(57)【要約】【課題】  銅鉱石から銅分を濃縮して精鉱にする際に、銅採取率を維持しつつ鉄含有量の低い銅精鉱を得る方法を提供する。【解決手段】  銅精鉱を得る方法は、黄銅鉱を含む銅鉱石を破砕、選別して銅品位を３重量％〜１０重量％まで濃縮する第１濃縮工程と、前記第１濃縮工程によって得られた銅鉱石を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、前記加熱工程で得られた銅鉱石を破砕、選別することによって銅分をさらに濃縮する第２濃縮工程と、を含むことを特徴とする。【選択図】        図１
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【特許請求の範囲】
【請求項１】
黄銅鉱を含む銅鉱石を破砕、選別して銅品位を３重量％〜１０重量％まで濃縮する第１濃縮工程と、
前記第１濃縮工程によって得られた銅鉱石を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、
前記加熱工程で得られた銅鉱石を破砕、選別することによって銅分をさらに濃縮する第２濃縮工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱を得る方法。
【請求項２】
前記第１濃縮工程で得られる銅鉱石の８０％通過粒子径は、７０〜２００μｍであることを特徴とする請求項１記載の銅精鉱を得る方法。
【請求項３】
前記第２濃縮工程は、前記加熱工程で得られた銅鉱石を１０〜７０μｍの８０％通過粒子径まで破砕し、浮遊選鉱法により銅分を濃縮する工程であることを特徴とする請求項１または２記載の銅精鉱を得る方法。
【請求項４】
前記加熱工程において、前記単体硫黄を、銅鉱石の銅含有量に対して重量比で０．５〜１倍添加することを特徴とする請求項１〜３のいずれか一項に記載の銅精鉱を得る方法。
【請求項５】
前記第１濃縮工程に供される前記銅鉱石は、黄鉄鉱、輝銅鉱、及び銅藍のうち少なくとも１種を含んでいることを特徴とする請求項１〜４のいずれか一項に記載の銅精鉱を得る方法。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は銅精鉱を得る方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
銅の乾式製錬では銅品位０．３〜３重量％の粗鉱を銅分１５〜５０重量％まで濃縮した銅精鉱を銅原料として使用する。この銅精鉱は、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）、輝銅鉱（Ｃｕ２Ｓ）、銅藍（ＣｕＳ）、斑銅鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ４）、黄鉄鉱（ＦｅＳ２）等からなる混合物であることが多い。
【０００３】
黄銅鉱、黄鉄鉱、及び斑銅鉱は、その組成のなかに鉄を含む。銅の乾式製錬法においては、熔錬工程及び錬銅工程でスラグ相にこの鉄を分配させることで銅分と分離する。近年採掘される銅鉱石中に黄銅鉱の占める割合は高くなりつつある。それに伴い、精鉱に含まれる鉄の量は増加しつつある。
【０００４】
精鉱中の鉄含有量が上昇するとこれを除くためのスラグ量が必然的に増加するが、銅製錬から排出されるスラグの商業的価値は高くない。そのためスラグの処理が製錬のコストを増大させることになる。また、精鉱の輸送コストを考慮したとき、不純物含有量がなるべく低い精鉱が有利であることは自明である。したがって、荷積み前に精鉱に含まれる鉄分の除去が望まれる。
【０００５】
精鉱に含まれる鉱種のうち黄銅鉱に関しては、黄銅鉱精鉱を単体硫黄と混合し３５０〜４５０℃に加熱することで黄鉄鉱と銅藍に変換した後に、この２つの鉱種を分離して銅藍をおもに回収することで精鉱中の鉄含有量を下げる技術が知られる（例えば、特許文献１参照）。
【先行技術文献】
【特許文献】
【０００６】
【特許文献１】特開２０１２−０５７２４８号公報
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００７】
しかしながら、そもそも精鉱の８０％通過粒子径は比較的小さく、特許文献１で示されるような方法で鉱種を硫化変換しても、さらに磨鉱して効率よく鉄分の少ない部分を選別することは非常に困難である。特許文献１で示される硫化変換では精鉱粒子表面に銅が濃縮される傾向があり元の精鉱粒子を砕くこと無しには鉄分の多い部分と分離できないためである。
【０００８】
硫化変換後に磨鉱することにより銅含有量の高い部分と鉄含有量の高い部分とに分かれるものの、元の精鉱粒子よりさらに細かい粒子となる。この場合、通常の浮遊選鉱法での分離は困難を極める。しかしながら、この黄鉄鉱と銅藍とをそれぞれ分離できなければ、鉄含有量を下げるという目的は達成できない。
【０００９】
この問題を解決するため鉱種を硫化変換する時に黄鉄鉱や高品位銅精鉱を添加しておく方法も提案されている。しかしながら、既に商品価値の高い高品位銅精鉱を添加することは好ましくなく、この場合においても硫化変換処理後の銅分の高い部分と鉄分の高い部分を分離するのは容易ではない。一般的な手法である磨鉱と浮遊選鉱法とを採用した場合では数％の銅分の逸損が見られ、回収された精鉱中の鉄分は２割程度下がるものの効率的であるとは言えない。
【００１０】
本発明は上記の課題に鑑み、銅鉱石から銅分を濃縮して精鉱にする際に、銅採取率を維持しつつ鉄含有量の低い銅精鉱を得る方法を提供すること目的とする。
【課題を解決するための手段】
【００１１】
本発明に係る銅精鉱を得る方法は、黄銅鉱を含む銅鉱石を破砕、選別して銅品位を３重量％〜１０重量％まで濃縮する第１濃縮工程と、前記第１濃縮工程によって得られた銅鉱石を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、前記加熱工程で得られた銅鉱石を破砕、選別することによって銅分をさらに濃縮する第２濃縮工程と、を含むものである。本発明に係る銅精鉱を得る方法によれば、銅鉱石から銅分を濃縮して精鉱にする際に、銅採取率を維持しつつ鉄含有量の低い銅精鉱を得ることができる。
【００１２】
前記第１濃縮工程で得られる銅鉱石の８０％通過粒子径は、７０〜２００μｍとしてもよい。前記第２濃縮工程は、前記加熱工程で得られた銅鉱石を１０〜７０μｍの８０％通過粒子径まで破砕し、浮遊選鉱法により銅分を濃縮する工程としてもよい。前記加熱工程において、前記単体硫黄を、銅鉱石の銅含有量に対して重量比で０．５〜１倍添加してもよい。前記第１濃縮工程に供される前記銅鉱石は、黄鉄鉱、輝銅鉱、及び銅藍のうち少なくとも１種を含んでいてもよい。
【発明の効果】
【００１３】
本発明によれば、銅鉱石から銅分を濃縮して精鉱にする際に、銅採取率を維持しつつ鉄含有量の低い銅精鉱を得ることができる。
【図面の簡単な説明】
【００１４】
【図１】銅精鉱を得る方法のフロー図である。
【図２】粗精鉱のＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図３】粗選鉱の熱処理後のＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図４】最終精鉱の銅回収率及び鉄回収率を示す図である。
【発明を実施するための形態】
【００１５】
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。
【００１６】
（実施形態）
本実施形態は、黄銅鉱を含む銅鉱石を破砕、選別して銅品位を３重量％〜１０重量％まで濃縮する第１濃縮工程と、前記第１濃縮工程によって得られた銅鉱石を単体硫黄と混合して３５０℃〜４５０℃に加熱する加熱工程と、前記加熱工程で得られた銅鉱石を破砕、選別することによって銅分をさらに濃縮する第２濃縮工程と、を含む方法を開示する。図１にフロー図を示す。本実施形態に係る方法が対象とする銅鉱石は、黄銅鉱を含み、さらに、輝銅鉱、銅藍、斑銅鉱、黄鉄鉱などを含んでいてもよい。
【００１７】
本実施形態によれば、上記銅鉱石を破砕、選別して銅品位を３重量％〜１０重量％まで濃縮することによって、比較的大きい粒子径の粗選鉱が得られる。この粗選鉱に対して上記加熱工程による硫化変換処理を施すことによって、黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換することができる。上記粗選鉱が比較的大きい粒子径を有することから、硫化変換処理後の粗精鉱に対して破砕、選別する際に、銅含有量の多い部分および鉄含有量の多い部分も比較的大きい粒子径を有する。この場合、当該銅含有量の多い部分と鉄含有量の多い部分との分離性が向上する。その結果、銅採取率を維持しつつ鉄含有量の低い銅精鉱を得ることができる。
【００１８】
上記第１濃縮工程で得られる破砕・選別後の粗選鉱の８０％通過粒子径は、７０〜２００μｍであることが好ましい。選別には、篩別、風力選別、テーブル選別、浮遊選鉱等を採用してもよい。
【００１９】
上記加熱工程において、単体硫黄を、銅鉱石の銅含有量に対して重量比で０．５〜１倍添加することが好ましい。硫化変換時の硫黄の添加量が過剰な場合は再度破砕もしくは磨鉱した際に未反応の硫黄が粉塵爆発を起こす可能性があり、添加量が不足する場合は黄銅鉱の変換が不十分となり最終的な鉄含有量が低くならないからである。なお、上記重量比は、粗選鉱中の銅量の１ｍｏｌ〜２ｍｏｌ当量に相当する。また、上記加熱工程では、雰囲気を不活性ガス雰囲気とすることが好ましい。また、温度範囲は４００℃〜４５０℃であることが好ましい。
【００２０】
第２濃縮工程においては、磨鉱などの破砕後の粗精鉱の８０％通過粒子径は１０〜７０μｍであることが好ましい。通常の浮遊選鉱法での分離が容易となるからである。第２濃縮工程における選別には、浮遊選鉱法などを採用することができる。この浮遊選鉱法には、通常の銅鉱山で採用されている工程などを適用することができる。浮遊選鉱法では、鉄分は尾鉱に分離除去される。
【実施例】
【００２１】
以下、実施例により本発明をさらに具体的に説明する。本発明はこれら実施例に限定されるものではない。
【００２２】
（実施例）
黄銅鉱を含む粗選鉱（銅品位５．８重量％、鉄品位８．９重量％、硫黄品位１１重量％、８０％通過粒子径１００μｍ）と単体硫黄とを粗選鉱銅量の１倍重量添加し、Ｎ２ガス雰囲気中において３５０℃で６０分間加熱工程を施した。加熱工程後の粗精鉱（銅品位５．６重量％、鉄品位８．７重量％、硫黄品位１３重量％、８０％通過粒子径１０６μｍ）は、図２，３のＸＲＤによる分析結果のように、黄銅鉱が銅藍と黄鉄鉱とに鉱物変換していることがわかる。
【００２３】
次に、加熱工程で得られた粗精鉱に対して湿式ボールミルで摩鉱することによって８０％通過粒子径を４７μｍとした後に、浮選選鉱処理を実施した。浮選機としてファーレンワルド浮選機を用いた。また、浮選試薬としてイソプロピルザンセート（ＩＰＸ）、メチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）、及び消石灰を用いた。
【００２４】
上記浮遊選鉱処理の手順を以下に記す。消石灰を用いて、摩鉱したスラリーのＰＨを１１に調整し、ＩＰＸを粗精鉱に対し５０ｇ／ｔ添加後、３ｍｉｎコンディショニングを行った。コンディショニング後、ＭＩＢＣを４２ｇ／ｔ添加し、スラリー内にエアを導入した。スラリー上部にフロス層が形成され、これを回収した。フロスは回収時間ごとに分割して２ｍｉｎ間回収した。回収後、ＭＩＢＣを２１ｇ／ｔ再添加し、３ｍｉｎ間フロスを回収した。回収後、ＩＰＸを１０ｇ／ｔ再添加し、５ｍｉｎ間フロスを回収した。回収後、ＩＰＸを１０ｇ／ｔ再添加し、３ｍｉｎ間フロスを回収した。回収したフロス、浮選セル内に残ったスラリーを濾過・乾燥し、秤量及び元素分析を行った。元素分析では、過酸化ナトリウムと炭酸ナトリウムと共に溶融処理した後に溶出し、適当に希釈してＩＣＰ−ＡＥＳ（セイコーインストゥルメンタル社製ＨＶＲ１７００）により濃度を測定して含有量を決定した。
【００２５】
（比較例）
比較例では、黄銅鉱を含む粗選鉱（銅品位６．２重量％、鉄品位９．４重量％、硫黄品位１１．１重量％、８０％通過粒子径１００μｍ）を湿式ボールミルで摩鉱し８０％通過粒子径を４１μｍとした後に、浮選選鉱処理を実施した。浮選機としてファーレンワルド浮選機を用いた。また、浮選試薬としてイソプロピルザンセート（ＩＰＸ）、メチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ）、及び消石灰を用いた。
【００２６】
上記浮遊選鉱処理の手順を以下に記す。消石灰を用いて、摩鉱したスラリーのＰＨを１１に調整し、ＩＰＸを粗精鉱に対し１０ｇ／ｔ添加後、３ｍｉｎコンディショニングを行った。コンディショニング後、ＭＩＢＣを２０ｇ／ｔ添加し、スラリー内にエアを導入した。スラリー上部にフロス層が形成され、これを回収した。フロスは回収時間ごとに分割して５ｉｎ間回収した。回収後、ＭＩＢＣを２０ｇ／ｔ再添加し、５ｍｉｎ間フロスを回収した。回収後、ＩＰＸを１０ｇ／ｔ再添加し、３ｍｉｎ間フロスを回収した。回収したフロス、浮選セル内に残ったスラリーを濾過・乾燥し、秤量及び元素分析を行った。元素分析では、過酸化ナトリウムと炭酸ナトリウムと共に溶融処理した後に溶出し、適当に希釈してＩＣＰ−ＡＥＳ（セイコーインストゥルメンタル社製ＨＶＲ１７００）により濃度を測定して含有量を決定した。
【００２７】
図４は、実施例及び比較例で回収したフロスの重量、元素分析から算出した最終精鉱の銅分配率及び鉄分配率を示す。表１は、実施例における粗精鉱品位、変換後品位、最終精鉱の銅分配率が８０％程度の最終精鉱、最終尾鉱の品位、分配率を示す。表２は、比較例における粗選鉱品位、最終精鉱の銅分配率80%程度の最終精鉱、最終尾鉱の品位、分配率を示す。
【表１】
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【表２】
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【００２８】
図４に示すように、実施例及び比較例の最終精鉱の銅分配率が同程度の場合、最終精鉱の鉄分配率は比較例に比べ実施例が低く、同程度の銅分を回収した時に鉄の混入が少ないことが判る。また、表１と表２とを比較すると、最終精鉱の銅分配率は同程度であるものの、鉄回収率は実施例において３０％程度低い。このことから実施例では、銅の分配率を維持したまま、精鉱中の鉄含有量を低く抑えることが出来ることが明らかである。
【００２９】
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。
【図１】
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【図２】
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【図３】
2014156624.tif 000007
【図４】
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