黄銅鉱CuFeS2を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱し、50粒子径が5μm~10μmの摩鉱精鉱を浮遊選鉱処理することによって、Cu品位の高い精鉱とFe品位の高い精鉱とに分離する分離工程を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。前記浮遊選鉱処理において、捕集剤としてブチルザンセートを用いることを特徴とする請求項1記載の銅精鉱の処理方法。前記浮遊選鉱処理において、浮遊選鉱処理の対象とする精鉱に対し、ブチルザンセート添加量を100~2000ppmの範囲とすることを特徴とする請求項2記載の銅精鉱の処理方法。前記浮遊選鉱処理において、pH調整剤としてCaOH2を用い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。前記浮遊選鉱処理に供する精鉱を含む溶液のpHを9~13の範囲に維持することを特徴とする請求項1~4のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。前記浮遊選鉱処理において、気泡剤としてメチルイソブチルカルビノールまたはパイン油を用い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。前記浮遊選鉱処理において、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらを組み合わせて用いることを特徴とする請求項1~6のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。前記銅精鉱を硫化する工程は、300°C~450°Cで行うことを特徴とする請求項1~7のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。前記銅精鉱を硫化する工程は、400°C~450°Cで行うことを特徴とする請求項1~7のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。前記硫化した精鉱を摩鉱する工程は、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いることを特徴とする請求項1~9のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。前記分離工程において得られた前記Fe品位の高い精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施すことを特徴とする請求項1~10のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。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。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。本発明に係る銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱CuFeS2を主体とする銅精鉱を硫化した後に摩鉱し、50粒子径が5μm~10μmの摩鉱精鉱を浮遊選鉱処理することによって、Cu品位の高い精鉱とFe品位の高い精鉱とに分離する分離工程を含むことを特徴とするものである。本発明に係る銅精鉱の処理方法においては、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。前記浮遊選鉱処理において、捕集剤としてブチルザンセートを用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、浮遊選鉱処理の対象とする精鉱に対し、ブチルザンセート添加量を100~2000ppmの範囲としてもよい。前記浮遊選鉱処理において、pH調整剤としてCaOH2を用いてもよい。前記浮遊選鉱処理に供する精鉱を含む溶液のpHを9~13の範囲に維持してもよい。前記浮遊選鉱処理において、気泡剤としてメチルイソブチルカルビノールまたはパイン油を用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、空気供給式浮選機、空気吸込式浮選機、機械攪拌式浮選機、あるいはこれらを組み合わせて用いてもよい。前記銅精鉱を硫化する工程は、300°C~450°Cで行ってもよい。前記銅精鉱を硫化する工程は、400°C~450°Cで行ってもよい。前記硫化した精鉱を摩鉱する工程は、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記分離工程において得られた前記Fe品位の高い精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施してもよい。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銅精鉱の処理方法を提供することができる。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。実施形態本実施形態は、硫化変換した銅精鉱粒子を摩鉱し、浮遊選鉱処理を施すことによりCu品位の高い銅藍主体の銅精鉱を回収することによって、銅精鉱に含まれる鉄量硫黄量を低減し、銅精錬プロセスのコスト低減、スラグ硫酸の発生量減少による事業採算の改善などを可能とするプロセスを供するものである。本実施形態に係る対象処理物は、銅精鉱である。特には、黄銅鉱CuFeS2を主体とする銅精鉱である。黄銅鉱主体の銅精鉱は、銅を25massから40mass、鉄を20massから35mass含有する。このような黄銅鉱は、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。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1.2のモル比で添加する。硫黄は、一例として、単体硫黄の状態で添加し、よく混合する。混合した処理物に対して、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。硫化変換工程における熱処理温度は、300°C~450°Cであることが好ましい。例えば300°C未満の275°Cで硫化変換工程を実施した場合、硫化変換工程前の銅精鉱に含まれる主化合物である黄銅鉱CuFeS2の残存量が多くなるため、銅藍と黄鉄鉱としてCuとFeとを分離する本プロセスにそぐわない。また、450°Cを上回る温度で処理した場合、銅藍の状態が不安定となり、BorniteCu5FeS4、NukundamiteCu、Fe4S4などが生成することによって、CuとFeとの分離が困難となるおそれがある。したがって、熱処理温度は、300°C~450°Cであることが好ましい。また、銅藍と黄鉄鉱との分離の観点からすれば、当該熱処理温度は、400°C~450°Cであることがより好ましい。上記熱処理の結果、銅藍と黄鉄鉱とで構成される硫化変換粒子が得られる。この硫化変換粒子は、内殻として黄鉄鉱が存在し、黄鉄鉱を銅藍が外殻として覆って構成されている。図2は、電子線マイクロアナライザEPMAで同定した銅藍および黄鉄鉱のマッピングにより得られた硫化変換粒子である。図2を参照して、淡灰色の黄鉄鉱を濃灰色の銅藍が覆っている。このような硫化変換粒子から銅藍を主体に回収するためには、各硫化変換粒子を銅藍と黄鉄鉱とに単体分離することが必要である。そこで、再度図1を参照して、硫化変換工程を経た硫化変換粒子に対して摩鉱工程を施す。摩鉱工程において、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いることができる。粉砕装置として、例えば、ボールミル、ジェットミル、アトリッションミル、チューブミルなどを用いることができ、種類は問わない。本発明者らが鋭意試験調査した結果、銅藍と黄鉄鉱との分離に適した摩鉱粒子の50粒子径は、5μm~10μmであることがわかった。次に、摩鉱工程により得られた摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理を実施する分離工程。浮遊選鉱処理においては、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。粒径が10μm以下の粒子に対する浮遊選鉱処理では、粒子の浮上性が低くなるため、分離が困難であるが、浮遊選鉱処理においてpH調整剤としてCaOH2を用い、捕集剤として銅藍を優先的に捕集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、浮遊選鉱処理におけるpH調整剤および捕集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。捕集剤は、銅藍および黄鉄鉱のいずれか一方を優先的に捕集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。ブチルザンセートの添加量は、特に限定されるものではないが、浮遊選鉱処理の対象となる精鉱1tに対して100g~2000gであることが好ましい。また、浮遊選鉱処理の対象となる精鉱を含む溶液のpHは、特に限定されるものではないが、9~13であることが好ましい。したがって、pH調整剤の添加量は、浮遊選鉱処理に供する溶液のpHを9~13に維持するように決定されることが好ましい。浮遊選鉱処理における気泡剤は、特に限定されるものではない。気泡剤の一例として、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。浮遊選鉱処理の条件は、選別精鉱のCu品位、浮遊選鉱処理における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、浮遊選鉱処理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処理を再度実施すればよい。浮遊選鉱処理の実施によって、摩鉱粒子は、浮遊する浮選精鉱と沈降する浮選尾鉱とに分離する。捕集剤にブチルザンセート等を用いることで、捕集剤によって銅藍が優先的に捕集され、浮選精鉱には銅藍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、浮遊選鉱処理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。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。浮選尾鉱に対して、再度、摩鉱、浮遊選鉱処理を実施することによって、Cu品位の高い精鉱粒子を回収することができる。以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。実施例1硫化変換工程において、黄銅鉱主体の銅精鉱Cu品位=34mass、Fe品位=24massと単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Cu:硫黄=1.0:1.2で混合し、窒素雰囲気中において350°Cで60分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。図3のXRDによる分析結果の通り、硫化変換工程後に銅藍と黄鉄鉱とが生成していることがわかる。図3の縦軸は強度Countsである。次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した変換精鉱Cu品位=29mass、Fe品位=21massに対して、ジェットミルにより摩鉱し、図4の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。図4の横軸は粒子径μmであり、縦軸は相対粒子量である。このときのジェットミル圧力は0.5MPaGで、得られた摩鉱精鉱の50粒子径は5.1μmであった。この摩鉱精鉱に対して浮遊選鉱処理を実施した。まず、捕集剤としてブチルザンセートBX、アミルザンセートAX、およびエチルザンセートEXを用いて、得られた浮選精鉱の重量割合、浮選精鉱のCu回収率、Cu品位、及びFe品位を調査した。浮遊選鉱処理は、カラム型浮選機を使用し、pH調整剤としてCaOH2を用いてpH10.0に調整した溶液に5gの摩鉱精鉱と、500ppmに相当する捕集剤とを添加し、浮選機内でコンディショニングを開始した。なお、捕集剤添加量は、浮遊選鉱処理に供する試料重量に対する、捕集剤添加量の重量である。例えば捕集剤500ppmの添加は、試料100グラムに対して0.05グラムの捕集剤を使用したことを意味する。また、コンディショニングとは添加した薬剤を試料表面に付着させる操作のことを指す。実施例1では、浮選機内で溶液を攪拌した。30分間のコンディショニング終了後、上記溶液に気泡剤としてMIBCを20μlマイクロリットル添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。表1は、各捕集剤ごとの浮遊選鉱処理の結果である。捕集剤にBX、AX、EXのいずれを用いた場合であっても、浮選精鉱のCu品位は変換選鉱のCu品位より高く、浮選精鉱のFe品位は変換精鉱のFe品位より低くなっている。これは、摩鉱精鉱の50粒子径を5μm~10μmとすることによって、浮遊選鉱処理において銅藍と黄鉄鉱とが効率よく分離したからであると考えられる。捕集剤にBX、AXを用いた場合では、浮選精鉱のCu品位とCu回収率との良好な向上が確認され、とりわけBXを用いた場合では、浮選精鉱のCu品位は34.2mass、Fe品位は16.2massと、変換精鉱から大きなCu濃縮およびFe除去がなされ、Cu回収率も40.2massと良好な結果となった。このことからBX、AX、EXの中でBXが適した捕集剤である。次に、摩鉱精鉱に対する浮遊選鉱処理において、pH調整剤としてCaOH2およびNaOHを用いて、得られた浮選精鉱の重量割合、浮選精鉱のCu回収率、Cu品位、及びFe品位を調査した。浮遊選鉱処理は、カラム型浮選機を使用し、pH調整剤を用いてpH10.0に調整した溶液に5gの摩鉱精鉱と、500ppmに相当するBXとを添加し、30分間のコンディショニングをした後、上記溶液に気泡剤としてMIBCを20μlマイクロリットル添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。表2は、各pH調整剤ごとの浮遊選鉱処理の結果である。pH調整剤にCaOH2およびNaOHのいずれを用いた場合であっても、浮選精鉱のCu品位は変換精鉱のCu品位より高く、浮選精鉱のFe品位は変換精鉱のFe品位よりも低くなっている。pH調整剤にCaOH2を用いた場合では、浮選精鉱のCu品位は34.2mass、Fe品位は16.2massであり、このときのCu回収率は40.2massであった。pH調整剤にNaOHを用いた場合の浮選精鉱に比べ、CaOH2を用いた場合の浮選精鉱は、Cu品位が高く、Fe品位が低く良好な結果である。このことからpH調整剤にはCaOH2が適している。次に、摩鉱精鉱に対する浮遊選鉱処理において、アジテア型浮選機を用いた場合に、得られた浮選精鉱と浮選尾鉱との重量割合、浮選精鉱のCu回収率、Cu品位、及びFe品位を調査した。浮遊選鉱処理は、pH調整剤としてCaOH2を用いてpH11.5に調整した溶液に50gの摩鉱精鉱と、500ppmに相当するBXとを添加し、30分間のコンディショニングをした後、上記溶液に気泡剤としてMIBCを20μlマイクロリットル添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。その後、BXを100ppmずつ添加して、その都度浮選精鉱を回収し、最終的にBXを900ppmまで添加した。表3は、アジテア型浮選機を用いた場合の浮遊選鉱処理の結果である。BX添加量500~700ppmにより回収した精鉱を浮選精鉱1とし、BX添加量800~900ppmにより回収した精鉱を浮選精鉱2とした。浮選精鉱1のCu品位は39.9massであり、このときのCu回収率は36.7massで、高銅品位精鉱を回収することができた。また、浮選尾鉱は変換精鉱に比べ、Cu品位が低く、Fe品位が高いことから、浮選尾鉱へのFe濃縮が確認できる。このことから、CuとFeとの分離がなされていることがわかる。実施例2硫化変換工程において、黄銅鉱主体の銅精鉱Cu品位=34mass、Fe品位=24massと単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Cu:硫黄=1.0:1.2で混合し、窒素雰囲気中において425°Cで60分間熱処理することで黄銅鉱を銅藍と黄鉄鉱とに変換した。図5のXRDによる分析結果の通り、硫化変換工程後に銅藍と黄鉄鉱とが生成していることがわかる。図5の縦軸は強度Countsである。次に、銅藍と黄鉄鉱とに変換した変換精鉱Cu品位=30mass、Fe品位=22massに対して、ジェットミルにより摩鉱し、図6の粒度分布を示す摩鉱精鉱を得た。図6の横軸は粒子径μmであり、縦軸は相対粒子量である。このときのジェットミル圧力は0.5MPaGで、得られた摩鉱精鉱の50粒子径は6.0μmであった。この摩鉱精鉱に対して浮遊選鉱処理を実施し、得られた浮選精鉱と浮選尾鉱との重量割合、浮選精鉱のCu回収率、Cu品位、及びFe品位を調査した。浮遊選鉱処理は、カラム型浮選機を使用し、pH調整剤としてCaOH2を用いてpH12.0に調整した溶液に5gの摩鉱精鉱と、500ppmに相当するBXとを添加し、30分間のコンディショニングをした後、上記溶液に気泡剤としてMIBCを20μlマイクロリットル添加し、浮選機において気泡を発生させることによって、浮遊選鉱処理を実施した。処理開始後、気泡に伴って上昇する粒子を回収し浮選精鉱とした。表4は、浮遊選鉱処理の結果である。浮選精鉱のCu品位は46.3massであり、このときのCu回収率は36.1massであった。硫化変換工程を350°Cの熱処理で行った実施例1に比べて、さらに高銅品位精鉱を回収することができた。これは、熱処理温度を400°C~450°Cの範囲に設定することによって、銅精鉱を十分に硫化できたからであると考えられる。また、浮選尾鉱は変換精鉱に比べ、Cu品位が低く、Fe品位が高いことから、浮選尾鉱へのFe濃縮が確認できる。このことからCuとFeとの分離が効率よくなされていることがわかる。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。