WO2020203608A1 - 銅精鉱の焙焼条件の決定方法、及び銅精鉱の焙焼方法 - Google Patents

銅精鉱の焙焼条件の決定方法、及び銅精鉱の焙焼方法 Download PDF

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松田大
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Definitions

  • This case relates to a method for determining the roasting conditions for copper concentrate and a method for roasting copper concentrate.
  • the sulfide ore may contain harmful arsenic (for example, Patent Document 1). In that case, it is preferable to carry out a treatment for reducing the quality of arsenic in the copper concentrate and to confirm that the treatment has reduced the quality of arsenic.
  • the purpose of this case is to make it possible to confirm that the grade of arsenic in copper concentrate has been reduced.
  • the method for determining the roasting conditions of a copper concentrate according to the present invention is to roast a copper concentrate containing arsenic in the furnace while supplying a gas containing oxygen to the furnace to obtain the copper concentrate from the copper concentrate.
  • the step of causing the reaction to volatilize the arsenic, the step of measuring the oxygen partial pressure of the gas discharged from the furnace with a zirconia oxygen concentration meter, and the period during which the oxygen partial pressure is 10-14 atm or less are It is characterized by having a step of determining that the reaction is completed when the rate of increase in the oxygen partial pressure exceeds a predetermined value after continuing for a predetermined time.
  • the roasting temperature at the time of roasting the copper concentrate may be 700 ° C. to 800 ° C.
  • the furnace may be a tube furnace.
  • the copper concentrate may be roasted under the conditions determined by any of the above determination methods.
  • the grade of arsenic in the copper concentrate is reduced.
  • roasting may be performed using a large-scale mass-produced roasting furnace (atmosphere furnace).
  • the grade of arsenic in the copper concentrate is reduced as follows.
  • FIG. 1 is a perspective view schematically showing a sample S of copper concentrate.
  • the sample S is placed on the alumina plate 1 so as to have a thickness of about 1 mm to 2 mm, and is roasted in this state.
  • sulfide ore containing arsenic is used as sample S.
  • FIG. 2 is a schematic view of a furnace used for roasting.
  • the furnace 10 is a batch-type tubular furnace provided with a quartz tube 11, in which the above-mentioned sample S is housed together with the alumina plate 1.
  • a supply pipe 12 for supplying the supply gas G in is provided at the inlet of the quartz pipe 11, and a discharge pipe 13 for discharging the exhaust gas G out is provided at the outlet of the quartz pipe 11.
  • a first filter 16 and a second filter 17 are provided inside the quartz tube 11.
  • the first filter 16 is a filter for preventing volatiles from flowing back and ejecting when clogging occurs behind the quartz tube 11.
  • the second filter 17 is a filter for roughing so that the volatile matter does not directly enter the oxygen concentration meter 15 in the subsequent stage and for preventing carryover of the concentrate.
  • a third filter 18 is provided in the middle of the discharge pipe 13 to surely prevent volatile substances from entering the oxygen concentration meter 15 in the subsequent stage.
  • the discharge pipe 13, zirconia oxygen concentration meter is provided as the oxygen concentration meter 15 for measuring the oxygen partial pressure P O2 in the exhaust gas G out. Since the sample S contains only about 0.5% of water, the exhaust gas G out contains almost no water. In addition, dust is surely removed by the above-mentioned filters 17 and 18. These can measure the partial pressure of oxygen P O2 in the exhaust gas G out in zirconia oxygen concentration meter 15. Since the zirconia type oxygen concentration meter 15 may be damaged by moisture, it is preferable to take sufficient care to prevent free air from entering the zirconia type oxygen concentration meter 15.
  • the exhaust gas G out discharged from the oxygen concentration meter 15 is sent to the subsequent stage after being washed with water in, for example, a washing bottle.
  • the exhaust gas G out may be washed with a scrubber (washing tower).
  • FIG. 3 is a diagram showing an example of roasting conditions in the furnace 10.
  • the thickness of the sample S is about 1 mm to 2 mm.
  • the roasting temperature is 400 ° C to 800 ° C.
  • the range of 400 ° C. to 500 ° C. is a temperature range for confirming that the sample S does not volatilize.
  • the holding time for holding the sample S at a temperature equal to or higher than the roasting temperature is 15 to 60 minutes.
  • the reason why the holding time is set in this range is that the sample S does not volatilize sufficiently when the holding time is shorter than 15 minutes, and the sample S volatilizes sufficiently when the holding time is 60 minutes.
  • the holding time does not include the temperature rising time required to raise the temperature of the sample S to the roasting temperature.
  • the beginning of the holding time is the time when the temperature of the sample S is equal to or higher than the roasting temperature, and the end of the holding time is the time when the temperature of the sample S is lower than the roasting temperature.
  • the feed gas G in using a mixed gas of nitrogen and air.
  • the oxygen concentration in the supply gas Gin is less than 5.0% by volume, for example, 0.1% by volume to 0.3% by volume. By setting the oxygen concentration in this range, the oxidation of copper can be suppressed. Further, the flow rate of the feed gas G in is about 2.0L / min.
  • the reaction proceeds in the order of Enargite (Cu 3 AsS 4 ) ⁇ Tennantite (Cu 12 As 4 S 13 ) ⁇ Chalcopyrite (CuFeS 2 ).
  • S 2 is generated by the formula (1) or formula (4), by these S 2 is consumed by the formula (2), the As 2 S 3 from Tennantite (Cu 12 As 4 S 13 ) generating To do. Then, it is considered that the grade of arsenic in the original copper concentrate can be reduced by volatilizing As 2 S 3 according to the formula (3).
  • Figure 4 is a schematic diagram showing the relationship between the roasting time and the oxygen partial pressure P O2. As shown in FIG. 4, at time T1, S 2 and O 2 react according to the above equation (5), and the oxygen partial pressure PO 2 suddenly drops to 1 ⁇ 10 -14 atm or less due to the consumption of oxygen in this reaction. descend.
  • FIG. 5 is a flowchart showing a method of determining the roasting conditions of the copper concentrate according to the present embodiment.
  • step S1 while supplying a feed gas G in the furnace 10, roasting copper concentrate in a furnace 10.
  • arsenic in the copper concentrate volatilizes according to the reactions of the above formulas (1) to (5).
  • step S2 measuring the oxygen partial pressure P O2 in the exhaust gas G out at oximeter 15.
  • step S3 after the period in which the oxygen partial pressure P O2 is 10 -14 atm or less continues for a predetermined time T, or increasing rate R of the oxygen partial pressure P O2 exceeds a predetermined value R th Judge whether or not.
  • the predetermined time T is the time during which the reactions of the above formulas (1) to (5) are considered to occur.
  • the rate of increase R is the amount of increase in the oxygen partial pressure PO2 per unit time.
  • the predetermined value Rth is a value that serves as a guide for determining whether or not the reactions of the above-mentioned equations (1) to (5) have been completed.
  • the predetermined value Rth is (10 -4 atm- 10-15 atm) / 2 minutes.
  • FIG. 6 is a diagram showing the grade of the copper concentrate before roasting according to this embodiment.
  • the copper concentrate contains arsenic at a grade of 6.8 wt%.
  • MLA Mineral Liberation Analyzer
  • the grade of FeS 2 was 49 wt%
  • the grade of Cu 3 AsS 4 was 37 wt%.
  • this copper concentrate is used as sample S.
  • FIG. 7 is a graph showing the content of the product obtained by roasting the sample S in the sample S under the condition that the oxygen concentration in the supply gas Gin is 0.1% by volume.
  • the horizontal axis in FIG. 7 indicates the roasting temperature and the roasting time.
  • the label "700 ° C., 30 minutes” indicates that the roasting temperature was 700 ° C. and the holding time was 30 minutes.
  • FIG. 8 is a graph showing the relationship between the content rate of the product produced by roasting in sample S and the roasting time. Incidentally, in FIG. 8, the oxygen partial pressure P O2 in the exhaust gas G out also are shown together.
  • the content of chalcopyrite increased with the lapse of the roasting time, while the contents of Enargite, Tennantite, and Pyrite decreased with the lapse of the roasting time.
  • FIG. 9 is a graph showing the relationship between the oxygen partial pressure PO2 and the roasting time in the exhaust gas G out . In FIG. 9, the roasting temperature is also shown.
  • roasting time T1 the oxygen partial pressure P O2 where became (approximately 18 minutes) has rapidly decreased below 10 -14 atm. Thereafter, roasting time is the oxygen partial pressure P O2 at T2 (about 23 minutes) is reduced to 10 -16 atm. After the time T the oxygen partial pressure P O2 is 10 -14 atm or less has elapsed about 12 minutes, the roasting time T3 (about 40 minutes) the oxygen partial pressure P O2 is rapidly increased when the The value exceeded 10-14 atm.

Abstract

銅精鉱の焙焼条件の決定方法は、酸素を含むガスを炉に供給しながら、前記炉の中で砒素を含む銅精鉱を焙焼することにより、前記銅精鉱から前記砒素を揮発させる反応を生じさせる工程と、前記炉から排出される前記ガスにおける酸素分圧をジルコニア式酸素濃度計で測定する工程と、前記酸素分圧が１０－１４ａｔｍ以下となる期間が所定の時間だけ継続した後に、前記酸素分圧の上昇率が所定値を超えたときに前記反応が終了したと決定する工程とを有することを特徴とする。　

Description

銅精鉱の焙焼条件の決定方法、及び銅精鉱の焙焼方法
　本件は、銅精鉱の焙焼条件の決定方法、及び銅精鉱の焙焼方法に関する。
　銅鉱山から採取される銅精鉱の大部分は硫化鉱であるが、その硫化鉱に有害な砒素が含まれることがある（例えば特許文献１）。その場合には、銅精鉱における砒素の品位を低減する処理を行うと共に、その処理によって砒素の品位が低減したことを確認できるのが好ましい。
特開２０１５－１９６８４８号公報
　本件は上記に鑑み、銅精鉱における砒素の品位が低減したことを確認できるようにすることを目的とする。
　本発明に係る銅精鉱の焙焼条件の決定方法は、酸素を含むガスを炉に供給しながら、前記炉の中で砒素を含む銅精鉱を焙焼することにより、前記銅精鉱から前記砒素を揮発させる反応を生じさせる工程と、前記炉から排出される前記ガスにおける酸素分圧をジルコニア式酸素濃度計で測定する工程と、前記酸素分圧が１０－１４ａｔｍ以下となる期間が所定の時間だけ継続した後に、前記酸素分圧の上昇率が所定値を超えたときに前記反応が終了したと決定する工程とを有することを特徴とする。また、前記銅精鉱を焙焼するときの焙焼温度を７００℃～８００℃としてもよい。更に、前記炉は管状炉であってもよい。また、上記のいずれかの決定方法で決定された条件で銅精鉱を焙焼してもよい。
　本発明によれば、銅精鉱における砒素の品位が低減したことを確認できる。
銅精鉱の試料を模式的に示す斜視図である。 焙焼に使用する炉の模式図である。 炉における焙焼条件の一例を示す図である。 焙焼時間と酸素分圧との関係を示す模式図である。 本実施形態に係る銅精鉱の焙焼条件の決定方法を示すフローチャートである。 本実施例に係る焙焼前の銅精鉱の品位を示す図である。 本実施例に係る供給ガスにおける酸素濃度を０．１％とする条件で試料を焙焼し、それにより得られた生成物の試料における含有率を示すグラフである。 本実施例において焙焼で生成した生成物の試料における含有率と焙焼時間との関係を示すグラフである。 本実施例において排出ガスにおける酸素分圧と焙焼時間との関係を示すグラフである。
　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。なお、以下では石英管を備えた小型の焙焼炉を例にして説明するが、大型の量産用の焙焼炉(雰囲気炉)を用いて焙焼を行ってもよい。
　本実施形態では、酸素を含む雰囲気中で銅精鉱を焙焼することにより、その銅精鉱における砒素の品位を以下のようにして低減する。
　図１は、銅精鉱の試料Ｓを模式的に示す斜視図である。試料Ｓは、厚さが１ｍｍ～２ｍｍ程度となるようにアルミナ板１の上に載置され、この状態で焙焼される。ここでは、試料Ｓとして砒素を含む硫化鉱を使用する。
　図２は、焙焼に使用する炉の模式図である。炉１０は、石英管１１を備えたバッチ式の管状炉であって、その中に前述の試料Ｓがアルミナ板１と共に収容される。また、石英管１１の入口には供給ガスＧｉｎを供給するための供給管１２が設けられ、石英管１１の出口には排出ガスＧｏｕｔを排出するための排出管１３が設けられる。更に、石英管１１の内部には第１のフィルタ１６と第２のフィルタ１７が設けられる。このうち、第１のフィルタ１６は、石英管１１の後ろで詰まりが発生したときに揮発物が逆流して噴出するのを防止するためのフィルタである。また、第２のフィルタ１７は、揮発物が後段の酸素濃度計１５に直接入らないようにするための粗取りを行うと共に、精鉱のキャリーオーバを防止するためのフィルタである。そして、排出管１３の途中には、揮発物が後段の酸素濃度計１５に入るのを確実に防止するための第３のフィルタ１８が設けられる。
　また、排出管１３には、排出ガスＧｏｕｔにおける酸素分圧ＰＯ２を測定するための酸素濃度計１５としてジルコニア式酸素濃度計が設けられる。試料Ｓには０．５％程度の水分しか含まれていないため、排出ガスＧｏｕｔには水分がほとんど含まれない。また、前述の各フィルタ１７、１８によってダストが確実に除去される。これらによって、ジルコニア式酸素濃度計１５で排出ガスＧｏｕｔにおける酸素分圧ＰＯ２を測定することができる。なお、ジルコニア式酸素濃度計１５は水分で故障するおそれがあるため、フリーエアがジルコニア式酸素濃度計１５に入らないように十分に配慮するのが好ましい。
　その酸素濃度計１５から排出された排出ガスＧｏｕｔは、例えば洗浄瓶等において水で洗浄された後に後段に送出される。なお、スクラバ（洗浄塔）で排出ガスＧｏｕｔを洗浄してもよい。
　図３は、炉１０における焙焼条件の一例を示す図である。図３に示すように、試料Ｓの厚さは１ｍｍ～２ｍｍ程度とする。また、焙焼温度は４００℃～８００℃とする。この温度範囲のうち、４００℃～５００℃の範囲は、試料Ｓが揮発しないことを確認するための温度範囲である。また、焙焼温度を７００℃～８００℃とすることにより、Ｓ２の分圧に関係なくＰｙｒｉｔｅが分解してＰｙｒｒｈｏｔｉｔｅで安定するようになる。そして、試料Ｓを焙焼温度以上の温度に保持する保持時間は１５分～６０分とする。保持時間をこの範囲としたのは、１５分よりも短い保持時間では試料Ｓが十分に揮発せず、保持時間が６０分であれば試料Ｓが十分に揮発するためである。なお、この保持時間には、試料Ｓを焙焼温度に昇温するのに要する昇温時間は含まれない。また、保持時間の始期は、試料Ｓが焙焼温度以上の温度になった時点であり、保持時間の終期は、試料Ｓが焙焼温度よりも低い温度になった時点である。
　供給ガスＧｉｎとしては窒素と空気との混合ガスを使用する。そして、その供給ガスＧｉｎにおける酸素濃度は５．０体積％未満、例えば０．１体積％～０．３体積％とする。酸素濃度をこの範囲とすることで、銅の酸化を抑制することができる。更に、供給ガスＧｉｎの流量は２．０Ｌ／ｍｉｎ程度とする。
　このように酸素を含む雰囲気中で試料Ｓを焙焼すると、以下の反応が生じると推定される。
　８Ｃｕ３ＡｓＳ４（ｓ） → ２Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３（ｓ） + ３Ｓ２（ｇ）　…（１）
　２Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３（ｓ） + ２４ＦｅＳ（ｓ） + ５Ｓ２（ｇ）
　　　　　　　　　→２４ＣｕＦｅＳ２（ｓ） + ４Ａｓ２Ｓ３（ｌ）　…（２）
　２Ａｓ２Ｓ３（ｌ） → Ａｓ４Ｓ６（ｇ）　…（３）
　２ＦｅＳ２（ｓ） → ２ＦｅＳ（ｓ） + Ｓ２（ｇ）　…（４）
　Ｓ２（ｇ） + ２Ｏ２（ｇ） → ２ＳＯ２（ｇ）　…（５）
　この反応によれば、Ｅｎａｒｇｉｔｅ（Ｃｕ３ＡｓＳ４） → Ｔｅｎｎａｎｔｉｔｅ（Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３） → Ｃｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ（ＣｕＦｅＳ２）の順に反応が進むことになる。
　また、式（１）や式（４）でＳ２が発生し、これらのＳ２が式（２）で消費されることにより、Ｔｅｎｎａｎｔｉｔｅ（Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３）からＡｓ２Ｓ３が発生する。そして、そのＡｓ２Ｓ３が式（３）に従って揮発することにより、元の銅精鉱中の砒素の品位が低減できると考えられる。
　図４は、焙焼時間と酸素分圧ＰＯ２との関係を示す模式図である。
　図４に示すように、時刻Ｔ１では、前述の式（５）に従ってＳ２とＯ２が反応し、この反応における酸素の消費によって酸素分圧ＰＯ２が１×１０－１４ａｔｍ以下に急激に低下する。
　そして、時刻Ｔ２では更に酸素が消費されて酸素分圧ＰＯ２が１×１０－１６ａｔｍにまで低下する。
　その後、時刻Ｔ３において、前述の式（４）のようにＰｙｒｉｔｅからＰｙｒｒｈｏｔｉｔｅになる反応で発生する気体の硫黄の酸化が終わり、前述の式（５）の反応が終息したことで酸素分圧ＰＯ２が急激に上昇し、その値が１×１０－１４ａｔｍを超えるようになる。
　これによれば、酸素分圧ＰＯ２が１×１０－１４ａｔｍとなる期間が所定の時間Ｔだけ継続し、その後の時刻Ｔ３において酸素分圧ＰＯ２が急激に上昇したときに、銅精鉱中の砒素の品位が十分に低減したことを確認できる。
　そこで、このように酸素分圧ＰＯ２に基づいて焙焼条件を決定する決定方法について次に説明する。
　図５は、本実施形態に係る銅精鉱の焙焼条件の決定方法を示すフローチャートである。
　まず、工程Ｓ１において、供給ガスＧｉｎを炉１０に供給しながら、炉１０の中で銅精鉱を焙焼する。これにより、前述の式（１）～（５）の反応に従って銅精鉱中の砒素が揮発する。
　次に、工程Ｓ２に移り、排出ガスＧｏｕｔにおける酸素分圧ＰＯ２を酸素濃度計１５で測定する。
　続いて、工程Ｓ３に移り、酸素分圧ＰＯ２が１０－１４ａｔｍ以下となる期間が所定の時間Ｔだけ継続した後に、前記酸素分圧ＰＯ２の上昇率Ｒが所定値Ｒｔｈを超えたかどうかを判定する。なお、所定の時間Ｔは、前述の式（１）～（５）の反応が生じていると考えられる時間である。また、上昇率Ｒは、単位時間当たりの酸素分圧ＰＯ２の上昇量である。そして、所定値Ｒｔｈは、前述の式（１）～（５）の反応が終了したかどうかの判断の目安となる値である。ここでは、酸素分圧が１０－１５ａｔｍから１０－４ａｔｍを超えるのに要する時間が２分以内のときに式（１）～（５）の反応が終了したと判断する。この場合の所定値Ｒｔｈは、（１０－４ａｔｍ－１０－１５ａｔｍ）/２分となる。
　そして、上昇率Ｒが所定値Ｒｔｈを超えたと判断された場合に、銅精鉱から砒素が揮発する反応が終了したと決定する。
　以上により、本実施形態に係る銅精鉱の焙焼条件の決定方法の基本工程を終了する。
　上記した本実施形態によれば、排出ガスＧｏｕｔにおける酸素分圧ＰＯ２に基づいて、銅精鉱における砒素の品位が低減できたことを確認できる。焙焼を開始してから砒素の揮発が完了するまでの時間は、焙焼温度や供給ガスＧｉｎにおける酸素濃度等の様々な要因によって定まるが、本実施形態ではこれらの要因にとらわれずに酸素分圧ＰＯ２を測定するだけで簡単に砒素の品位が低減したことを確認できる。
　更に、このように決定された焙焼条件で銅精鉱を焙焼することにより、砒素を含む低廉な銅精鉱を銅の製錬に使用することも可能となる。
　次に、本発明の実施例について説明する。
　図６は、本実施例に係る焙焼前の銅精鉱の品位を示す図である。図１に示すように、この例では銅精鉱に砒素が６．８ｗｔ％の品位で含まれる。また、この銅精鉱をＭＬＡ（Ｍｉｎｅｒａｌ　Ｌｉｂｅｒａｔｉｏｎ　Ａｎａｌｙｚｅｒ）で分析したところ、ＦｅＳ２の品位が４９ｗｔ％であり、Ｃｕ３ＡｓＳ４の品位が３７ｗｔ％であった。本実施例ではこの銅精鉱を試料Ｓとして使用する。
　図７は、供給ガスＧｉｎにおける酸素濃度を０．１体積％とする条件で試料Ｓを焙焼し、それにより得られた生成物の試料Ｓにおける含有率を示すグラフである。
　なお、図７の横軸は、焙焼温度と焙焼時間を示す。例えば、「７００℃、３０分」のラベルは、焙焼温度を７００℃とし、保持時間を３０分としたことを示す。
　図７から明らかなように、焙焼によってＣｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ（ＣｕＦｅＳ２）の含有率が上昇している。一方、Ｔｅｎｎａｎｔｉｔｅ（Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３）、Ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ（ＦｅＳ）の含有率は少し上昇してから低下し、Ｅｎａｒｇｉｔｅ（Ｃｕ３ＡｓＳ４）、Ｐｙｒｉｔｅ（ＦｅＳ２）の含有率は低下している。
　この結果から、前述のようにＥｎａｒｇｉｔｅ → Ｔｅｎｎａｎｔｉｔｅ → Ｃｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅの順に反応が進み、前述の式（１）～（５）の反応が実際に生じていることが裏付けられた。
　また、図８は、焙焼で生成した生成物の試料Ｓにおける含有率と焙焼時間との関係を示すグラフである。なお、図８には、排出ガスＧｏｕｔにおける酸素分圧ＰＯ２も併記してある。
　図８に示すように、焙焼時間の経過と共にＣｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅの含有率が増えるのに対し、Ｅｎａｒｇｉｔｅ、Ｔｅｎｎａｎｔｉｔｅ、及びＰｙｒｉｔｅの含有率は焙焼時間の経過と共に低下した。
　図９は、排出ガスＧｏｕｔにおける酸素分圧ＰＯ２と焙焼時間との関係を示すグラフである。なお、図９では焙焼温度も併記してある。
　図９に示すように、焙焼時間がＴ１（約１８分）となったところで酸素分圧ＰＯ２が１０－１４ａｔｍ以下に急激に低下した。その後、焙焼時間がＴ２（約２３分）のときに酸素分圧ＰＯ２が１０－１６ａｔｍにまで低下した。そして、酸素分圧ＰＯ２が１０－１４ａｔｍ以下となる時間Ｔが１２分程度経過した後、焙焼時間がＴ３（約４０分）のときに酸素分圧ＰＯ２が急激に上昇してその値が１０－１４ａｔｍを超えた。
　このような酸素分圧ＰＯ２の急激な変化を捉えることにより、図４を参照して説明したように、銅精鉱における砒素の品位が低減したことを確認することができる。
　以上、本発明の実施形態について詳述したが、本発明は係る特定の実施形態または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 (4)

  1. 　酸素を含むガスを炉に供給しながら、前記炉の中で砒素を含む銅精鉱を焙焼することにより、前記銅精鉱から前記砒素を揮発させる反応を生じさせる工程と、
    　前記炉から排出される前記ガスにおける酸素分圧をジルコニア式酸素濃度計で測定する工程と、
    　前記酸素分圧が１０－１４ａｔｍ以下となる期間が所定の時間だけ継続した後に、前記酸素分圧の上昇率が所定値を超えたときに前記反応が終了したと決定する工程と、
    　を有することを特徴とする銅精鉱の焙焼条件の決定方法。
  2. 　前記銅精鉱を焙焼するときの焙焼温度を７００℃～８００℃とすることを特徴とする請求項１に記載の銅精鉱の焙焼条件の決定方法。
  3. 　前記炉は管状炉であることを特徴とする請求項１または請求項２に記載の銅精鉱の焙焼条件の決定方法。
  4. 　請求項１～３のいずれか一項に記載の決定方法で決定された条件で銅精鉱を焙焼することを特徴とする銅精鉱の焙焼方法。
    　
PCT/JP2020/013538 2019-03-29 2020-03-26 銅精鉱の焙焼条件の決定方法、及び銅精鉱の焙焼方法 WO2020203608A1 (ja)

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