JPH01501070A - 処理の困難な酸化物系銅鉱石の濃縮方法 - Google Patents
処理の困難な酸化物系銅鉱石の濃縮方法Info
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Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるため要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
処理の困難な酸化物系銅鉱石のは縮方法技術分野
本発明は、非鉄冶金に関し、銅の回収方法、更に詳しくは処理の困難な酸化物系
鋼鉱石の濃縮方法に関する。
背景技術
銅鉱石は鉱物学的組成によって次のタイプ、すなわち硫化物鉱、混合均鉱(酸化
物硫化物)、および酸化均鉱に分類される。硫化物鉱を従来の浮遊選鉱法によっ
て濃縮する場合には何ら困難はない。酸化均鉱および混合均鉱の濃縮は通常困難
である。
これらの鉱石の浮遊選鉱によって低品位濃縮物が得られる。
銅およびその他の随伴する有用成分(たとえば銀)の回収度は高くない。これは
、酸化物社中に浮遊選鉱性の悪い鉱物、たとえばケイクジャク石、赤銅鉱、クジ
ャク石、水胆容等が存在するためである。しかし、硫化均鉱資源が消耗しつつあ
るので、酸化物系鉱石の濃縮は現実に非常に重要になっている。
これまでに、酸化物系鋼鉱石の濃縮法が幾つか知られている。
米国特許24.ZQo、455号公報(IPCC22B 15/10.1980
.4゜29、発行)の方法においては、酸化物系鋼鉱石を還元性媒体中、500
〜1000℃で、塩酸および硫化水素の添加下で焙焼した後、焙焼された鉱石を
炭酸アンモニウム溶液で浸出して銅を得る。この方法は鉱石全量を上記の温度に
加熱するために多大のエネルギー消費を要する。この方法では、焙焼中にダスト
と有毒ガスが環境中に放出されるので、ダスト収集と廃山ガス浄化が必要である
。更に、アンモニアおよび硫化水素のような有毒物質を用いるため、特別な安全
手段を講する必要があるので、より多くの費用がかかる。
もう1つの方法として、米国特許第2.989.394号公報(IPC75−2
,1961,6,20,発行)の方法においては、酸化物系銅鉱を鉄の硫化物(
黄鉄鉱および磁硫鉄鉱)およびアルカリ金属およびアルカリ土類金属と混合する
。次に、得られた混合物を中性または還元性媒体中、500〜800℃で、水蒸
気の存在下で焙焼する。この処理の目的は、酸化銅成分を、気泡浮遊選鉱法で容
易に回収される硫化物に変換することである。前述の方法と同様、この方法も多
大のエネルギー消費を要しかつ有毒ガスとダストの放出を伴う。この方法によっ
て得られた濃縮物中の銅および銀の抽出はそれぞれ82%および72%である。
酸化物系銅鉱石をアルカリおよび酸の溶液で浸出して銅を回収する方法が知られ
ている。米国特許第3.985.855公報(IPCC0IG 3100.19
76、11.120発行)の方法では、浸出剤として水酸ナトリウムの25%溶
液を用いている。この方法は、60〜100℃で、初期鉱石量に対して50〜1
00体積%のシリケート材料を添加した下で行なわれる。
次に、濾過することによって銅含有溶液を固形物と分離する。しかし、この方法
が適用できるのは銅の抽出だけである。
銅と銀とを含有する酸化物系鉱石を処理しても、上記の条件下では銀化合物は浸
出されないので、銀については抽出を有効に行なうことができない。
更に、非常に高価、有毒、かつ取扱困難な水酸化す) IJウムを用いることは
望ましくない。
処理の困難な酸化物系銅鉱石の選鉱法としてよく知られている方法では、塩酸で
銅の浸出を行ない、得られた溶液から銅を析出させ、生成されたバルブ中に鉄片
または海綿鉄を添加し、そして得られた金属銅を浮遊選鉱する。
その他、酸を用いて浸出を行なう酸化物系鉱石の濃縮法が知られている。米国特
許第4.008.072倍公報(IPCC22B 15108、1977.2.
15.発行)の方法においては、酸化物系銅鉱石を硫酸で浸出して得られたバル
ブを、イオン化した硫化物、望ましくは硫化水素で処理する。このようにして得
られた銅の酸化物を浮遊選鉱法で回収する。
米国特許第3.728.430号(IPCGOIG 3/12.1973.4.
17.発行)の開示する酸化均鉱および酸化物硫化物混合鉱の濃縮方法において
は、銅の浸出と硫化物状の析出とが同時に起こる。
この方法では、粉砕した鉱石を、水、単体の硫黄、酸、および水可溶性亜硫酸塩
(亜硫酸水素塩)と混合する。
この技術で得られたバルブを加熱する。銅の浸出と同時硫化とは25〜100℃
で20分間行なわれる。次に、バルブを冷却し、そして浮遊選鉱に移す。この方
法によって得られる浮遊選鉱濃縮物における銅の回収は75〜85%である。
カルシウムおよびマグネシウムの炭酸塩を多量に含有する酸化物銅鉱を処理する
ために酸浸出を用いることは、酸が炭酸塩と反応して回復不能な損失を生ずるの
で適当でない。酸を用いることは次の点でも不利である。すなわち、酸が強い腐
食性を有するため、酸による損壊作用に対する設備の保護の問題が生じ、かつ廃
生成物、浮遊選鉱屑、および酸含有廃水によって環境が汚染される。
以上に説明した従来の鉱石濃縮技術はいずれも最も効率的な銅および随伴有用成
分の回収ができない。更に、これらの方法の幾つかは多大なエネルギー消費と環
境汚染を生じ、他の方法は作業者にとって有害な酸やアルカリを用いそして固形
物質と液状物質の分離および廃生成物の中和に起因する付加的な困難を伴う。
発明の開示
本発明の目的は、最も効率的に濃縮物中の銅を回収し、同時に銀を回収し、環境
汚染を低減し、かつ工程を簡素化した難処理性酸化物系銅鉱石の濃縮法を提供す
ることである。
上記目的は、本発明によれば、バルブを準備する工程、該バルブを単体の硫黄で
硫化する工程、該バルブを浮遊選鉱して硫化物−銅の濃縮物を生成する工程、か
ら成る難処理性の酸化物系銅鉱石の濃縮方法において、バルブの硫化を溶融硫黄
で行なうことを特徴とする方法によって達成される。
本発明の方法は、銅の回収率を濃度92.6%まで高めることができる。更に、
本発明の方法は、同時に銀の回収率を90.2%まで高めることができる。更に
、本発明の方法は、環境中への有害物質の放出を著しく低減できる。また、本発
明の方法は、鉱石の浸出工程および銅を鉱石から溶液へ変換する工程を省くこと
によって製造過程を簡素化することもできる。
パルプの硫化を、酸化銅に対する単体の硫黄の質量比0.2〜1.5:1で行な
うことが望ましい。この量は効率的な硫化反応に十分である。パルプの硫化を、
115〜180℃の温度および1.5〜10気圧の圧力で行なうことが望ましい
。このような条件下で、硫黄は溶融して、鉱石中の酸化銅およびその他の有用随
伴成分たとえば銀と効率的に反応する。
パルプの硫化を、硫酸ナトリウム、または硫酸ナトリウムを含有する鉱物たとえ
ば硫曹鉱の存在下で行なうことが推奨される。これによって、胴回収率は更に9
8.6%まで高められる。単体の硫黄に対する硫酸ナトリウムまたは硫曹鉱の量
は、単体の硫黄の質量を1部としたときの硫酸ナトリウムの質量で3〜7部に維
持することが望ましい。
上記のように硫酸す) IJウムおよび硫曹鉱を添加する他、塩化ナトリウムま
たは塩化カルシウムを硫黄に対して0.7〜3:1の質量比で存在させた状態で
パルプを硫化することができる。これらの物質の添加によって、回収率を銅につ
いては2〜5%、銀については3〜7%更に高めることができる。
硫化したパルプを浮遊選鉱によって処理して硫化物濃縮物を得る。この濃縮物を
冶金−的処理することによって銅、銀およびその他の有用成分を抽出する。
硫化物濃縮物の一部分を、初期酸化鉱石に対する質量比1.5〜3%の量で、初
期パルプの準備工程に戻すことが望ましい。これによって、硫化に用いられる単
体の硫黄の消費低減を1.5〜3倍促進される。
本発明の上記およびその他の利点は以下の詳しい説明から明らかである。
酸化複合銅鉱石を0.74mmの寸法に粉砕する。次に、この寸法を50〜10
0%含む部分をふるい分けし、水と混合して固相と液相(S : L)の比が1
:0.5〜3.0のパルプを得る。
次に、得られたパルプに単体の硫黄を添加する。添加量は、酸化銅に対する硫黄
の質量比で0.2〜1.5:1、すなわち、酸化銅の1質量部について硫黄を0
.2〜1.5質量部とする。
次に、本発明にしたがって、溶融硫黄でパルプを硫化する。
硫黄を溶融状態に保つ簡素かつ実行可能な方法の1つは、パルプを気密容器たと
えばオートクレーブ中で115〜180℃の温度範囲に加熱することである。パ
ルプを上記温度へ加熱する過程で、容器内の圧力は1.5〜10気圧の範囲の値
にまで増加する。このような条件下で、硫化を20〜120分間行なう。
上記の温度で、単体の硫黄は溶融し、固体状態の酸化銅および銀化合物と反応す
る。この過程の硫化鋼および硫化銀の収率が最高であるため、浮遊選鉱でのこれ
らの物質の回収率が90%以上に達する。
硫化を行なう温度は以下の理由で115〜180℃が望ましい。
すなわち、温度が115℃より低いと、硫黄が溶融せず、銅と硫黄の反応が効率
的に行なわれない。逆に、温度を180℃より高温にしても硫化銅および硫化銀
の収率は向上せずに余分なエネルギーが消費される。
硫化に用いる硫黄の望ましい量は以下の理由による。すなわち、硫黄の量が0.
2質量部よりも少ないと、鉱石中の全ての銅を硫化物に交換するのに不十分であ
り、一方、上限1.5質量部より多くしても硫化物の収率は高まらずに硫黄の消
費量が不要に増える。
硫化を行なう時間を前記のように20〜120分間としたのは、20分間より短
時間の硫化では高い収率で硫化物を得るこきができず、一方、120分間より長
時間の硫化を行なっても硫化物の収率は増加せずに処理時間を長びかせるので望
ましくない。
以上のように、本発明においては、鉱石パルプ温度115〜180℃で単体の硫
黄でパルプを硫化するので、硫黄は溶融状態であり、銅は固体状態であって従来
公知方法のように溶解状態ではない。従来方法では、鉱石を酸またはアルカリで
浸出して銅を溶液に変換することが必要であり、銅はこの浸出によって溶解状態
になってからはじめて硫化される。
本発明の方法においては、溶液ではなく固相として存在する銅と溶融硫黄を直接
反応させることによって硫化物を得る。
このようにしてパルプを硫化させるので硫化銅の収率を予期されないほど高める
ことができる。これによって更に浮遊選鉱濃縮物の硫化銅回収率が90%以上に
まで著しく増加する。
更に、もう1つの予期されない効果は、銀の回収率が高いことである。従来公知
方法では銀の回収率が低いかまたは銀は全く回収されない。
本発明の酸化銅鉱石の濃縮方法は鉱石から銅を浸出する操作が必要でなく、した
がって製造過程が簡素化される。
硫化を行なった後、硫化鋼および硫化銀を含有するパルプを外囲温度(10〜3
0℃)まで冷却し、そして気泡浮遊選鉱を行なう。浮遊選鉱には従来の収集剤(
キサントゲン酸ブチル)および発泡剤(チオランの一価および二価のアルコール
とジオキサンアルコールの混合物)を用いる。浮遊選鉱濃縮物の胴回収率は92
,6%に達する。本発明による銀の回収率は90.1%に達する十分な値である
ことがわかった。
浮遊選鉱の過程でpt+媒体を調整する薬剤が必要でないので、浮遊選鉱過程が
簡素化する。その理由は、硫化後のパルプはpHが6〜7であり、これは効率的
な浮遊選鉱に必要な値に対応するので、媒体の成分調整剤を付加する必要がない
からである。
パルプの硫化を、硫酸ナトリウムまたは硫酸ナトリウム含有鉱物(たとえばNa
zSO4・10)120の組成を持つ硫曹鉱)の存在下で行なうことが望ましい
。これらの添加物によって、銅と銀の回収率を更に4〜6%増加させられる。
単体の硫黄に対する硫酸ナトリウムまたは硫曹鉱の量を、単体の硫黄l質量部に
ついて硫酸す) Uラムとして3〜7質量部となるように維持することが望まし
い。上記添加物は、銅および銀と単体の硫黄との反応効率を向上させることによ
って、硫化銅および硫化銀の収率を向上させる。硫酸す) IJウムまたは硫曹
鉱(硫酸ナトリウム換算で)を3質量部より少ない量で添加すると前記の硫化物
の付加的な収率を得ることができず、7質量部より多い量で添加しても硫化物の
収率はそれ以上増加しない。
バルブの硫化を、塩化す)IJウムまたは塩化カルシウムの存在下で行なうこと
もできる。これらの塩化物を添加することによっても、硫化銅および硫化銀の回
収率を増加させることができる。上記物質の使用量としては、単体の硫黄の質量
に対して0.7〜3質量部が推奨される。
塩化ナトリウムまたは塩化カルシウムを0.7質量部より少く添加すると硫化物
回収率の付加的な増加が起きない。
これらの塩化物を3質量部より多(添加しても硫化物回収率を更に増加させるこ
とはできずにこれら添加物の消費を単に拡大するのみである。バルブへの添加に
よる銅および銀の回収率の増加は、塩化す) IJウム添加では5〜7%、塩化
カルシウム添加では2〜3%である。上記添加物のうち、入手が容易で低コスト
かつ作用効率の高い塩化す) IJウムの方が望ましい。
このようにして得られた硫化物濃縮物の一部分を、処理される鉱の全質量に対し
て1.5〜3.0%の量で初期バルブに戻すことが推奨される。この処置によっ
て、硫化および浮遊選鉱の結果を損ねることなく、硫黄の消費を低減することが
できる。それは、a諸物中に微細な粒子の状態で残存する未反応硫黄が、初期バ
ルブに導入される硫黄と一緒に硫化反応に参画するからである6バルプ準備工程
へ戻される上記硫化物濃縮物の量は、濃縮物中の未反応硫黄の存在によって決め
られる。再利用される濃縮物の量が1.5質量%より少ないと硫黄消費量の低減
がほとんどできず、一方3質量%より多いと濃縮物の節約量は増えるが材料の体
積が増加するので望ましくない。
このように、硫化物濃縮物を上記の量で鉱石バルブ準備工程に戻すことによって
、単体の硫黄の消費量を1.5〜3倍にできる結果、単体の硫黄が節約される。
以下に、本発明の望ましい実施態様を説明する。
難処理性の酸化銅鉱石を粉砕して70%の量の0.74mmの粒子寸法とする。
粉砕した鉱石を、固相と液相の質量比S:L=l二0.5で水と混合し、得られ
たバルブに、単体の硫黄を酸化銅に対する質量比0.5:1で導入してから硫酸
す) IJウムを単体の硫黄1質量部に対して7質量部の比率で添加する。
次にバルブを気密容器たとえばオートクレーブに入れ、そして加熱する。温度1
60℃、圧力6気圧で処理を行なう。この条件下で硫黄は溶融し、そして酸化鋼
および随伴有用成分と効率的に反応する。硫化反応の生成物すなわち銅と銀を気
泡浮遊選鉱法で回収する。これを行なうために、硫化した後のpH6,4のバル
ブを25℃まで冷却し、次にバルブ中に収集剤(キサントゲン酸ブチル)と発泡
剤(−価および二価のチオランアルコールとジオキサンアルコールの混合物)を
導入してから浮遊選鉱する。生成された濃縮物の一部分を鉱石量に対して1.5
1ti%の量で初期バルブ準備工程へ戻し、そして新らたに導入した鉱石の硫化
をこの濃縮物の存在下で行なう。
鉱石からの胴回収率は98.6%、銀回収率は97.5%である。
本発明の方法は従来公知方法に対して以下の商業的利点を有する。
1、無処理性の酸化銅鉱石の処理の問題を効率的に解決し、かつ同じ目的の全て
の公知方法にくらべて技術的および経済的に優れている。
2、本発明の重要な利点は胴回収率が高まったことである。
鉱石が銀、金、およびプラチナを含有する場合、これらの金属も十分に回収でき
る。
゛30本発明は濃縮過程を簡素化する。すなわち、浸出工程がないので、通常そ
れに伴う固相と液相の分離、酸の腐食作用に対する設備の保護、後続の回収およ
び浸出剤の中和等の問題が発生しない。
t 本発明は環境汚染の制御を促進する。本発明の方法を実施してもガス放出は
起きず、廃生成物(浮遊選鉱屑、廃水)中に酸もアルカリも含まれていす、した
がって付加的な生態的問題が生じない。
5、本発明は特別の設備を必要としないので直ちに商業生産に用いることができ
る。本発明の方法は、何らかの加熱された気密容器たとえばオートクレーブ中で
適切に行うことができる。
6、本発明の方法によって得られる銅−硫化物濃縮物は、銅精錬法において、硫
化物鉱石から回収された濃縮物のために通常用いられるのと同じ方法で効率的に
処理できる。濃縮プラントが銅精錬プラントに近接して設けられていれば高い経
済的利益を得ることができることは明らかである。
7、本発明は、酸化銅化合物を含有する銅プラントの中間生成物および廃生成物
すなわちダスト、シングー、スライム等の処理に効率的に利用できる。
本発明を更に明らかにするために、酸化銅鉱石の濃縮方法の実施態様の明示的な
例を以下に説明する。
例1
初期酸化難処理性銅鉱石は1.2%の銅と10.4 g / tonの銀を含み
、0.93%の銅が酸化鉱物(ケイクジャク石、クジャク石、水腹ツ)の組成中
に存在し、0.39%鋼が硫化物の形であった。この鉱石を粒子寸法0.74m
o+ (粒子の70%)未満に粉砕した。粉砕された鉱石を質量比S:L=1:
1.5で水と混合した。
得られたバルブに、単体の硫黄を、酸化鋼に対する質量比0.2〜1.5:1で
添加した。
バルブを、ミキサーを具備した容ff1lAのオートクレーブに装入し、そして
160℃に加熱した。温度上昇に連れてオートクレーブ内の圧力も上昇して6気
圧に達した。バルブの硫化を60分間行なった。この条件下で硫黄が溶融し鉱石
中の酸化銅と反応した。それによって硫化鋼上としてコベリンと。
硫化銀が生成した。
バルブ(硫化終了までpH6〜7)を25℃まで冷却し、そして浮遊選鉱した。
浮遊選鉱において、キサントゲン酸ブチルを収集剤として用い、−価および二価
のチオランアルコールおよびジオキサンアルコールを発泡剤として用いた。第1
表に、用いた硫黄の量に対応する銅および銀の回収率を示す。
第1表
例2
例1と同じ鉱石を用いた。例1と同様に処理を行なった。
ただし、バルブの硫化は、温度を115〜180℃の間で、圧力を1.5〜10
気圧の間で変えて行なった。硫黄は、酸化銅1kg当り0.75kgの量で添加
した。濃縮物中の銅および銀の回収率を第2表に示す。
第2表
硫化の温度(t’) 115 140 160 180例3
鉱石および濃縮処理条件は例1と同じであった。ただし、バルブに硫酸ナトリウ
ムを単体硫黄に対して質量比3〜7:1で導入し、または組成Na25On・1
0H,0の天然鉱物(硫曹鉱)を硫酸ナトリウム換算で硫黄に対して同じ質量比
3〜7:1の量で導入した。この例では単体硫黄を1.2:lの比にしたが、た
量で添加した。
上記転回で変化させた硫酸ナトリウムおよび硫曹鉱の量に対する浮遊選鉱濃縮物
中の銅の回収率を第3表に示す。
例4
鉱の濃縮方法は例1と同じであった。ただし、バルブに塩化ナトリウムを装入硫
黄1 kg当り0.7〜3.0 kgの量で添加した。この例では用いた硫黄の
量は0.75kg/kgであった。得られたデータを第4表に示す。
例5
用いた鉱石および濃縮処理条件は例4と同じであった。ただしただ1魚具なる点
は、硫化の前に塩化ナトリウムの代りに塩化カルシウムを装入硫黄Hi 1 k
g当り0.7〜3.0 kgの量でバルブを添加した。
得られたデータを第5表に示す。
第5表
例6
初期鉱石は1.22%の銅を含有し、1.10%が酸化鉱物(ケイクジャク石、
クジャク石、藍銅鉱)の状態であった。鉱石の濃縮処理条件は例1と同様であり
、S:L=1:0.5、硫黄添加量は0.75:1であった。濃縮物中の胴回収
率は85.0%であった。銅−硫化物濃縮物の一部分を初期鉱石の質量に対して
1.5〜3.5%の量で新らたなバルブの準備工程へ戻した。
この例では、硫化に用いた硫黄の量が減少しており、この減少は濃縮物中に存在
する硫黄に対応する。硫化に用いた回収濃縮物の量に対応する硫黄使用@o、2
:1の場合の鉱石濃縮結果を第6表に示す。
第6表
産業上の利用可能性
本発明は、難処理性の酸化銅鉱石の濃縮および酸化銅化合物を含有する銅プラン
トの中間生成物および廃生成物、すなわちダスト、シングー、スライムの処理お
よびその銅の回収に利用することができる。
本発明の方法によって得られる硫化物濃縮物は、銅と併行して銀、金およびその
他の有用金属のような貴金属不純物を回収できる。
国際調査報告
””?C”:/SI: ε610CO971文発 明 者 ボブコツ ウラデ゛
イミル バシロ発 明 者 カビトノフ セルゲイ イバノビチ
[F]発明者 ズムルフ ペトル トロフイモビチ
[株]発明者 マトベエンコ ニコライ 990発 明 者 ストレルスカヤ
リュドミラアレクサンドロフナ
@・発 明 者 チェチェトキン ウラデイミルステノでノビチ
@発明者 スミルノフ ゲンナデイ ニコラエビチ
@発明 者 ライキン バレリ コンスタンスレドパチルスキ イ プロエ
クトニ インステイテユト メ
ハニチェスコイ オブラボトキ
ポレズニヒ イスコノマエミヒ
ソビエト連邦? 121467、モスコー、ウリツア モルダフスカヤ、デ+、
2/2.クバルチーラ 152
ソビエト連邦、 109147.モスコー、ウリツア ロゴズスキ パル。
デー、15.クバルチーラ 67
ソビエト連邦、 107014.モスコー、ウリツア 4−ヤ ソコルニチェス
カヤ、デー、24.フルプス 1.クバルチーラ 幻ソビエト、9.10739
2.モスコー、ウリツア ボルシャヤ チェルキゾフスカヤ、デー、9/2.ク
バルチーラ 47ソビエト連邦、 125422.モスコー、ウリツア アスト
ラダムスカヤ、デー、4.クバルチーラ 35
ソビエト連邦、 199106.レニングラード、ウリツア ガバンスカヤ、デ
ー、16.クバルチーラ 6
ソビエト連邦、 672090.チタ、ウリツア カリニナ、デー、 91/I
S クバルチーラ 1
ソヒエト連邦、 198329.レニングラード、ウリツア タムバソバ。
デー、8.コルプス 1.クバルチーラ 238ソビエト連邦、 472810
.ドウゼズカズガン、ウリツア ガガリナ。
デー、2g、クバルチーラ 23
ソビエト連邦、 199026.レニングラード、21 リニア、デー、8ア
Claims (8)
- 1.パルプを準備する工程、 該パルプを単体の硫黄で硫化する工程、該パルプを浮遊選鉱して硫化物一銅の濃 縮物を生成する工程、 から成る複合した酸化物系銅鉱石の濃縮方法において、パルプの硫化を溶融硫黄 で行なうことを特徴とする方法。
- 2.パルプの硫化を、酸化鋼に対する硫黄の質量比0.2〜1.5:1で行なう ことを特徴とする請求の範囲第1項記載の方法。
- 3.パルプの硫化を、115〜180℃の温度で行なうことを特徴とする請求の 範囲第1および2項記載の方法。
- 4.パルプの硫化を、1.5〜10気圧の圧力で行なうことを特徴とする請求の 範囲第1〜3項記載の方法。
- 5.パルプの硫化を、硫酸ナトリウムまたは天然鉱物(ムラビライト)または塩 化ナトリウムまたは塩化カルシウムである添加物の存在化で行なうことを特徴と する請求の範囲第1〜4項記載の方法。
- 6.硫黄に対する硫酸ナトリウムの質量比が3〜7:1であることを特徴とする 請求の範囲第5項記載の方法。
- 7.硫黄に対する塩化ナトリウムまたは塩化カルシウムの質量比が0.7〜3: 1であることを特徴とする請求の範囲第5項記載の方法。
- 8.得られた硫化物濃縮物を、初期酸化鉱石に対する質量比1.5〜3%の量で 、初期パルプの準備のために戻すことを特徴とする請求の範囲第1〜7項記載の 方法。
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