JP2013209718A

JP2013209718A - 銅精鉱の処理方法

Info

Publication number: JP2013209718A
Application number: JP2012081308A
Authority: JP
Inventors: Kengo Sekimura; 健吾關村; 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: 2012-03-30
Filing date: 2012-03-30
Publication date: 2013-10-10
Anticipated expiration: 2032-03-30
Also published as: JP5888780B2

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。
【解決手段】銅精鉱の処理方法は、少なくとも黄銅鉱および黄鉄鉱を含み、前記黄銅鉱に対して重量比で０以上１未満の高銅品位鉱を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３３０℃〜４５０℃で硫黄と反応させることによって硫化精鉱粒子を得る硫化変換工程と、前記硫化精鉱粒子を摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程で得られる摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱処理する浮遊選鉱工程と、を含むことを特徴とする。
【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銅鉱と、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、鉄分の増加などの要因となる。

銅鉱山における選鉱処理では、原料鉱石(粗鉱)のＣｕ品位が低下すると、製品銅精鉱のＣｕ品位も低下する。一般的に、製品銅精鉱中のＣｕ品位を高めようとするとＣｕ回収率が低下するため、とりわけ高銅価の昨今では大きな収益ロスの要因となる。銅精鉱のＣｕ品位およびＣｕ回収率を維持するためには、粉砕、摩鉱、浮遊選鉱などの一連の工程の段数増加などの何らかの追加手段が必要となり、コスト増加は避けられない。

銅精鉱を処理する乾式銅製錬所においては、一般に、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。銅精鉱の低品位化は、銅製錬プロセスにおいて処理コストの上昇を招き、事業収益を慢性的に圧迫しているスラグの需給をさらに悪化させる要因である。すなわち、銅精鉱の銅品位低下および鉄分の増加は、銅製錬業の重大な懸念点の一つである。この問題緩和のために、銅精鉱中の鉄含有量を低減するための効率の良い手段が望まれる。

通常の選鉱処理とは別に、この問題を解決するための一手段として、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)とで構成される銅精鉱粒子に硫化変換する処理のことである。本変換反応は、一般的に難浸出性の黄銅鉱を、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に問題があり、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、予備処理(硫化変換反応)後の銅藍と黄鉄鉱とを選別分離し、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。

この硫化変換反応とその応用について述べているものに、特許文献１が挙げられる。特許文献１によると、硫化変換プロセスは、硫化変換後の銅藍と黄鉄鉱とから銅藍を選別回収し、乾式製錬または湿式製錬処理に供するために実施される。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、少なくとも黄銅鉱および黄鉄鉱を含み、前記黄銅鉱に対して重量比で０以上１未満の高銅品位鉱を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３３０℃〜４５０℃で硫黄と反応させることによって硫化精鉱粒子を得る硫化変換工程と、前記硫化精鉱粒子を摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程で得られる摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱処理する浮遊選鉱工程と、を含むことを特徴とする。本発明に係る銅精鉱の処理方法によれば、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。

前記硫化変換工程における温度範囲を、前記硫化精鉱粒子中の銅鉱物に、黄鉄鉱と銅藍とが共存する温度範囲、または、黄鉄鉱と銅藍とヌクンダマイトとが共存する温度範囲としてもよい。前記硫化変換工程における温度範囲を、３５０℃〜４１０℃としてもよい。前記摩鉱工程において、５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が５μｍ〜１７μｍとなるように、前記硫化精鉱粒子を摩鉱してもよい。前記摩鉱工程において、５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が５μｍ〜１０μｍとなるように、前記硫化精鉱粒子を摩鉱してもよい。前記摩鉱工程において、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、またはチューブミルにより摩鉱してもよい。

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。

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。銅精鉱の３８５℃変換後における精鉱粒子のＥＰＭＡ組成像を示す図である。実施例１に係る元精鉱のＸＲＤ解析結果を示す図である。３５０℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。３８５℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。４００℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。４２５℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。

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、少なくとも黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ_２）および黄鉄鉱（ＦｅＳ_２）を含み、黄銅鉱に対して重量比で０以上１未満の高銅品位鉱を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３３０℃〜４５０℃で硫黄と反応させることによって硫化精鉱粒子を得て、硫化精鉱粒子を摩鉱し、摩鉱で得られる摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱処理する方法を開示する。この銅精鉱の処理方法によれば、黄鉄鉱主体のＣｕ品位の低い尾鉱を分離し、高いＣｕ回収率でＣｕ品位を高めた銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収することで、銅鉱山において、安価に銅精鉱のＣｕ品位を高めることができる。また、銅精鉱に含まれる鉄量を低減し、銅製錬プロセスのコスト上昇防止とスラグ発生削減による銅製錬事業採算の改善を可能とする。

本実施形態に係る処理方法が対象とする出発原料は、銅精鉱である。当該銅精鉱は、黄銅鉱および黄鉄鉱を含んでいる。たとえば、当該銅精鉱は、重量比にて、黄銅鉱１に対して黄鉄鉱を０．２５〜１．７含んでいる。また、当該銅精鉱は、黄銅鉱に対して重量比で０以上１未満の高銅品位鉱を含んでいる。高銅品位鉱は、銅藍（ＣｕＳ）、輝銅鉱（Ｃｕ_２Ｓ）、ダイジェナイト（Ｃｕ_２−ｘＳ（ｘ＝０．４５〜１））、ハン銅鉱（Ｃｕ_５ＦｅＳ_４）、およびアイダ鉱（Ｃｕ_５ＦｅＳ_６）の少なくともいずれかを含む。上記鉱物以外に微量に検出される成分も、不純物として本実施形態に係る銅精鉱に含まれる。当該銅精鉱は、例えば、Ｃｕを１５ｍａｓｓ％〜３０ｍａｓｓ％、Ｆｅを２０ｍａｓｓ％〜３５ｍａｓｓ％含有する。このような銅精鉱は、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２．０のモル当量比で添加する。添加硫黄量を増してもよいが、反応性の向上は確認できず、連続処理する際の試料の流動性低下、変換銅精鉱への単体硫黄の残存などの弊害が多くなる。銅精鉱に対して、単体硫黄を混合することによって供給してもよく、別の容器で加熱して得た硫黄蒸気を供給してもよい。

次に、硫黄を添加した銅精鉱に対して熱処理を実施することによって、黄鉄鉱と、銅藍粒子および／またはヌクンダマイト(Ｃｕ_４−ｘＦｅ_ｘＳ_４（ｘ＝０．３３〜０．６２）)とを含む硫化精鉱粒子を得る。上記熱処理においては、硫黄を添加した銅精鉱に対して、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。熱処理温度の詳細については後述する。

図２は、銅精鉱に対する３８５℃での硫化変換工程後における硫化精鉱粒子の電子線マイクロアナライザ（ＥＰＭＡ）組成像である。図２に示すように、銅精鉱中の黄銅鉱が消失し、銅藍と黄鉄鉱とが硫化精鉱粒子に含まれている。銅精鉱中の黄銅鉱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う粒子に変換される。

このような硫化精鉱粒子から高Ｃｕ品位鉱物を主体として回収するためには、各硫化精鉱粒子を高Ｃｕ品位鉱物と、黄鉄鉱とに単体分離できることが好ましい。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、単体分離に好ましい粒子径は、概ね１０μｍより小さい粒子であることがわかった。そこで、硫化変換工程によって得られた硫化精鉱粒子に対して、摩鉱工程を実施する。摩鉱に用いる粉砕機は、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、チューブミル等である。摩鉱精鉱粒子の５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が５μｍ〜１７μｍ程度の範囲に入るように摩鉱度を調整できるものであれば、湿式および乾式を問わず、粉砕機の種類は問われない。また、５０％通過粒子径は５〜１０μｍ程度がより好ましい。

次に、摩鉱工程で得られた摩鉱精鉱粒子に対して、浮遊選鉱工程を実施する。浮遊選鉱工程においては、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。浮遊選鉱工程においてｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）_２を用い、捕収剤として銅藍およびヌクンダマイトを優先的に捕収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、浮遊選鉱工程におけるｐＨ調整剤および捕収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。捕収剤は、高Ｃｕ品位鉱および高Ｆｅ品位鉱のいずれか一方を優先的に捕収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。

浮遊選鉱工程における起泡剤は、特に限定されるものではない。起泡剤の一例として、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。浮遊選鉱工程の条件は、選別精鉱のＣｕ品位、浮遊選鉱工程における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品位およびＣｕ回収率のさらなる向上を狙う場合は、浮遊選鉱工程を多段にわたって実施すればよい。または一旦、摩鉱精鉱粒子の５０％通過粒子径（Ｐ_５０）を１０〜１７μｍで浮遊選鉱し、回収した浮選精鉱と浮選尾鉱とに分けた後、５０％通過粒子径（Ｐ_５０）を５μｍ〜１０μｍに再摩鉱して浮遊選鉱工程を再度実施すればよい。

浮遊選鉱工程の実施によって、摩鉱精鉱粒子は、浮遊する浮選精鉱と沈降する浮選尾鉱とに分離する。捕収剤にブチルザンセート等を用いることで、捕収剤によって銅藍およびヌクンダマイトが優先的に捕収され、浮選精鉱には銅藍およびヌクンダマイト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、浮遊選鉱工程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。

得られた浮選精鉱は銅精鉱からのＣｕロスが少なく、Ｆｅ分や石英（ＳｉＯ_２）などの脈石成分が除去され、Ｃｕ品位が向上している。銅鉱山においては銅精鉱のＣｕ品位改善のための選鉱処理設備・コストの低減が期待できる。また、銅製錬所においてはスラグ発生量の少ない銅製錬を行うことから、スラグ販売での損益の改善、スラグ取扱設備の工作費の低減、銅精鉱の取扱量減少に伴う輸送・乾燥設備の工作費やエネルギーコストの低減などの効果が期待できる。

ここで、硫化変換工程の熱処理温度について説明する。硫化変換において、高銅品位鉱は、以下のような反応式によって黄鉄鉱および黄銅鉱と反応すると推定される。
２Ｃｕ_２Ｓ＋ＣｕＦｅＳ_２ → Ｃｕ_５ＦｅＳ_４（１）
５Ｃｕ_２Ｓ＋２ＦｅＳ_２ → ２Ｃｕ_５ＦｅＳ_４＋Ｓ（２）
Ｃｕ_５ＦｅＳ_４＋３Ｓ → ５ＣｕＳ＋ＦｅＳ_２（３）

これらの反応により、内殻をＦｅＳ_２、外殻をＣｕＳとする精鉱に変換され、あるいはハン銅鉱、ヌクンダマイト等のＣｕ−Ｆｅ−Ｓ三元系高銅品位鉱に変換される。これらの反応は温度が高いほど促進されるが、特にＣｕ−Ｆｅ−Ｓ三元系高銅品位鉱に変換される例えば（１）式および（２）式のような反応は、より温度が高い場合に促進される。また、この反応に伴い、元々単独で存在していた鉱物同士が結合することにより粗大な変換精鉱粒子が形成される効果もある。これにより次の摩鉱工程にて鉱物種ごとに単体に分離した粒子が形成されやすくなる。その結果、浮選工程にてＣｕとＦｅとの分離性を向上させることができる。

一方で、黄銅鉱粒子単独でも硫化変換時に以下の反応を起こすと考えられる。
ＣｕＦｅＳ_２＋Ｓ → ＣｕＳ＋ＦｅＳ_２（４）
５ＣｕＦｅＳ_２＋２Ｓ → Ｃｕ_５ＦｅＳ_４＋４ＦｅＳ_２（５）
また、より温度が高いほど（４）式の反応に加えて（５）式の反応が促進される。黄銅鉱粒子が単独で硫化変換する場合、ＣｕＳ及びＣｕ−Ｆｅ−Ｓ三元系高銅品位鉱の粒子が粗大化する効果は無いため、上述したような浮遊選鉱工程におけるＣｕとＦｅとの分離性向上の効果は得られない。むしろ、ＦｅがＣｕ−Ｆｅ−Ｓ三元系高銅品位鉱として浮鉱となり精鉱中に回収されることによりＣｕ品位を低下させる悪影響の方が大きくなる。したがって、高銅品位鉱が黄銅鉱よりも重量比で少ない場合には、黄銅鉱粒子の（５）式による反応が起こりにくい比較的低い温度において硫化変換することが好ましい。

ただし、熱処理温度が低すぎると、大粒の硫化精鉱粒子に未反応黄銅鉱が残存することや、変換粒子の外側に生成する銅藍層が未発達で薄く、摩鉱時に、銅藍が細かくなり易く、浮鉱への銅藍の回収率の低下、尾鉱への混入が生じる。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、硫化変換工程における好ましい熱処理温度は、３３０℃〜４５０℃である。なお、出発原料において、黄銅鉱に対する高銅品位鉱の重量比は、０以上０．５未満としてもよく、０以上０．４未満としてもよい。

上記熱処理温度は、硫化精鉱粒子に黄鉄鉱と銅藍とが共存する温度範囲、または、黄鉄鉱と銅藍と少量のヌクンダマイトとが共存する温度範囲であることが好ましい。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、黄鉄鉱と銅藍と少量のヌクンダマイトとが共存する温度範囲は、３５０℃〜４１０℃である。この温度範囲により銅精鉱を処理することで、硫化精鉱粒子中の未反応黄銅鉱の残存、また、銅藍よりＦｅ品位の低いヌクンダマイトの生成を抑制でき、浮遊選鉱工程におけるＣｕとＦｅとの分離性が向上する。

以下、上記実施形態に係る処理方法に従って、銅精鉱を処理した。

（実施例１）
実施例１の試験に供した銅精鉱（元精鉱）のＣｕ品位は２１ｍａｓｓ％であり、Ｆｅ品位は３２ｍａｓｓ％であり、Ｓ品位は４２ｍａｓｓ％であった。図３に、Ｘ線回折(ＸＲＤ)結果を示す。図３の結果および電子線マイクロアナライザ(ＥＰＭＡ)によって特定された鉱物種と銅精鉱品位とから、鉱物組成は、黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ_２)４３ｍａｓｓ％、黄鉄鉱(ＦｅＳ_２)４１ｍａｓｓ％、銅藍（Ｃｕ_２Ｓ）１５ｍａｓｓ％、脈石成分(ＳｉＯ_２等)が２ｍａｓｓ％であった。すなわち、元精鉱においては、黄銅鉱に対する高銅品位鉱の重量比が０以上１未満であった。また、粒度分布測定（レーザー回析法）から、銅精鉱の５０％通過粒子径（Ｐ_５０）は３７μｍであった。

硫化変換工程においては、銅精鉱と単体硫黄とを、モル比で銅精鉱中Ｃｕ：Ｓ＝１:１．９で混合し、窒素雰囲気中において、３５０℃で６０分処理することで、銅藍および黄鉄鉱を含む硫化精鉱粒子に変換した。図４は、硫化精鉱粒子のＸＲＤ解析結果を示す図である。図３および図４から、銅精鉱中の黄銅鉱は硫化変換工程により銅藍、黄鉄鉱に変化していることがわかる。

摩鉱工程においては、硫化精鉱粒子(Ｃｕ品位＝１９．５ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝３０．７ｍａｓｓ％)を、湿式ボールミルを用いて摩鉱した。５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が５．２μｍ，１１μｍ，１４μｍ，３０μｍである摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱工程を実施した。浮遊選鉱工程においては、京大式アジテア型試験浮選機を用いた。パルプ濃度１００ｇ／ｌの摩鉱精鉱粒子のスラリーを、浮選セル内に入れ、Ｃａ(ＯＨ)_２飽和溶液添加によりｐＨ１２.５とし、摩鉱精鉱粒子あたり１００ｇ／ｔに相当する量の捕収剤ブチルザンセート(ＢＸ)を添加し、コンディショニングとして１０分間攪拌した。その後、起泡剤としてメチルイソブチルカルビノール(ＭＩＢＣ)を２０μｌ／ｌ添加し、浮選機に空気を供給し、浮鉱(フロス)を回収した。浮鉱回収においては、鉱物の付着した安定的な気泡がなくなるまで回収し、その後、初期供給精鉱に対し、ＢＸを１００ｇ／ｔ、ＭＩＢＣを７μｌ／ｌずつ回分添加し、同様の操作を１０回繰り返した。この浮遊選鉱により回収した各浮鉱と、浮選機セル内のスラリーに最後まで残存した尾鉱のＣｕ品位、およびＦｅ品位を分析した。Ｃｕ品位に応じて、浮選精鉱と浮選尾鉱とに仕分けした。浮選精鉱Ｃｕ回収率が９０％以上の結果を表１に示す。表1中の総合分離効率は(６)式で示される。総合分離効率は、浮選における変換精鉱中のＣｕ分とＦｅ分との分離性を示す。浮選精鉱のＣｕ回収率が高く、さらに、浮選尾鉱のＦｅ回収率が高ければ、総合分離効率は高い数値となり、本発明の目的に対し、好ましい結果となる。

総合分離効率（％）＝浮選精鉱Ｃｕ回収率（ｍａｓｓ％）＋浮選尾鉱Ｆｅ回収率（ｍａｓｓ％）−１００＝浮選精鉱Ｃｕ回収率（ｍａｓｓ％）―浮選精鉱Ｆｅ回収率（ｍａｓｓ％）・・・（６）

摩鉱精鉱粒子が５μｍ＜Ｐ_５０≦１７μｍの範囲において、Ｐ_５０＝３０μｍの場合に比べ、浮選精鉱Ｃｕ品位、浮選尾鉱Ｃｕ品位、およびＦｅ回収率が良好な結果であり、分離性を示す総合分離効率も高い結果を得た。摩鉱精鉱粒子を５μｍ＜Ｐ_５０≦１７μｍの範囲にすることで、銅藍と黄鉄鉱との単体割合が多くなり、分離性が向上した。また、Ｐ_５０＝５．２μｍにおける総合分離効率が最も高く、より好ましい結果である。硫化精鉱粒子を５μｍ＜Ｐ_５０≦１７μｍ、より好ましくは５〜１０μｍに摩鉱することで、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を回収できる。

(実施例２)
実施例１の出発原料の銅精鉱を、反応時間６０分で、３５０℃、３８５℃、４００℃、４２５℃の４水準の熱処理温度で硫化変換工程を実施した。硫化変換工程後のそれぞれのＸＲＤ解析結果を図４、図５、図６および図７に示した。図４および図５に示すように、３５０℃および３８５℃の硫化変換後の硫化精鉱粒子においては、銅藍および黄鉄鉱のピークのみ確認できた。図６に示すように、４００℃の硫化変換後の硫化精鉱粒子においては、銅藍および黄鉄鉱の一部がヌクンダマイト(Ｃｕ_４−ｘＦｅ_ｘＳ_４)となっていた。また、図７に示すように、４２５℃の硫化変換後の硫化精鉱粒子においては、ヌクンダマイトの強度が増加した。

硫化変換工程で得られた硫化精鉱粒子を、実施例１と同様に５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が１４μｍ〜１７μｍになるように摩鉱し、浮遊選鉱処理を実施した。浮選精鉱Ｃｕ回収率が９０％以上の結果を表２に示す。

熱処理温度が３３０〜４５０℃の温度範囲において、浮選精鉱は９０％以上のＣｕ回収率で、元銅精鉱よりＣｕ品位が向上した。また、浮選尾鉱としてＦｅ分を３０％以上除去できる結果を得た。３５０〜４１０℃の温度範囲においては、４２５℃の結果と比べ、浮選精鉱のＣｕ品位、浮選尾鉱のＦｅ回収率、およびＣｕとＦｅとの分離性を示す総合分離効率において良好な結果を得た。硫化変換工程の熱処理温度は３３０〜４５０℃、より好ましくは３５０〜４１０℃にすることで、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を回収できる。

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

少なくとも黄銅鉱および黄鉄鉱を含み、前記黄銅鉱に対して重量比で０以上1
未満の高銅品位鉱を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３３０℃〜４５０℃で硫黄と反応させることによって硫化精鉱粒子を得る硫化変換工程と、
前記硫化精鉱粒子を摩鉱する摩鉱工程と、
前記摩鉱工程で得られる摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱処理する浮遊選鉱工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。
前記硫化変換工程における温度範囲を、前記硫化精鉱粒子中の銅鉱物に、黄鉄鉱と銅藍とが共存する温度範囲、または、黄鉄鉱と銅藍とヌクンダマイトとが共存する温度範囲とすることを特徴とする請求項１記載の銅精鉱の処理方法。
前記硫化変換工程における温度範囲を、３５０℃〜４１０℃とすることを特徴とする請求項１または２記載の銅精鉱の処理方法。
前記摩鉱工程において、５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が５μｍ〜１７μｍとなるように、前記硫化精鉱粒子を摩鉱す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。
前記摩鉱工程において、５０％通過粒子径（Ｐ_５０）が５μｍ〜１０μｍとなるように、前記硫化精鉱粒子を摩鉱す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。
前記摩鉱工程において、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、またはチューブミルにより摩鉱す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。