(57)【要約】【課題】  砒素品位が高く銅品位の低い銅精鉱から、砒素品位が低く銅品位の高い銅精鉱を効率よく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、黄銅鉱を含む銅精鉱を硫黄を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ことによって、摩鉱精鉱粒子を鉄品位の低い浮選精鉱と鉄品位の高い浮選尾鉱とに分離する浮遊選鉱工程と、銅−砒素化合物を含む銅精鉱に対し、前記浮選尾鉱を添加して焙焼する焙焼工程と、を含む。【選択図】        図１
2013209719.tif 000002
【特許請求の範囲】
【請求項１】
黄銅鉱を含む銅精鉱を硫黄を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ことによって、摩鉱精鉱粒子を鉄品位の低い浮選精鉱と鉄品位の高い浮選尾鉱とに分離する浮遊選鉱工程と、
銅−砒素化合物を含む銅精鉱に対し、前記浮選尾鉱を添加して焙焼する焙焼工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。
【請求項２】
前記焙焼工程で得られた焼鉱を、前記硫化変換工程に供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】
前記銅−砒素化合物は、硫砒銅鉱および／または四面砒銅鉱であることを特徴とする請求項１または２記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項４】
前記黄銅鉱を含む銅精鉱は、黄鉄鉱を含む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】
前記硫化変換における熱処理温度は、３３０℃〜４５０℃であることを特徴とする請求項４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鉱と、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を主体とする比較的低銅品位の初生硫化鉱とに分けられる。硫化鉱は、破砕、摩鉱、選鉱処理によって銅品位が高まり、銅精鉱として、自溶製錬をはじめとする乾式銅製錬に供される。近年、世界中で稼働している銅鉱山において、採取される銅鉱石は、初生硫化鉱主体となっている。その結果、鉄、硫黄、その他の不純物の濃度が増加し、銅品位は低下傾向にある。このことは、乾式銅製錬向けの銅精鉱生産コストの増加を招く。
【０００３】
銅鉱石中の不純物の中で、最も問題視されているのは砒素である。砒素は、その存在形態にもよるが、極めて有害であり、産業分野での用途も僅少である。そのため、砒素の大部分を、安定的な形態で廃棄または貯蔵する必要がある。そこで、買鉱乾式製錬所では、購入する銅精鉱中の砒素に対して、ある一定の制限を付与している。すなわち、鉱山側は、砒素量が制限を超過しないことを求められている。
【０００４】
したがって、鉱山にとってみれば、コスト低減、鉱山寿命延長のため、低品位銅精鉱(初生硫化鉱)の処理方法や、砒素を多く含む硫化鉱の処理方法は、重要な関心事である。一方、買鉱乾式製錬所側にとってみても、良質な鉱石の枯渇、銅精鉱需給の逼迫により、将来的に砒素を多く含む銅精鉱への対応が必要となる可能性が高い。
【０００５】
低品位銅精鉱の処理方法として、湿式処理があげられる。まず、難浸出性の黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ２)を主体とする初生硫化鉱を選鉱処理し、銅分を適度な品位まで濃縮した銅精鉱とする。その上で、当該銅精鉱を、以下の１）または２）の処理に供する方法が考えられる。
１）さらに１０μｍ以下まで２次摩鉱し、８０〜１００℃の温度で、酸化剤として酸素または空気吹き込みを行いながら、Ｆｅ(ＩＩＩ)の共存下において、硫酸浸出する。
２）加圧し、１３０〜２３０℃の温度で、硫酸浸出する。
【０００６】
これらの湿式処理方法は、近年実用化されているが、乾式製錬法との比較はもちろんのこと、鉱山の表層で産出する少量の酸化鉱あるいは二次硫化鉱を対象とした一般的な溶媒抽出−電解採取(ＳＸ−ＥＷ)の湿式製錬法と比較しても高コストである。そのため、銅精鉱輸送道路などのインフラ整備が不十分な新規開発の小規模鉱山や、酸化鉱を掘り尽くし遊休となったＳＸ−ＥＷ設備を転用して新規投資額を抑制できる鉱山において、一定以上の高銅価の経済環境でなければ、事業として成り立ち難い。
【０００７】
また、黄銅鉱に対して不活性雰囲気または部分酸化雰囲気で硫化焙焼処理を行い、銅藍(ＣｕＳ)や輝銅鉱(Ｃｕ２Ｓ)へ鉱物変換して、浸出を行うプロセスも提案されている。特許文献１によると、この硫化変換プロセスは、硫化変換後の銅精鉱を、銅藍および黄鉄鉱主体のものとし、乾式製錬または湿式製錬処理に供するためのものとしている。しかしながら、とりわけ乾式製錬処理に供する場合には、硫化変換後の銅精鉱から、銅藍を選別回収しなければ特別な利点はない。特許文献１では、銅藍と黄鉄鉱との選別は、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としている。
【０００８】
砒素を多く含む硫化鉱の処理方法としては、コストをかけて選鉱段階で砒素を除き、低砒素品位銅精鉱とする方法が一般的である。または、高砒素品位銅精鉱をそのまま処理する試みもある。例えば、
３）酸化焙焼の後、浸出が容易な焼鉱(銅酸化物、銅硫酸化物)とし、浸出に供する方法。
４）不活性雰囲気で焙焼した後、砒素を硫化砒素として除去した焼鉱を、乾式処理に供する方法。
がある。３）の方法では、砒素が毒性の高い亜砒酸(Ａｓ２Ｏ３)で揮発する。したがって３）の方法については、処理の面で課題が多く、実施例は僅かである。４）の方法は、乾式製錬に供するための前処理という位置付けであり、遠方への銅精鉱輸送コスト減少などの効果がない。したがって４）の方法については、現状では実施例がない。
【０００９】
銅鉱に含まれる砒素は、主に硫砒銅鉱(Ｃｕ３ＡｓＳ４)という形で含まれている。この硫砒銅鉱は、分子構造が密で、浸出液が拡散しづらい難浸出性鉱物である。そこで、いくつかの直接処理を試みるプロセスが提案されているが、コストやＣｕ回収率に問題があり、実施例が極めて少ない。
【００１０】
特許文献２では、浮選処理後の銅精鉱を、Ｆｅ(ＩＩＩ)＝３０ｇ／ｌ、Ｈ２ＳＯ４＝５０ｇ／ｌの溶液を用い、パルプ濃度１０％、温度９０℃で、銅を浸出する方法が示されている。浸出時間は、酸素ガス吹込みの場合に１０時間、空気吹込みの場合には１４時間としている。この方法は、難浸出性の鉱物を、浸出前に、５μｍあるいはそれ以下の粒子径まで、微粉砕を行うことに特徴がある。
【００１１】
特許文献２における実施例に、硫砒銅鉱を含む銅精鉱の浸出について、２例記載されている。第１例では、Ｃｕ＝１９.５ｍａｓｓ％、Ａｓ＝４.０ｍａｓｓ％、Ｆｅ＝２３ｍａｓｓ％の銅精鉱(硫砒銅鉱２０.９ｍａｓｓ％、輝銅鉱１１.９ｍａｓｓ％、黄鉄鉱５０ｍａｓｓ％で構成されている)を、８０％通過粒子径＝３.５μｍまで微粉砕し、上記浸出法で処理した結果、Ｃｕ浸出率９２％を得ている。第２例では、Ｃｕ＝８.１ｍａｓｓ％、Ａｓ＝０.２ｍａｓｓ％、Ｆｅ＝１３ｍａｓｓ％の銅精鉱(硫砒銅鉱１.３ｍａｓｓ％、輝銅鉱９.４ｍａｓｓ％、黄鉄鉱２９.６ｍａｓｓ％、残りはシリカ等脈石成分で構成されている)を、８０％通過粒子径＝５μｍまで微粉砕し、上記浸出法で処理した結果、銅浸出率９５％を得ている。
【先行技術文献】
【特許文献】
【００１２】
【特許文献１】国際公開第２００８／０７４８０５号
【特許文献２】米国特許第５９９３６３５号
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【００１３】
特許文献２では、２例とも、Ｃｕ浸出率は９０％以上となっているが、これらの比較でわかる通り、硫砒銅鉱の存在比率が増すとＣｕ浸出率が低下する。また、Ｃｕ浸出率低下を補うため、銅精鉱粒子を５μｍよりもさらに粉砕している。即ち、特許文献２の方法では、微粒子まで粉砕するためのコストがかかる上、硫砒銅鉱主体の銅精鉱では、浸出率が低下することが窺える。
【００１４】
ところで、硫砒銅鉱と他の硫化銅鉱の浮遊選鉱における挙動は類似しており、現在までに様々な研究が行われているが、両者の分離効率は十分とは言えず、実用化には至っていない。したがって、高砒素品位銅精鉱の選鉱段階でも、硫砒銅鉱と他の硫化銅鉱との分離性は低く、一般的な銅精鉱として製品化できる割合が低くなる。したがって、硫砒銅鉱が多く存在する鉱山や鉱脈については、開発保留となっていることが少なくない。また、粗鉱Ｃｕ品位が低下している鉱山は、選鉱コストの増加だけではなく、銅精鉱品位低下に伴う輸送コスト、製錬側に支払う処理費用が増加するため、収益力が低下し、経済環境次第では事業として成立たなくなる。
【００１５】
本発明は上記の課題に鑑み、砒素品位が高く銅品位の低い銅精鉱から、砒素品位が低く銅品位の高い銅精鉱を効率よく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目的とする。
【課題を解決するための手段】
【００１６】
本発明に係る銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱を含む銅精鉱を硫黄を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ことによって、摩鉱精鉱粒子を鉄品位の低い浮選精鉱と鉄品位の高い浮選尾鉱とに分離する浮遊選鉱工程と、銅−砒素化合物を含む銅精鉱に対し、前記浮選尾鉱を添加して焙焼する焙焼工程と、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、砒素品位が高く銅品位の低い銅精鉱から、砒素品位が低く銅品位の高い銅精鉱を効率よく回収することができる。
【００１７】
前記焙焼工程で得られた焼鉱を、前記硫化変換工程に供してもよい。前記銅−砒素化合物は、硫砒銅鉱および／または四面砒銅鉱としてもよい。前記黄銅鉱を含む銅精鉱は、黄鉄鉱を含んでいてもよい。前記硫化変換における熱処理温度は、３３０℃〜４５０℃としてもよい。
【発明の効果】
【００１８】
本発明によれば、砒素を多く含む銅精鉱と、低銅品位銅精鉱を、同時に効率良くかつ経済的に、乾式製錬向け銅精鉱として回収ことができる。
【図面の簡単な説明】
【００１９】
【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】変形例に係る銅精鉱の処理方法の一例を示す工程図である。
【図３】（ａ）〜図３（ｃ）は、浮遊選鉱によって回収される浮選精鉱、浮選尾鉱などの浮選回収産物中の銅品位、鉄品位、金品位および銀品位の相関関係を示すグラフである。
【図４】ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図５】ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図６】ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【図７】ＸＲＤ解析結果を示す図である。
【発明を実施するための形態】
【００２０】
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。
【００２１】
（実施形態）
本実施形態は、銅−砒素化合物を含む第１出発原料に対し、黄鉄鉱を添加し、焙焼処理を施すことによって、砒素硫化物を揮発させる処理方法を開示する。本実施形態に係る処理方法が対象とする第１出発原料は、銅精鉱である。第１出発原料は、硫砒銅鉱(Ｃｕ３ＡｓＳ４)、四面砒銅鉱(Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３)などの銅−砒素化合物を含んでいる。さらに、第１出発原料は、黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ２)をはじめとする他の硫化銅鉱、黄鉄鉱(ＦｅＳ２)などを含んでいてもよい。第１出発原料は、共存する黄鉄鉱(ＦｅＳ２)、脈石成分等の量に応じて、銅を１５ｍａｓｓ％〜３５ｍａｓｓ％、砒素を３ｍａｓｓ％〜１５ｍａｓｓ％含んでいてもよい。
【００２２】
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、黄鉄鉱の回収手順について説明する。黄鉄鉱は、第２出発原料に対して硫化変換工程、摩鉱工程、浮遊選鉱工程などを実施することによって得られる。第２出発原料は、黄銅鉱、黄鉄鉱などを含む銅精鉱である。第２出発原料は、輝銅鉱、ダイジェナイト、ハン銅鉱、アイダ鉱などの高銅品位鉱を含んでいてもよい。
【００２３】
まず、第２出発原料に対して、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。第２出発原料に対して、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。
【００２４】
次に、硫黄を添加した第２出発原料に対して熱処理を不活性雰囲気下、３３０℃〜４５０℃で３０分〜６０分程度実施することによって、黄鉄鉱と、銅藍および／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が得られる。硫化変換工程を経ることによって、第２出発原料中の黄銅鉱粒子は、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硫化精鉱粒子に変換される。
【００２５】
次に、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。摩鉱工程を経ることによって、硫化精鉱粒子は、黄鉄鉱と、ヌクンダマイトまたは銅藍とに分離し、摩鉱精鉱として回収される。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。浮遊選鉱工程の実施によって、摩鉱精鉱粒子は、Ｃｕ品位の高い（Ｆｅ品位の低い）浮選精鉱と、Ｆｅ品位の高い（Ｃｕ品位の低い）浮選尾鉱とに分離される。Ｆｅ品位の高い浮選尾鉱には主として黄鉄鉱が含まれている。必要に応じ、浮選精鉱に対し、摩鉱工程および浮遊選鉱工程を繰り返し実施し、浮選精鉱をさらに浮選精鉱と浮選尾鉱とに分離してもよい。
【００２６】
得られた浮選尾鉱は、第１出発原料に対する焙焼工程における黄鉄鉱源として用いることができる。焙焼工程に先立って、第１出発原料に対して、鉱物種・品位が変化しない温度で予備乾燥することが好ましい。通常、高温空気で乾燥させる際は、乾燥機出口における第１出発原料の温度をおよそ９０℃とし、第１出発原料の水分率を０．５ｍａｓｓ％以下とする。
【００２７】
次に、第１出発原料に対して、焙焼工程を実施する。焙焼工程においては、ロータリキルン炉などを用いて、第１出発原料に対し、黄鉄鉱（ＦｅＳ２）を硫黄源とし、不活性ガス雰囲気、５５０℃〜７００℃の温度条件下で、１０分〜６０分程度焙焼する。不活性ガスとして、例えば窒素ガスを用いることができる。これらの温度および雰囲気は、銅−砒素化合物を含む第１出発原料を、硫化砒素、黄銅鉱等に変換するのに好ましい条件である。反応時間は、未反応の銅−砒素化合物を残さないための好ましい時間である。
【００２８】
まず、黄鉄鉱は、下記式（１）に従って硫化鉄と単体硫黄とに分解する。硫砒銅鉱は、下記式（２）または（３）に従って黄銅鉱および砒素硫化物に変換される。四面砒銅鉱も、硫砒銅鉱と同様に、黄銅鉱および砒素硫化物に変換される。なお、焙焼工程によって、キューバ鉱（ＣｕＦｅ２Ｓ３）などが生成されることもある。焙焼工程によって、砒素硫化物が温度に応じた蒸気圧で揮発し、第１出発原料から除去される。砒素に対して硫黄分が不足する場合には、硫黄源をさらに添加してもよい。
ＦｅＳ２  →  ＦｅＳ＋Ｓ  (１)
４Ｃｕ３ＡｓＳ４＋１２ＦｅＳ＋２Ｓ  →  １２ＣｕＦｅＳ２＋Ａｓ４Ｓ６  (２)
４Ｃｕ３ＡｓＳ４＋１２ＦｅＳ  →  １２ＣｕＦｅＳ２＋Ａｓ４Ｓ４  (３)
【００２９】
焙焼工程により、第１出発原料は、揮発する砒素硫化物および単体硫黄と、黄銅鉱およびキューバ鉱主体の焼鉱とに分離する。焼鉱の黄銅鉱およびキューバ鉱の比率は、５５０℃〜７００℃の温度範囲では、反応前に含まれる黄銅鉱、輝銅鉱などの硫化銅鉱量と、反応前に含まれる黄鉄鉱量、及び添加される黄鉄鉱量に応じて変化する。
【００３０】
図１の工程により、砒素品位が高く銅品位の低い第１出発原料から砒素硫化物を揮発除去することによって、砒素品位が低く銅品位の高い銅精鉱を効率よく回収することができる。また、硫化変換工程、摩鉱工程および浮遊選鉱工程によって得られた黄鉄鉱は、通常の銅鉱山の選鉱工程で得られる黄鉄鉱よりも高い濃度を有する。したがって、焙焼工程の効率を向上させることができる。また、硫化変換工程、摩鉱工程および浮遊選鉱工程によって必然的に得られる黄鉄鉱を利用することができるため、黄鉄鉱を新たに製造または購入しなくてもよい。そのため、コストを抑制することができる。
【００３１】
なお、焙焼工程において第１出発原料に添加する黄鉄鉱量は、特に限定されるわけではないが、焙焼工程において目標とする砒素除去率に応じて決定されてもよい。または、砒素の揮発除去後に残る焼鉱の目標Ｃｕ品位に応じて決定されてもよい。または、浮遊選鉱工程において回収される浮選精鉱中の目標Ｃｕ品位に応じて決定されてもよい。
【００３２】
なお、硫化変換工程、摩鉱工程および浮遊選鉱工程において黄鉄鉱を効率よく分離するために、第２出発原料中の黄銅鉱、黄鉄鉱、および輝銅鉱(Ｃｕ２Ｓ)などの二次硫化銅鉱の存在割合に応じて、より好ましい硫化変換温度および摩鉱粒子径がある。硫化変換工程における最適温度範囲は、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の３５０℃〜４１０℃であり、摩鉱工程においては、５０％通過粒子径（Ｐ５０）が１０μｍ〜２０μｍとなるように摩鉱することが好ましい。
【００３３】
（変形例）
図２は、変形例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を参照して、焙焼工程で得られた焼鉱を硫化変換工程に供してもよい。この場合、焼鉱の銅品位を高めることができるとともに、焼鉱から得られる黄鉄鉱をさらに焙焼工程において利用することができる。
【００３４】
本変形例においては、浮遊選鉱工程において回収されなかった銅が焙焼工程に供され、焼鉱としてさらに硫化変換工程に供される。すなわち、浮遊選鉱工程において回収できなかった銅をさらに浮遊選鉱工程に供することができるのである。したがって、銅の回収率を向上させることができる。
【００３５】
ここで、浮遊選鉱の際の金（Ａｕ）および銀（Ａｇ）の挙動について説明する。図３（ａ）〜図３（ｃ）は、浮遊選鉱によって回収される浮選精鉱、浮選尾鉱などの浮選回収産物中の銅品位、鉄品位、金品位および銀品位の相関関係を示すグラフである。図３（ａ）〜図３（ｃ）に示すように、浮選回収産物中の銅品位が高くなると鉄品位は低くなる。上記の浮遊選鉱工程は、この結果を利用して銅品位の高い精鉱と鉄品位の高い精鉱とに分離することを目的としている。一方、金および銀は、銅品位が高くなると高くなり、銅品位が低くなると低くなる。すなわち、金および銀は、銅と同じ精鉱に含まれる傾向にある。
【００３６】
したがって、浮遊選鉱工程において、金および銀は、主として銅と同様に浮選精鉱中に回収される。浮選精鉱中に回収されなかった金および銀は、浮選尾鉱に含まれることになるが、上述したように浮選尾鉱は焙焼工程後に再度浮遊選鉱工程に供されるため、当該浮遊選鉱工程において金および銀を浮選精鉱中に回収することが可能となる。すなわち、変形例によれば、金および銀の回収率も向上させることができる。
【実施例】
【００３７】
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。
【００３８】
（実施例1）
図１に示す銅精鉱の処理方法を実施した。実施例１においては、第２出発原料として、Ｃｕ品位２６ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位２７ｍａｓｓ％であり、Ｓ品位３３ｍａｓｓ％の銅精鉱を用いた。これらの品位と、Ｘ線回折(ＸＲＤ)および電子線マイクロアナライザ(ＥＰＭＡ)とによって特定された鉱物組成は、黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ２)５７ｍａｓｓ％、輝銅鉱(Ｃｕ２Ｓ)８ｍａｓｓ％、黄鉄鉱(ＦｅＳ２)２１ｍａｓｓ％、脈石成分(ＳｉＯ２等)が１４ｍａｓｓ％であった。
【００３９】
上記第２出発原料に、単体硫黄を、モル比で銅精鉱中Ｃｕ：Ｓ＝１:１.２となるように混合し、窒素雰囲気中において、３８５℃で４５分処理することにより、主に、銅藍およびヌクンダマイトを外殻に配した黄鉄鉱粒子と、黄鉄鉱単体粒子とによる構成される硫化精鉱粒子に変換した。硫化精鉱粒子のＣｕ品位は２３ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位は２４ｍａｓｓ％、Ｓ品位は４０％であった。摩鉱工程では、硫化精鉱粒子に対して、湿式ボールミルを用いて摩鉱した。摩鉱前の５０％通過粒子径(Ｐ５０)は、１８.０μｍであったが、摩鉱工程によりＰ５０＝１０.５μｍとした。
【００４０】
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ｐＨ１２.５とし、摩鉱精鉱粒子あたり２００ｇ／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３０μｌ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８回繰り返した。この浮遊選鉱工程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、浮選尾鉱に仕分けした。
【００４１】
上記方法で回収した浮鉱および尾鉱を、３通りの選別パターンで分類した。選別パターン（１）としては、５回目までの繰返し回収浮鉱を浮選精鉱とし、残りを尾鉱とした場合。選別パターン（２）は、７回目までの繰返し回収精鉱を浮選精鉱と、残りを尾鉱とした場合。また、選別パターン（３）は、同様に８回目までの繰返し回収精鉱を浮選精鉱とし、残りを尾鉱とした場合である。表１は、これら３通りの浮選精鉱と尾鉱の鉱量重量率、Ｃｕ、Ｆｅ、Ｓの品位及び回収率の一例である。
【００４２】
【表１】
2013209719.tif 000003
【００４３】
一方、第１出発原料として、Ｃｕ品位３１ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位１４ｍａｓｓ％、Ｓ品位３０ｍａｓｓ％、Ａｓ品位６.０ｍａｓｓ％の高砒素品位銅精鉱を用いた。これらの品位と、図４の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主な鉱物組成は、黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ２)２．２ｍａｓｓ％、輝銅鉱(Ｃｕ２Ｓ)１２ｍａｓｓ％、銅藍(ＣｕＳ)７．７ｍａｓｓ％、黄鉄鉱(ＦｅＳ２)２７ｍａｓｓ％、硫砒銅鉱(Ｃｕ３ＡｓＳ４)２３ｍａｓｓ％、四面砒銅鉱(Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３)５．６ｍａｓｓ％、脈石成分(ＳｉＯ２等)が１８ｍａｓｓ％であった。
【００４４】
次に、第１出発原料を１００ｇ用意した。１００ｇの第２出発原料を表１の選別パターン（３）で分離し、乾燥した黄鉄鉱主体の尾鉱全量(２６ｇ)を追加の硫黄源として第１出発原料に添加した。上記式（１）〜（３）のように、砒素を効率良く揮発除去するには、少なくともＦｅＳ２／Ａｓ(モル比)＝３を必要とする。しかしながら、硫黄ガスとして揮発する分を考慮すると、ある程度過剰量が必要である。実施例１では、黄鉄鉱追加前のＦｅＳ２／Ａｓ(モル比）＝２.４であるが、黄鉄鉱追加後は、ＦｅＳ２／Ａｓ(モル比）＝４.６となる。
【００４５】
表２は、黄鉄鉱追加前、および追加後の原料銅精鉱１を、それぞれＮ２ガス雰囲気中(０.２ｌ／(試料量ｇ・分))で、温度６５０℃で４５分間加熱し、砒素の揮発除去率を比較した結果である。
【００４６】
【表２】
2013209719.tif 000004
【００４７】
実施例１において、第１出発原料に黄鉄鉱を添加せずに焙焼した場合の砒素揮発除去率は、約５８％であるが、第２出発原料から分離した黄鉄鉱を第１出発原料に添加した場合の砒素揮発除去率は約９９％に向上した。以上のことから、砒素を効率よく揮発除去するために、過剰な黄鉄鉱を加えることが有効であることが確認できた。また、実施例１での黄鉄鉱比率を高めた試験で得られた銅精鉱の砒素品位は、通常の銅精鉱として取り扱うことが可能なレベルである。
【００４８】
実施例１で、砒素揮発後に残った焼鉱中の鉱物をＸＲＤにより特定すると、図５に示すように、主にキューバ鉱(ＣｕＦｅ２Ｓ３)、ハン銅鉱(Ｃｕ５ＦｅＳ４)、および四面砒銅鉱(Ｃｕ１２Ａｓ４Ｓ１３)であった。この結果によれば、上記式（１）〜（３）の反応の他に、
１０Ｃｕ２Ｓ＋４ＦｅＳ２＝４Ｃｕ５ＦｅＳ４＋Ｓ２    （４）
によって、黄鉄鉱がハン銅鉱生成に消費されていることがわかる。よって、第１出発原料中に輝銅鉱が多く含まれる場合は、砒素揮発除去が抑制されるが、黄鉄鉱を追加することにより、砒素をより効率的に揮発除去させることが可能である。
【００４９】
(実施例２)
実施例２では、第１出発原料として、Ｃｕ品位２１ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位２３ｍａｓｓ％、Ｓ品位３８ｍａｓｓ％、Ａｓ品位６.８ｍａｓｓ％の、実施例１とは別の高砒素品位銅精鉱を用いた。これらの品位と、図６のＸＲＤおよびＥＰＭＡによって特定された主な鉱物組成は、黄銅鉱(ＣｕＦｅＳ２)１１ｍａｓｓ％、黄鉄鉱(ＦｅＳ２)４３ｍａｓｓ％、硫砒銅鉱(Ｃｕ３ＡｓＳ４)３６ｍａｓｓ％、脈石成分(ＳｉＯ２等)が１１ｍａｓｓ％であった。
【００５０】
次に、１００ｇの第１出発原料を用意した。１００ｇの第２出発原料を処理して、表１の選別パターン（３）で分離し、乾燥した黄鉄鉱主体の尾鉱全量(１３ｇ)を第１出発原料に対して追加の硫黄源として添加した。実施例２では、黄鉄鉱追加前のＦｅＳ２／Ａｓ(モル比)＝４．０であるが、黄鉄鉱追加後は、ＦｅＳ２／Ａｓ(モル比)＝４．９となる。
【００５１】
表３は、黄鉄鉱追加前、および追加後の原料銅精鉱１を、それぞれＮ２ガス雰囲気中(０.２ｌ／(試料量ｇ・分))で、温度６００℃で４５分間加熱し、砒素の揮発除去率を比較した結果である。
【００５２】
【表３】
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【００５３】
実施例２で使用した第１出発原料には、輝銅鉱が含まれない分、黄鉄鉱の追加が無い場合において実施例１よりも砒素揮発率は高くなった。図７を参照して、焼鉱はキューバ鉱が主体で、一部残存する四面砒銅鉱の小さなピークのみが確認できる。また、この場合でも、黄銅鉱比率を高めた試験の方が効率良く砒素を揮発除去できることがわかる。また、実施例２での黄鉄鉱比率を高めた試験で得られた銅精鉱の砒素品位は、通常の銅精鉱として取り扱うことが可能なレベルである。
【００５４】
実施例１および実施例２より、砒素の揮発除去率を高めるには、原料中の黄鉄鉱比率を高めることが有効である。なお、黄鉄鉱の比率は、目的別に、任意に、選択してもよい。即ち、実施例１においては、第１出発原料中の砒素除去率をさらに高めるために、例えば、表１の選別パターン（１）あるいは（２）で選別された、さらに多くの黄鉄鉱主体の尾鉱を添加してもよい。この場合、砒素除去後に得られる銅精鉱のＣｕ品位が低下するが、これに対しては、例えば、その銅精鉱をさらに硫化変換工程、摩鉱工程および浮遊選工程により余分な黄鉄鉱を除去し、砒素揮発除去処理用の黄鉄鉱として繰り返してもよい。また、表１の選別パターン（１）および（２）で得られるＣｕ品位を高めた浮選精鉱と、単純に混合してＣｕ品位を適度に平均化してもよい。
【００５５】
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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