子径が５μｍ〜１０μｍの摩鉱精鉱を浮遊選鉱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分離工程を含む。この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。
【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。

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し、５０％粒子径が５μｍ〜１０μｍの摩鉱精鉱を浮遊選鉱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分離工程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。

前記浮遊選鉱処理において、捕集剤としてブチルザンセートを用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、浮遊選鉱処理の対象とする精鉱に対し、ブチルザンセート添加量を１００〜２０００ｐｐｍの範囲としてもよい。前記浮遊選鉱処理において、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用いてもよい。

前記浮遊選鉱処理に供する精鉱を含む溶液のｐＨを９〜１３の範囲に維持してもよい。前記浮遊選鉱処理において、気泡剤としてメチルイソブチルカルビノールまたはパイン油を用いてもよい。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。

前記銅精鉱を硫化する工程は、３００℃〜４５０℃で行ってもよい。前記銅精鉱を硫化する工程は、４００℃〜４５０℃で行ってもよい。前記硫化した精鉱を摩鉱する工程は、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記分離工程において得られた前記Ｆｅ品位の高い精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施してもよい。

本発明によれば、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。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。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。

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、浮遊選鉱処理を施すことによりＣｕ品位の高い銅藍主体の銅精鉱を回収することによって、銅精鉱に含まれる鉄量・硫黄量を低減し、銅精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。

硫化変換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。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、種類は問わない。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、銅藍と黄鉄鉱との分離に適した摩鉱粒子の５０％粒子径は、５μｍ〜１０μｍであることがわかった。

次に、摩鉱工程により得られた摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理を実施する（分離工程）。浮遊選鉱処理においては、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらの組み合わせを用いることができる。粒径が１０μｍ以下の粒子に対する浮遊選鉱処理では、粒子の浮上性が低くなるため、分離が困難であるが、浮遊選鉱処理においてｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用い、捕集剤として銅藍を優先的に捕集するブチルザンセート（ＢＸ）を用いることで、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＦｅ品位の高い浮選尾鉱との分離が容易となる。なお、浮遊選鉱処理におけるｐＨ調整剤および捕集剤はこれに限られる訳ではない。ｐＨ調整剤は、例えば、ＮａＯＨを用いることもできる。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よく、例えば、アミルザンセート（ＡＸ）やエチルザンセート（ＥＸ）を用いることもできる。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１ｔに対して１００ｇ〜２０００ｇであることが好ましい。また、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、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、摩鉱粒子は、浮遊する浮選精鉱と沈降する浮選尾鉱とに分離する。捕集剤にブチルザンセート等を用いることで、捕集剤によって銅藍が優先的に捕集され、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品位の高い鉱物が比較的多く含まれ、浮選尾鉱にはＦｅ品位の高い鉱物が比較的多く含まれる。したがって、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品位の高い銅精鉱を効率よくかつ経済的に回収することができる。得られた浮選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。浮選尾鉱に対して、再度、摩鉱、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。

以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。

（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３５０℃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３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３の縦軸は強度（Ｃｏｕｎｔｓ）である。

次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した変換精鉱（Ｃｕ品位＝２９ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）に対して、ジェットミルにより摩鉱し、図４の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。図４の横軸は粒子径（μｍ）であり、縦軸は相対粒子量である。このときのジェットミル圧力は０．５ＭＰａ（Ｇ）で、得られた摩鉱精鉱の５０％粒子径は５．１μｍであった。

この摩鉱精鉱に対して浮遊選鉱処理を実施した。まず、捕集剤としてブチルザンセート（ＢＸ）、アミルザンセート（ＡＸ）、およびエチルザンセート（ＥＸ）を用いて、得られた浮選精鉱の重量割合、浮選精鉱のＣｕ回収率、Ｃｕ品位、及びＦｅ品位を調査した。浮遊選鉱処理は、カラム型浮選機を使用し、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用いてｐＨ１０．０に調整した溶液に５ｇの摩鉱精鉱と、５００ｐｐｍに相当する捕集剤とを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。なお、捕集剤添加量は、浮遊選鉱処理に供する試料重量に対する、捕集剤添加量の重量％である。例えば捕集剤５００ｐｐｍの添加は、試料１００グラムに対して０．０５グラムの捕集剤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。実施例１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、上記溶液に気泡剤としてＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。表１は、各捕集剤ごとの浮遊選鉱処理の結果である。

捕集剤にＢＸ、ＡＸ、ＥＸのいずれを用いた場合であっても、浮選精鉱のＣｕ品位は変換選鉱のＣｕ品位より高く、浮選精鉱のＦｅ品位は変換精鉱のＦｅ品位より低くなっている。これは、摩鉱精鉱の５０％粒子径を５μｍ〜１０μｍとすることによって、浮遊選鉱処理において銅藍と黄鉄鉱とが効率よく分離したからであると考えられる。捕集剤にＢＸ、ＡＸを用いた場合では、浮選精鉱のＣｕ品位とＣｕ回収率との良好な向上が確認され、とりわけＢＸを用いた場合では、浮選精鉱のＣｕ品位は３４．２ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位は１６．２ｍａｓｓ％と、変換精鉱から大きなＣｕ濃縮およびＦｅ除去がなされ、Ｃｕ回収率も４０．２ｍａｓｓ％と良好な結果となった。このことからＢＸ、ＡＸ、ＥＸの中でＢＸが適した捕集剤である。

次に、摩鉱精鉱に対する浮遊選鉱処理において、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２およびＮａＯＨを用いて、得られた浮選精鉱の重量割合、浮選精鉱のＣｕ回収率、Ｃｕ品位、及びＦｅ品位を調査した。浮遊選鉱処理は、カラム型浮選機を使用し、ｐＨ調整剤を用いてｐＨ１０．０に調整した溶液に５ｇの摩鉱精鉱と、５００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、３０分間のコンディショニングをした後、上記溶液に気泡剤としてＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。表２は、各ｐＨ調整剤ごとの浮遊選鉱処理の結果である。

ｐＨ調整剤にＣａ（ＯＨ）_２およびＮａＯＨのいずれを用いた場合であっても、浮選精鉱のＣｕ品位は変換精鉱のＣｕ品位より高く、浮選精鉱のＦｅ品位は変換精鉱のＦｅ品位よりも低くなっている。ｐＨ調整剤にＣａ（ＯＨ）_２を用いた場合では、浮選精鉱のＣｕ品位は３４．２ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位は１６．２ｍａｓｓ％であり、このときのＣｕ回収率は４０．２ｍａｓｓ％であった。ｐＨ調整剤にＮａＯＨを用いた場合の浮選精鉱に比べ、Ｃａ（ＯＨ）_２を用いた場合の浮選精鉱は、Ｃｕ品位が高く、Ｆｅ品位が低く良好な結果である。このことからｐＨ調整剤にはＣａ（ＯＨ）_２が適している。

次に、摩鉱精鉱に対する浮遊選鉱処理において、アジテア型浮選機を用いた場合に、得られた浮選精鉱と浮選尾鉱との重量割合、浮選精鉱のＣｕ回収率、Ｃｕ品位、及びＦｅ品位を調査した。浮遊選鉱処理は、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用いてｐＨ１１．５に調整した溶液に５０ｇの摩鉱精鉱と、５００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、３０分間のコンディショニングをした後、上記溶液に気泡剤としてＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。その後、ＢＸを１００ｐｐｍずつ添加して、その都度浮選精鉱を回収し、最終的にＢＸを９００ｐｐｍまで添加した。表３は、アジテア型浮選機を用いた場合の浮遊選鉱処理の結果である。

ＢＸ添加量５００〜７００ｐｐｍにより回収した精鉱を浮選精鉱１とし、ＢＸ添加量８００〜９００ｐｐｍにより回収した精鉱を浮選精鉱２とした。浮選精鉱１のＣｕ品位は３９．９ｍａｓｓ％であり、このときのＣｕ回収率は３６．７ｍａｓｓ％で、高銅品位精鉱を回収することができた。また、浮選尾鉱は変換精鉱に比べ、Ｃｕ品位が低く、Ｆｅ品位が高いことから、浮選尾鉱へのＦｅ濃縮が確認できる。このことから、ＣｕとＦｅとの分離がなされていることがわかる。

（実施例２）
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変換精鉱（Ｃｕ品位＝３０ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２２ｍａｓｓ％）に対して、ジェットミルにより摩鉱し、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。このときのジェットミル圧力は０．５ＭＰａ（Ｇ）で、得られた摩鉱精鉱の５０％粒子径は６．０μｍであった。

この摩鉱精鉱に対して浮遊選鉱処理を実施し、得られた浮選精鉱と浮選尾鉱との重量割合、浮選精鉱のＣｕ回収率、Ｃｕ品位、及びＦｅ品位を調査した。浮遊選鉱処理は、カラム型浮選機を使用し、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用いてｐＨ１２．０に調整した溶液に５ｇの摩鉱精鉱と、５００ｐｐｍに相当するＢＸとを添加し、３０分間のコンディショニングをした後、上記溶液に気泡剤としてＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。表４は、浮遊選鉱処理の結果である。

浮選精鉱のＣｕ品位は４６．３ｍａｓｓ％であり、このときのＣｕ回収率は３６．１ｍａｓｓ％であった。硫化変換工程を３５０℃の熱処理で行った実施例１に比べて、さらに高銅品位精鉱を回収することができた。これは、熱処理温度を４００℃〜４５０℃の範囲に設定することによって、銅精鉱を十分に硫化できたからであると考えられる。また、浮選尾鉱は変換精鉱に比べ、Ｃｕ品位が低く、Ｆｅ品位が高いことから、浮選尾鉱へのＦｅ濃縮が確認できる。このことからＣｕとＦｅとの分離が効率よくなされていることがわかる。

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

黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱し、５０％粒子径が５μｍ〜１０μｍの摩鉱精鉱を浮遊選鉱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分離工程を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。
前記浮遊選鉱処理において、捕集剤としてブチルザンセートを用いることを特徴とする請求項１記載の銅精鉱の処理方法。
前記浮遊選鉱処理において、浮遊選鉱処理の対象とする精鉱に対し、ブチルザンセート添加量を１００〜２０００ｐｐｍの範囲とすることを特徴とする請求項２記載の銅精鉱の処理方法。
前記浮遊選鉱処理において、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用い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。
前記浮遊選鉱処理に供する精鉱を含む溶液のｐＨを９〜１３の範囲に維持することを特徴とする請求項１〜４のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
前記浮遊選鉱処理において、気泡剤としてメチルイソブチルカルビノールまたはパイン油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。
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１〜６のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
前記銅精鉱を硫化する工程は、３００℃〜４５０℃で行う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。
前記銅精鉱を硫化する工程は、４００℃〜４５０℃で行う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。
前記硫化した精鉱を摩鉱する工程は、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１〜９のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
前記分離工程において得られた前記Ｆｅ品位の高い精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施すことを特徴とする請求項１〜１０のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。