銅精鉱の処理方法
【課題】 Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去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（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱を硫化する硫化変換工程と、前記硫化変換工程によって得られる硫化変換粒子を、５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程によって得られる摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位の低い浮選尾鉱とに分離する分離工程とを含む。
【解決手段】 銅精鉱の処理方法は、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱を硫化する硫化変換工程と、前記硫化変換工程によって得られる硫化変換粒子を、５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程によって得られる摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位の低い浮選尾鉱とに分離する分離工程とを含む。
【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】
一般に、銅精鉱の製錬を経て、銅分は製品電気銅として、鉄分はスラグとして回収される。近年の銅精鉱の低品位化は、銅製錬プロセスにおける製造コストの上昇を招く。さらに国内の銅製錬業においては、銅製錬で生じるスラグの需給悪化に見舞われ、採算の合わない輸出に向けられており、事業収益を圧迫している。今後さらに銅精鉱の銅品位低下が進めば、銅精鉱に含まれる鉄分が増加し、スラグによる事業収益の悪化が考えられる。
【０００４】
これらの問題を解決する一手段として、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）とで構成される精鉱粒子に硫化変換する処理のことである。この硫化変換反応は、浸出が困難な黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）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の観点から現状普及していないプロセスである。
【０００５】
上記問題を解決する他の手段として、硫黄による硫化変換反応後の銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とを物理選別し、銅藍（ＣｕＳ）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（例えば、特許文献１参照）。特許文献１では、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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】
【０００６】
【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】
【０００７】
しかしながら、特許文献１では、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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。また、選別後に除去される鉄分を濃縮した尾鉱へのＣｕロスについても言及されていない。
【０００８】
銅製錬所から発生する鉄分を濃縮したスラグのＣｕ品位はおよそ０．６ｍａｓｓ％〜０．８ｍａｓｓ％であり、銅精鉱からスラグへのＣｕロスは１．５ｍａｓｓ％程度である。銅精鉱からのＣｕロスは銅製錬所の収益を悪化するため、上記物理選別後に乾式製錬を行う方法において、物理選別におけるＣｕロスを上記のスラグへのＣｕロス以下に低減できることが好ましい。つまり、上記物理選別後に回収される鉄分を濃縮した尾鉱のＣｕ品位およびＣｕ回収率がスラグ以下であることが好ましい。
【０００９】
本発明は上記の課題に鑑み、Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去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（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱を硫化する硫化変換工程と、前記硫化変換工程によって得られる硫化変換粒子を、５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程によって得られる摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位の低い浮選尾鉱とに分離する分離工程と、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ロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去することができる。
【００１１】
前記硫化変換工程は、３００℃〜４５０℃で行ってもよい。前記摩鉱工程において、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、捕収剤としてザンセート系捕収剤を用いてもよい。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、捕収剤添加量を１００〜２０００ｐｐｍの範囲としてもよい。
【００１２】
前記浮遊選鉱処理において、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、起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。前記分離工程において得られた前記Ｃｕ品位の高い浮遊精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施してもよい。
【発明の効果】
【００１３】
本発明によれば、Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去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。
【図面の簡単な説明】
【００１４】
【図１】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２】ＥＰＭＡで同定した銅藍（ＣｕＳ）および黄鉄鉱（ＦｅＳ２）のマッピングにより得られた硫化変換粒子である。
【図３】硫化変換工程前の銅精鉱のＸＲＤ解析結果である。
【図４】硫化変換工程後の変換粒子のＸＲＤ解析結果である。
【図５】摩鉱工程ボールミル５ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図６】摩鉱工程ボールミル１５ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図７】摩鉱工程ボールミル３０ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図８】摩鉱工程ボールミル６０ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図９】摩鉱工程ボールミル９０ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図１０】浮遊選鉱工程における浮選精鉱Ｃｕ品位とＣｕ回収率の結果である。
【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、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ロスを抑制しつつＦｅ濃縮尾鉱を除去することによって、銅精鉱に含まれる鉄量を低減し、スラグ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。
【００１７】
本実施形態に係る対象処理物は、一般に乾式銅製錬に供する銅精鉱であり、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱であり、銅精鉱にわずかでも黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）が存在すればよい。黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）の存在を確認するには、銅精鉱をサンプリングした後、ＸＲＤにより分析して確認してもよい。また、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱の品位の一例として、銅を２０ｍａｓｓ％から３４ｍａｓｓ％、鉄を２０ｍａｓｓ％から３５ｍａｓｓ％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。
【００１８】
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（ＣｕＦｅＳ２）の残存量を低下させることができるからである。
【００１９】
硫化変換工程における熱処理温度は、３００℃〜４５０℃であることが好ましい。例えば３００℃未満の２７５℃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化合物である黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）の残存量が多くなるため、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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℃を上回る温度で処理した場合、銅藍（ＣｕＳ）の状態が不安定となり、ハン銅鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ４）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℃〜４５０℃であることが好ましい。また、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）との分離の観点からすれば、当該熱処理温度は、４００℃〜４５０℃であることがより好ましい。
【００２０】
上記熱処理の結果、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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（ＦｅＳ２）が存在し、黄鉄鉱（ＦｅＳ２）を銅藍（ＣｕＳ）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（ＣｕＳ）および黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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（ＦｅＳ２）を濃灰色の銅藍（ＣｕＳ）が覆っている。
【００２１】
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。摩鉱工程の実施によって、硫化変化粒子を銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とに分離することができる。
【００２２】
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。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。捕収剤として銅藍（ＣｕＳ）を優先的に捕収するブチルザンセート（ＢＸ）を用い、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）２を用いることで、捕収剤によって銅藍（ＣｕＳ）が優先的に捕収され、浮選精鉱には銅藍（ＣｕＳ）が比較的多く含まれる。また、溶液のｐＨをアルカリ側にすることで黄鉄鉱（ＦｅＳ２）の浮遊を抑制し、浮選尾鉱には黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位の低い浮選尾鉱とを回収できる。
【００２３】
なお、浮遊選鉱処理におけるｐＨ調整剤および捕収剤はこれに限られる訳ではない。捕収剤には、例えば、イソプロピルザンセート（ＩＰＸ）やエチルザンセート（ＥＸ）などのザンセート系捕収剤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。ｐＨ調整剤は、例えば、ＮａＯＨを用いることもできる。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。また、浮遊選鉱処理における起泡剤は、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。
【００２４】
上記摩鉱と浮遊選鉱において硫化変換粒子中の銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）を選別する際には硫化変換粒子を摩鉱することによる両鉱物の単体分離が必要である。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とが単体に分離する粒径は、摩鉱粒子の５０％粒子径が１０μｍ以下であることがわかった。しかし、浮遊選鉱処理において一般的に１０μｍ以下の粒子は浮上性が悪化し、浮選精鉱のＣｕ回収率が低下する。また、これに伴い浮選尾鉱へのＣｕロスは増大する。このことから浮選尾鉱へのＣｕロスを低減するために、単体分離が不十分であるが、硫化変換粒子を５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱することにより、浮遊選鉱処理における粒子の浮上性の悪化を防止し、Ｃｕ品位の低いＦｅ濃縮浮選尾鉱を回収することでＣｕロスを低減できる。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、銅精鉱からのＣｕロスが低く、スラグ発生量の少ない銅製錬を行うことができる。
【００２５】
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、浮選精鉱の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、浮選精鉱を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。
【実施例】
【００２６】
以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。
【００２７】
硫化変換工程において、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱（Ｃｕ品位＝３３ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％、５０％粒子径＝５８μｍ）と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Ｃｕ：Ｓ＝１．０：１．２で混合し、窒素雰囲気中において４２５℃で６０分間熱処理することで黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とに変換した。なお、図３のＸＲＤによる分析結果により銅精鉱中に黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）が存在することを確認した。図４のＸＲＤによる分析結果の通り、硫化変換工程後によって得られた硫化変化粒子に銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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。
【００２８】
次に、硫化変換粒子（Ｃｕ品位＝３１ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）に対して、湿式ボールミルにより摩鉱時間を変化させて摩鉱し、浮遊選鉱処理を実施した。得られた浮選精鉱と浮選尾鉱の重量割合、Ｃｕ回収率、Ｃｕ品位、Ｆｅ回収率、およびＦｅ品位を調査した。このときのボールミルの摩鉱時間は５，１５，３０，６０，９０ｍｉｎであり、図５，６，７，８，９にそれぞれの摩鉱粒子の粒度分布を示す。５０％粒子径は、摩鉱時間５ｍｉｎから順に４２、１９、１６，８，６μｍである。５０％粒子径４２μｍを実施例１とし、５０％粒子径１９μｍを実施例２とし、５０％粒子径１６μｍを実施例３とする。また、５０％粒子径８μｍを比較例１とし、５０％粒子径６μｍを比較例２とし、摩鉱しなかった場合を比較例３とする。
【００２９】
上記浮遊選鉱処理は、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）２を用いてｐＨ１２．５に調整した溶液に１５０ｇの摩鉱精鉱と５００ｐｐｍに相当する捕収剤ブチルザンセートとを添加し、３０分間のコンディショニングをした後、上記溶液に起泡剤としてＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、アジテア型浮選機において気泡を発生させることによって実施した。処理開始後、気泡に付着し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１０００ｐｐｍまで添加した。表１は、ＢＸを１０００ｐｐｍまで添加した各摩鉱時間の浮選尾鉱の結果である。図１０は、ＢＸを５００ｐｐｍから１０００ｐｐｍまで添加した各ＢＸ添加量までの浮選精鉱のＣｕ品位とＣｕ回収率の結果である。
【表１】
【００３０】
図１０に示すように、どの摩鉱粒径でも、硫化変換粒子よりＣｕ品位の高い浮選精鉱が回収された。また、摩鉱粒径を小さくすることで浮選精鉱のＣｕ品位が向上する。これは摩鉱粒径が小さくなることで、単体分離している銅藍（ＣｕＳ）が増加するためである。しかしながら、表１に示すように、摩鉱粒子の５０％粒子径が１５μｍ未満の条件では浮選尾鉱のＣｕ品位が高く、銅製錬で発生するスラグより高くなった。また、摩鉱粒子の５０％粒子径が１５〜５０μｍの条件に比べ、浮選尾鉱のＣｕ回収率も高くなった。摩鉱粒子の５０％粒子径が１５μｍ未満である場合、浮選尾鉱へのＣｕロスが大きくなることがわかる。一方、摩鉱粒子の５０％粒子径が１５〜５０μｍの浮選尾鉱はＣｕ品位、Ｃｕ回収率ともに低く、Ｃｕ回収率は１％未満である。以上のことから、Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去することができることがわかる。
【００３１】
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。
【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】
一般に、銅精鉱の製錬を経て、銅分は製品電気銅として、鉄分はスラグとして回収される。近年の銅精鉱の低品位化は、銅製錬プロセスにおける製造コストの上昇を招く。さらに国内の銅製錬業においては、銅製錬で生じるスラグの需給悪化に見舞われ、採算の合わない輸出に向けられており、事業収益を圧迫している。今後さらに銅精鉱の銅品位低下が進めば、銅精鉱に含まれる鉄分が増加し、スラグによる事業収益の悪化が考えられる。
【０００４】
これらの問題を解決する一手段として、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）とで構成される精鉱粒子に硫化変換する処理のことである。この硫化変換反応は、浸出が困難な黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）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の観点から現状普及していないプロセスである。
【０００５】
上記問題を解決する他の手段として、硫黄による硫化変換反応後の銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とを物理選別し、銅藍（ＣｕＳ）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（例えば、特許文献１参照）。特許文献１では、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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】
【０００６】
【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】
【０００７】
しかしながら、特許文献１では、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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。また、選別後に除去される鉄分を濃縮した尾鉱へのＣｕロスについても言及されていない。
【０００８】
銅製錬所から発生する鉄分を濃縮したスラグのＣｕ品位はおよそ０．６ｍａｓｓ％〜０．８ｍａｓｓ％であり、銅精鉱からスラグへのＣｕロスは１．５ｍａｓｓ％程度である。銅精鉱からのＣｕロスは銅製錬所の収益を悪化するため、上記物理選別後に乾式製錬を行う方法において、物理選別におけるＣｕロスを上記のスラグへのＣｕロス以下に低減できることが好ましい。つまり、上記物理選別後に回収される鉄分を濃縮した尾鉱のＣｕ品位およびＣｕ回収率がスラグ以下であることが好ましい。
【０００９】
本発明は上記の課題に鑑み、Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去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（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱を硫化する硫化変換工程と、前記硫化変換工程によって得られる硫化変換粒子を、５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱する摩鉱工程と、前記摩鉱工程によって得られる摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位の低い浮選尾鉱とに分離する分離工程と、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ロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去することができる。
【００１１】
前記硫化変換工程は、３００℃〜４５０℃で行ってもよい。前記摩鉱工程において、湿式粉砕装置または乾式粉砕装置を用いてもよい。前記浮遊選鉱処理において、捕収剤としてザンセート系捕収剤を用いてもよい。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、捕収剤添加量を１００〜２０００ｐｐｍの範囲としてもよい。
【００１２】
前記浮遊選鉱処理において、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、起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。前記分離工程において得られた前記Ｃｕ品位の高い浮遊精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施してもよい。
【発明の効果】
【００１３】
本発明によれば、Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去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。
【図面の簡単な説明】
【００１４】
【図１】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２】ＥＰＭＡで同定した銅藍（ＣｕＳ）および黄鉄鉱（ＦｅＳ２）のマッピングにより得られた硫化変換粒子である。
【図３】硫化変換工程前の銅精鉱のＸＲＤ解析結果である。
【図４】硫化変換工程後の変換粒子のＸＲＤ解析結果である。
【図５】摩鉱工程ボールミル５ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図６】摩鉱工程ボールミル１５ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図７】摩鉱工程ボールミル３０ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図８】摩鉱工程ボールミル６０ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図９】摩鉱工程ボールミル９０ｍｉｎ後の摩鉱粒子の粒度分布測定結果である。
【図１０】浮遊選鉱工程における浮選精鉱Ｃｕ品位とＣｕ回収率の結果である。
【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、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ロスを抑制しつつＦｅ濃縮尾鉱を除去することによって、銅精鉱に含まれる鉄量を低減し、スラグ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。
【００１７】
本実施形態に係る対象処理物は、一般に乾式銅製錬に供する銅精鉱であり、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱であり、銅精鉱にわずかでも黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）が存在すればよい。黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）の存在を確認するには、銅精鉱をサンプリングした後、ＸＲＤにより分析して確認してもよい。また、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱の品位の一例として、銅を２０ｍａｓｓ％から３４ｍａｓｓ％、鉄を２０ｍａｓｓ％から３５ｍａｓｓ％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。
【００１８】
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（ＣｕＦｅＳ２）の残存量を低下させることができるからである。
【００１９】
硫化変換工程における熱処理温度は、３００℃〜４５０℃であることが好ましい。例えば３００℃未満の２７５℃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化合物である黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）の残存量が多くなるため、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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℃を上回る温度で処理した場合、銅藍（ＣｕＳ）の状態が不安定となり、ハン銅鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ４）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℃〜４５０℃であることが好ましい。また、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）との分離の観点からすれば、当該熱処理温度は、４００℃〜４５０℃であることがより好ましい。
【００２０】
上記熱処理の結果、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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（ＦｅＳ２）が存在し、黄鉄鉱（ＦｅＳ２）を銅藍（ＣｕＳ）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（ＣｕＳ）および黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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（ＦｅＳ２）を濃灰色の銅藍（ＣｕＳ）が覆っている。
【００２１】
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。摩鉱工程の実施によって、硫化変化粒子を銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とに分離することができる。
【００２２】
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。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。捕収剤として銅藍（ＣｕＳ）を優先的に捕収するブチルザンセート（ＢＸ）を用い、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）２を用いることで、捕収剤によって銅藍（ＣｕＳ）が優先的に捕収され、浮選精鉱には銅藍（ＣｕＳ）が比較的多く含まれる。また、溶液のｐＨをアルカリ側にすることで黄鉄鉱（ＦｅＳ２）の浮遊を抑制し、浮選尾鉱には黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位の低い浮選尾鉱とを回収できる。
【００２３】
なお、浮遊選鉱処理におけるｐＨ調整剤および捕収剤はこれに限られる訳ではない。捕収剤には、例えば、イソプロピルザンセート（ＩＰＸ）やエチルザンセート（ＥＸ）などのザンセート系捕収剤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。ｐＨ調整剤は、例えば、ＮａＯＨを用いることもできる。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。また、浮遊選鉱処理における起泡剤は、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。
【００２４】
上記摩鉱と浮遊選鉱において硫化変換粒子中の銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）を選別する際には硫化変換粒子を摩鉱することによる両鉱物の単体分離が必要である。本発明者らが鋭意試験・調査した結果、銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とが単体に分離する粒径は、摩鉱粒子の５０％粒子径が１０μｍ以下であることがわかった。しかし、浮遊選鉱処理において一般的に１０μｍ以下の粒子は浮上性が悪化し、浮選精鉱のＣｕ回収率が低下する。また、これに伴い浮選尾鉱へのＣｕロスは増大する。このことから浮選尾鉱へのＣｕロスを低減するために、単体分離が不十分であるが、硫化変換粒子を５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱することにより、浮遊選鉱処理における粒子の浮上性の悪化を防止し、Ｃｕ品位の低いＦｅ濃縮浮選尾鉱を回収することでＣｕロスを低減できる。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、銅精鉱からのＣｕロスが低く、スラグ発生量の少ない銅製錬を行うことができる。
【００２５】
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、浮選精鉱の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、浮選精鉱を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。
【実施例】
【００２６】
以下、上記実施形態に基づく実施例について説明する。
【００２７】
硫化変換工程において、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱（Ｃｕ品位＝３３ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２４ｍａｓｓ％、５０％粒子径＝５８μｍ）と単体硫黄とをモル比で銅精鉱中Ｃｕ：Ｓ＝１．０：１．２で混合し、窒素雰囲気中において４２５℃で６０分間熱処理することで黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）とに変換した。なお、図３のＸＲＤによる分析結果により銅精鉱中に黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）が存在することを確認した。図４のＸＲＤによる分析結果の通り、硫化変換工程後によって得られた硫化変化粒子に銅藍（ＣｕＳ）と黄鉄鉱（ＦｅＳ２）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。
【００２８】
次に、硫化変換粒子（Ｃｕ品位＝３１ｍａｓｓ％、Ｆｅ品位＝２１ｍａｓｓ％）に対して、湿式ボールミルにより摩鉱時間を変化させて摩鉱し、浮遊選鉱処理を実施した。得られた浮選精鉱と浮選尾鉱の重量割合、Ｃｕ回収率、Ｃｕ品位、Ｆｅ回収率、およびＦｅ品位を調査した。このときのボールミルの摩鉱時間は５，１５，３０，６０，９０ｍｉｎであり、図５，６，７，８，９にそれぞれの摩鉱粒子の粒度分布を示す。５０％粒子径は、摩鉱時間５ｍｉｎから順に４２、１９、１６，８，６μｍである。５０％粒子径４２μｍを実施例１とし、５０％粒子径１９μｍを実施例２とし、５０％粒子径１６μｍを実施例３とする。また、５０％粒子径８μｍを比較例１とし、５０％粒子径６μｍを比較例２とし、摩鉱しなかった場合を比較例３とする。
【００２９】
上記浮遊選鉱処理は、ｐＨ調整剤としてＣａ（ＯＨ）２を用いてｐＨ１２．５に調整した溶液に１５０ｇの摩鉱精鉱と５００ｐｐｍに相当する捕収剤ブチルザンセートとを添加し、３０分間のコンディショニングをした後、上記溶液に起泡剤としてＭＩＢＣを２０μｌ（マイクロリットル）添加し、アジテア型浮選機において気泡を発生させることによって実施した。処理開始後、気泡に付着し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１０００ｐｐｍまで添加した。表１は、ＢＸを１０００ｐｐｍまで添加した各摩鉱時間の浮選尾鉱の結果である。図１０は、ＢＸを５００ｐｐｍから１０００ｐｐｍまで添加した各ＢＸ添加量までの浮選精鉱のＣｕ品位とＣｕ回収率の結果である。
【表１】
【００３０】
図１０に示すように、どの摩鉱粒径でも、硫化変換粒子よりＣｕ品位の高い浮選精鉱が回収された。また、摩鉱粒径を小さくすることで浮選精鉱のＣｕ品位が向上する。これは摩鉱粒径が小さくなることで、単体分離している銅藍（ＣｕＳ）が増加するためである。しかしながら、表１に示すように、摩鉱粒子の５０％粒子径が１５μｍ未満の条件では浮選尾鉱のＣｕ品位が高く、銅製錬で発生するスラグより高くなった。また、摩鉱粒子の５０％粒子径が１５〜５０μｍの条件に比べ、浮選尾鉱のＣｕ回収率も高くなった。摩鉱粒子の５０％粒子径が１５μｍ未満である場合、浮選尾鉱へのＣｕロスが大きくなることがわかる。一方、摩鉱粒子の５０％粒子径が１５〜５０μｍの浮選尾鉱はＣｕ品位、Ｃｕ回収率ともに低く、Ｃｕ回収率は１％未満である。以上のことから、Ｃｕロスを抑制しつつ銅精鉱からＦｅ濃縮尾鉱を効率良くかつ経済的に除去することができることがわかる。
【００３１】
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。
【特許請求の範囲】
【請求項１】
黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱を硫化する硫化変換工程と、
前記硫化変換工程によって得られる硫化変換粒子を、５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱する摩鉱工程と、
前記摩鉱工程によって得られる摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位が低い浮選尾鉱とに分離する分離工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。
【請求項２】
前記硫化変換工程は、３００℃〜４５０℃で行うことを特徴とする請求項１に記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項３】
前記摩鉱工程において、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】
前記浮遊選鉱処理において、捕収剤としてザンセート系捕収剤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。
【請求項５】
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、捕収剤添加量を１００〜２０００ｐｐｍの範囲と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。
【請求項６】
前記浮遊選鉱処理において、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１〜５のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項７】
前記浮遊選鉱処理において、起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１〜６のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項８】
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１〜７のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項９】
前記分離工程において得られた前記Ｃｕ品位の高い浮遊精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施すことを特徴とする請求項１〜８のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項１】
黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）を含む銅精鉱を硫化する硫化変換工程と、
前記硫化変換工程によって得られる硫化変換粒子を、５０％粒子径が１５μｍ〜５０μｍになるように摩鉱する摩鉱工程と、
前記摩鉱工程によって得られる摩鉱粒子に対して浮遊選鉱処理することによって、Ｃｕ品位の高い浮選精鉱とＣｕ品位が低い浮選尾鉱とに分離する分離工程と、を含むことを特徴とする銅精鉱の処理方法。
【請求項２】
前記硫化変換工程は、３００℃〜４５０℃で行うことを特徴とする請求項１に記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項３】
前記摩鉱工程において、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】
前記浮遊選鉱処理において、捕収剤としてザンセート系捕収剤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。
【請求項５】
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、捕収剤添加量を１００〜２０００ｐｐｍの範囲と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。
【請求項６】
前記浮遊選鉱処理において、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１〜５のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項７】
前記浮遊選鉱処理において、起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１〜６のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項８】
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１〜７のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【請求項９】
前記分離工程において得られた前記Ｃｕ品位の高い浮遊精鉱に対して、再度浮遊選鉱処理を施すことを特徴とする請求項１〜８のいずれかに記載の銅精鉱の処理方法。
【図１】
【図２】
【図３】
【図４】
【図５】
【図６】
【図７】
【図８】
【図９】
【図１０】
【図２】
【図３】
【図４】
【図５】
【図６】
【図７】
【図８】
【図９】
【図１０】
【公開番号】特開２０１３−８７３５８（Ｐ２０１３−８７３５８Ａ）
【公開日】平成２５年５月１３日（２０１３．５．１３）
【国際特許分類】
【出願番号】特願２０１１−２３２１７２（Ｐ２０１１−２３２１７２）
【出願日】平成２３年１０月２１日（２０１１．１０．２１）
【出願人】（５０２３６２７５８）ＪＸ日鉱日石金属株式会社 (482)
【Ｆターム（参考）】
【公開日】平成２５年５月１３日（２０１３．５．１３）
【国際特許分類】
【出願日】平成２３年１０月２１日（２０１１．１０．２１）
【出願人】（５０２３６２７５８）ＪＸ日鉱日石金属株式会社 (482)
【Ｆターム（参考）】
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