(57)【要約】【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、黄銅鉱と、黄鉄鉱と、輝銅鉱、ダイジェナイト、ハン銅鉱およびアイダ鉱の少なくともいずれかと、を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３５０℃〜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
2013155426.tif 000002
【特許請求の範囲】
【請求項１】
黄銅鉱と、黄鉄鉱と、輝銅鉱、ダイジェナイト、ハン銅鉱およびアイダ鉱の少なくともいずれかと、を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３５０℃〜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。
【請求項２】
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。
【請求項３】
前記硫化変換工程における温度範囲を、３８０℃〜４３０℃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。
【請求項４】
前記摩鉱工程において、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が１０μｍ〜２０μｍ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。
【請求項５】
前記浮遊選鉱工程で得られた浮選精鉱を、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が４μｍ〜１０μｍとなるように摩鉱し、得られた摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱処理を実施することを特徴とする請求項４記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項６】
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。
【発明の詳細な説明】
【技術分野】
【０００１】
本発明は銅精鉱の処理方法に関する。
【背景技術】
【０００２】
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(Ｃｕ２Ｓ)、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（ＣｕＦｅＳ２）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。
【０００３】
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。
【０００４】
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。
【０００５】
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(ＣｕＦｅＳ２)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(ＦｅＳ２)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。
【０００６】
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。
【先行技術文献】
【特許文献】
【０００７】
【特許文献１】国際公開第２００８／０７４８０５号
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【０００８】
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。
【０００９】
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。
【課題を解決するための手段】
【００１０】
本発明に係る銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱と、黄鉄鉱と、輝銅鉱、ダイジェナイト、ハン銅鉱およびアイダ鉱の少なくともいずれかと、を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３５０℃〜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。
【００１１】
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、３８０℃〜４３０℃としてもよい。前記摩鉱工程において、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が１０μｍ〜２０μｍとなるように、前記硫化精鉱粒子を摩鉱してもよい。前記浮遊選鉱工程で得られた浮選精鉱を、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が４μｍ〜１０μｍとなるように摩鉱し、得られた摩鉱精鉱粒子に対して浮遊選鉱処理を実施してもよい。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。
【発明の効果】
【００１２】
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。
【図面の簡単な説明】
【００１３】
【図１】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２】銅精鉱の４２５℃変換後における精鉱粒子のＥＰＭＡ組成像を示す図である。
【図３】図２の一部拡大図である。
【図４】銅精鉱の４２５℃変換後における精鉱粒子を、５０％通過粒子径１４.５μｍまで摩鉱した場合のＥＰＭＡ組成像を示す図である。
【図５】銅精鉱の４２５℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図６】銅精鉱の３５０℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図７】銅精鉱の３８５℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図８】銅精鉱の４５０℃変換後における精鉱ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図９】各温度での変換後銅精鉱の第１段浮選後の尾鉱Ｆｅ回収率と尾鉱Ｃｕ品位とを示す図である。
【発明を実施するための形態】
【００１４】
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。
【００１５】
（実施形態）
本実施形態は、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）と、黄鉄鉱（ＦｅＳ２）と、輝銅鉱（Ｃｕ２Ｓ）、ダイジェナイト（Ｃｕ２−ｘＳ（ｘ＝０．４５〜１））、ハン銅鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ４）およびアイダ鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ６）の少なくともいずれかと、を含む銅精鉱粒子を不活性ガス雰囲気において３５０℃〜４５０℃で硫黄（Ｓ）と反応させることによって硫化精鉱粒子を得て、前記硫化精鉱粒子を摩鉱し、前記摩鉱によって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。また、銅鉱山においても、本処理方法を用いることにより、安価に、高い銅回収率で、精鉱Ｃｕ品位を高めることができる。
【００１６】
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、黄銅鉱と、黄鉄鉱と、輝銅鉱、ダイジェナイト、ハン銅鉱およびアイダ鉱の少なくともいずれかと、を含んでいる。例えば、当該銅精鉱は、重量比にて、黄銅鉱１に対して輝銅鉱などの上記高銅品位鉱物を合計で０．５〜１．５含み、黄鉄鉱を０．５〜１．５含んでいる。上記高銅品位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、Ｃｕを２５ｍａｓｓ％〜３５ｍａｓｓ％、Ｆｅを２０ｍａｓｓ％〜３３ｍａｓｓ％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。
【００１７】
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１．３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。
【００１８】
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(Ｃｕ４−ｘＦｅｘＳ４（ｘ＝０．３３〜０．６２）)とを含む硫化精鉱粒子を得る。この硫化変換の際には、銅精鉱中の黄鉄鉱が銅硫化物と反応することによって、銅藍またはヌクンダマイトの割合が大きい粗大な粒子が形成されると考えられる。
【００１９】
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。
【００２０】
熱処理温度は、３５０℃〜４５０℃である。この熱処理温度よりも低いまたは高い温度では、Ｃｕ品位の高い粒子とＦｅ品位の高い粒子との分離性が低下する。具体的には、高い温度では、黄鉄鉱として存在するＦｅが減少する。また、低い温度では、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。
【００２１】
上記熱処理温度は、硫化精鉱粒子に銅藍と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。この場合、ヌクンダマイトよりも低Ｃｕ品位のハン銅鉱の生成量が抑制され、Ｃｕ品位の高い粒子とＦｅ品位の高い粒子との分離性を向上させることができるためである。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、硫化精鉱粒子に銅藍とヌクンダマイトとが共存する温度範囲は、３８０℃〜４３０℃である。この温度範囲においては、銅精鉱中に含まれる輝銅鉱の多くは銅藍へ、一部は黄銅鉱と作用してハン銅鉱に変換される。その結果、硫化変換粒子の主な銅含有鉱物は、銅藍と、ヌクンダマイトと、少量のハン銅鉱となる。
【００２２】
図２は、銅精鉱に対する４２５℃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、ハン銅鉱、銅藍、ヌクンダマイト、および黄鉄鉱が硫化精鉱粒子に含まれている。図３は、図２の一部拡大図である。銅精鉱中の黄銅鉱粒子は、図３に示すように、内殻として黄鉄鉱が存在し、黄鉄鉱をヌクンダマイトまたは銅藍が外殻として覆う粒子に変換される。
【００２３】
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、第１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。粒子径が１０μｍ〜２０μｍ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。
【００２４】
図４は、硫化精鉱粒子を粉砕して得た５０％通過粒子径(Ｐ５０)＝１４.５μｍの摩鉱精鉱粒子のＥＰＭＡ画像である。図４に示すように、１０μｍより小さい粒子径まで粉砕された粒子は、ほぼ単体鉱物になっていることがわかる。また、粒子径１０μｍ〜２０μｍの範囲の粒子は、外殻のヌクンダマイトや銅藍が大部分分離された黄鉄鉱、ハン銅鉱等であることがわかる。そこで、摩鉱工程においては、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が１０μｍ〜２０μｍになるまで摩鉱工程を実施することが好ましい。
【００２５】
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、鉱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。
【００２６】
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工程を再度実施すればよい。
【００２７】
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。
【００２８】
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。したがって、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。
【００２９】
一方で、得られた浮選尾鉱は、黄鉄鉱主体の高Ｆｅ品位鉱である。浮選尾鉱のＣｕ品位は、一例として０．７ｍａｓｓ％〜１．５ｍａｓｓ％である。すなわち、銅製錬プロセスにおける主要なＣｕロスの一つである、自溶炉スラグ中と同等のＣｕ品位で、銅精鉱から予めＦｅ分を除去することができる。一例として、浮遊選鉱処理によって、Ｃｕ品位の低い、即ちＣｕロスの少ない浮選尾鉱として、銅精鉱中の全Ｆｅ分のうち重量率で１５〜４５％を除去することができる。
【００３０】
なお、浮遊選鉱工程に供する精鉱粒子径が１０μｍよりも小さくなると、疎水性粒子の気泡への付着性が低下し、添加すべき捕収剤の量を多くしなければならない。また、この場合、浮選尾鉱に残る微細な銅鉱物量が増加し、Ｃｕロスが大きくなる。したがって、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が１０μｍ〜２０μｍになるまで摩鉱工程を実施することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＦｅ品位の高い浮選尾鉱とへの分離性と効率性とを向上させることができる。
【００３１】
浮遊選鉱工程において、浮選尾鉱を分離除去することによって得られた残りの精鉱粒子のＣｕ品位は、浮選尾鉱へのＦｅ除去率が高くなるにつれて上昇する。必要に応じ、摩鉱工程と浮遊選鉱工程とを複数回繰返し、得られる浮選精鉱のＣｕ品位をさらに高めてもよい。２回目以降の浮遊選鉱工程においては、硫化精鉱粒子が鉱物別にほぼ単体分離する粒子径は、およそ１０μｍ以下である。そこで、再摩鉱の際には、摩鉱精鉱粒子径が１０μｍ以下となるようにすることが好ましい。また、一般的に３μｍよりも粒子径が小さくなると、気泡との斥力によって、疎水性粒子であっても気泡へ付着しづらくなる。この場合、浮上性、即ち回収率が著しく低下する。したがって、２回目以降の摩鉱工程においては、Ｐ５０＝４〜１０μｍになるように摩鉱することが好ましい。
【００３２】
本実施形態に係る銅精鉱の処理方法によれば、出発原料の銅精鉱が黄銅鉱と、黄鉄鉱と、輝銅鉱、ダイジェナイト、ハン銅鉱およびアイダ鉱の少なくともいずれかと、を含んでいることから、３５０℃〜４５０℃の硫化変換工程によって、硫化精鉱粒子として、黄鉄鉱と、銅藍粒子および／またはヌクンダマイトとで構成される粒子が得られる。すなわち、Ｃｕ品位の高い粒子とＦｅ品位の高い粒子とが得られる。これに対して摩鉱工程および浮遊選鉱工程を実施することによって、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。
【００３３】
なお、出発原料の銅精鉱の鉱物組成は、各温度における硫化変換工程後の鉱物組成に影響する。輝銅鉱やダイジェナイト、ハン銅鉱またはアイダ鉱は、変換処理において、それぞれ銅藍そのもの、粒子の外側に厚い銅藍またはヌクンダマイトを生成した粒子に変化するが、一部は、共存する黄銅鉱に作用し、外側に厚みのある銅藍やヌクンダマイトの層の生成に寄与する。これにより摩鉱工程の際に、１０μｍ〜２０μｍの５０％通過粒子径（Ｐ５０）の粒度で存在する高Ｃｕ品位粒子の存在比率が高まる。
【実施例】
【００３４】
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。
【００３５】
（実施例1）
実施例１の試験に供した銅精鉱のＣｕ品位は３４ｍａｓｓ％であり、Ｆｅ品位は２３．５ｍａｓｓ％であり、Ｓ品位は３５ｍａｓｓ％であった。Ｘ線回折(ＸＲＤ)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組成は、黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ２)３０ｍａｓｓ％、輝銅鉱(Ｃｕ２Ｓ)３０ｍａｓｓ％、黄鉄鉱(ＦｅＳ２)３０ｍａｓｓ％、脈石成分(ＳｉＯ２等)が１０ｍａｓｓ％であった。また、僅かにハン銅鉱(Ｃｕ５ＦｅＳ４)も確認された。
【００３６】
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＝１:１．２で混合し、窒素雰囲気中において、４２５℃で４５分処理することで、銅藍、ヌクンダマイト、ハン銅鉱および黄鉄鉱で構成される硫化精鉱粒子に変換した。図５は、硫化精鉱粒子のＸＲＤ解析結果を示す図である。図５に示すように、銅精鉱は、銅藍、ヌクンダマイト、および黄鉄鉱に変化していることがわかる。ＥＰＭＡで観察されたハン銅鉱は、全体量の５〜１０ｍａｓｓ％でＸＲＤでは同定できなかった。
【００３７】
摩鉱工程においては、硫化精鉱粒子(Ｃｕ品位＝３１ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％)を、湿式ボールミルを用いて摩鉱した。５０％通過粒子径は１４．５μｍであった。摩鉱精鉱粒子の状態は、図４で示した。次に、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ｐＨ１２.０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２０μｌずつ回分添加し、同様の操作を６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、浮選尾鉱、およびその中間物に仕分けした。
【００３８】
回収した浮選精鉱を、さらに図１に示すフローに従い、Ｐ５０＝６.５μｍまで再摩鉱し、２回目の浮遊選鉱工程に供し、１回目の浮遊選鉱工程と同様に、浮選精鉱と浮選尾鉱とに分離した結果、表１の結果が得られた。
【表１】
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【００３９】
実施例１における第１段浮遊選鉱工程においては、Ｃｕ品位０．７ｍａｓｓ％という低品位で、Ｆｅを全Ｆｅ重量の２９．８ｍａｓｓ％を尾鉱中に分離することができた。さらに、第２段浮遊選鉱工程においては、Ｃｕ品位１．２ｍａｓｓ％という品位で、第１段浮遊選鉱工程で得られた浮鉱中のＦｅ重量の１８．５ｍａｓｓ％に相当するＦｅを浮選尾鉱として分離することができた。これにより第１段浮遊選鉱工程および第２段浮遊選鉱工程の合計で、Ｃｕ品位１．０ｍａｓｓ％で、全Ｆｅ重量の４３．８ｍａｓｓ％に相当するＦｅを浮選尾鉱中に分離することができた。
【００４０】
銅製錬工程における主要なＣｕロスである自溶炉スラグ中のＣｕ品位は、おおよそ０．６ｍａｓｓ％〜１ｍａｓｓ％である。したがって、実施例１で得られた浮選尾鉱を乾式銅製錬工程に供さなければ、銅地金生産量を現状よりも減少させることなく、スラグ発生量を大幅に削減することができる。また、実施例１における浮選尾鉱以外の残りの精鉱は、合計で４０ｍａｓｓ％の高Ｃｕ品位精鉱である。したがって、銅精鉱輸送コストや、銅製錬工程における乾燥コスト、酸素コストの低減をはじめ、様々な利点が期待できる。また、浮遊選鉱工程と銅製錬コストとのバランスに応じて、実施例１における中間品を、当該浮遊選鉱工程内への繰返しとし、表１の浮選精鉱のみを乾式銅製錬処理に供することもできる。
【００４１】
(比較例１)
実施例１との比較のため、実施例１の出発原料の銅精鉱に対して硫化変換工程を実施せずに、実施例１と同様の操作により浮遊選鉱工程を実施することによって得られた結果を表２に示す。
【表２】
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【００４２】
比較例１においても、実施例１と同様に、Ｃｕ品位４５ｍａｓｓ％の浮選精鉱を回収できたが、Ｃｕ回収率は、実施例１の９２．３％から７５．７％へ低下した。また、除去対象となる黄鉄鉱を主体とする浮選尾鉱へのＦｅ回収率、即ちＦｅ分離率は、実施例１の４３.８％から２６.６％へ低下した。一方で、浮選尾鉱へのＣｕ回収率、即ちＣｕロスは、実施例１の０.７％から１.０％に増加した。以上のことから、実施例１は、比較例１よりも低いＣｕロス率で、Ｆｅを１.６５倍除去できることがわかった。
【００４３】
(実施例２)
実施例１の出発原料の銅精鉱を、反応時間４５分で、３５０℃、３８５℃、４５０℃の３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６、図7および図８に示した。図６に示すように、３５０℃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７に示すように、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一部がヌクンダマイト(Ｃｕ４−ｘＦｅｘＳ４)となっていた。また、図８に示すように、４５０℃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強度が低下し、ヌクンダマイトの強度が増加した。さらに、ハン銅鉱(Ｃｕ５ＦｅＳ４)のピークも明確に出現した。したがって、３８５℃および４５０℃の熱処理によって、Ｃｕ成分およびＦｅ成分は、それぞれ銅藍および黄鉄鉱主体ではなく、ヌクンダマイト、ハン銅鉱といったＣｕＦｅ硫化鉱物主体に変化した。
【００４４】
硫化変換工程で得られた硫化精鉱粒子を、実施例１および比較例１の第１段浮遊選鉱と同様の分離処理を実施した結果、表３のような分離成績が得られた。３５０℃と４５０℃変換鉱の浮選分離試験で得られた浮選尾鉱は、３８５℃の硫化変換工程後の浮遊選鉱工程で得られた浮選尾鉱よりもＣｕロスが多く、Ｆｅの回収率が低くなった。また、実施例１の４２５℃の硫化変換工程後の第１段浮遊選鉱工程で得られた浮選尾鉱のＣｕロスおよびＦｅ回収率は、３８５℃の硫化変換工程後鉱のＣｕロスおよびＦｅ回収率と比べて僅かではあるが良好であることが確認できた。図９は、硫化変換温度別の浮選尾鉱へのＦｅ回収率およびＣｕ品位を示す図である。
【表３】
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【００４５】
実施例１および実施例２の結果から、上記実施形態に係る処理方法に従って銅精鉱を処理することによって、Ｃｕ品位の高い銅精鉱を効率良くかつ経済的に回収できることがわかった。また、実施例１および実施例２の結果から、黄銅鉱に黄鉄鉱および高銅品位硫化銅鉱を含む銅精鉱を硫化変換し、少ないＣｕロスで、Ｆｅを効率良く浮選分離するための変換温度は、ヌクンダマイトの生成開始から、銅藍とヌクンダマイト及び少量のハン銅鉱が主なＣｕ含有鉱物となる３８０〜４３０℃が最も良いことがわかった。
【００４６】
また、ＣｕとＦｅとの分離性を高めるには、未反応黄銅鉱を残存させないことが有効であるが、温度を高めるに従って銅藍よりもヌクンダマイトまたはハン銅鉱の存在比率が高まり、３５０〜３８０℃での硫化変換をピークに単体黄鉄鉱の存在比率が低下した。よって、原料銅精鉱中に予め所定の割合で黄鉄鉱を含んでいる銅精鉱について、比較的高温で変換した本手法でのＣｕとＦｅとの分離性が良好であることがわかった。
【００４７】
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】
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【図４】
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【図５】
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【図６】
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【図７】
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【図８】
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【図９】
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