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WO2018127979A1 - 砒素含有銅鉱物の処理方法 - Google Patents

砒素含有銅鉱物の処理方法 Download PDF

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WO2018127979A1
WO2018127979A1 PCT/JP2017/000324 JP2017000324W WO2018127979A1 WO 2018127979 A1 WO2018127979 A1 WO 2018127979A1 JP 2017000324 W JP2017000324 W JP 2017000324W WO 2018127979 A1 WO2018127979 A1 WO 2018127979A1
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arsenic
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良介 辰巳
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JX Nippon Mining and Metals Corp
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    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
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    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method for treating arsenic-containing copper minerals (arsenous pyrite, arsenic tetrahedral copper or the like).
  • An oxidation roasting method and a non-oxidation roasting method are known in which copper concentrate is roasted in an oxidizing atmosphere or a non-oxidizing atmosphere to volatilize and remove arsenic. The obtained roasted ore is used as a raw material for dry smelting to recover copper. Further, a sulfuric acid roasting method (treatment method for converting to sulfate) in which concentrate and sulfuric acid are kneaded and roasted in a furnace has been reported (Non-Patent Documents 1 to 3). Arsenic in the copper mineral is dissolved in the leachate and recovered, or volatilized and removed by high-temperature roasting.
  • Non-Patent Document 4 Arsenic in the copper mineral forms scorodite with Fe that coexists during leaching, and is precipitated and removed in the residue.
  • an object of the present invention is to provide a method for treating an arsenic-containing copper mineral that efficiently leaches copper from an arsenic-containing copper mineral and easily recovers arsenic.
  • the present invention completed on the basis of the above knowledge is, in one aspect, a method for treating an arsenic-containing copper mineral including a step of leaching copper from an arsenic-containing copper mineral with sulfuric acid at 100 to 290 ° C.
  • the step of leaching the copper is performed under atmospheric pressure.
  • copper is leached with sulfuric acid at 150 to 200 ° C. in the step of leaching copper.
  • the copper leaching rate in the step of leaching copper is 50% or more.
  • the copper leaching time is 1 to 5 hours in the step of leaching copper.
  • the pulp concentration of the sulfuric acid solution in the step of leaching the copper is 40% or less.
  • the leachate obtained in the step of leaching copper is diluted, neutralized, and then heated while oxidizing to synthesize scorodite.
  • the method further includes the step of:
  • the method for treating an arsenic-containing copper mineral of the present invention further includes a step of recovering copper by solvent extraction from the liquid remaining after removing the scorodite obtained in the step of synthesizing the scorodite.
  • an impurity removal treatment is performed on the post-extraction solution after solvent extraction of copper in the step of recovering copper by the solvent extraction.
  • the method further includes the step of using the obtained liquid as a diluent when diluting the leachate obtained in the step of leaching copper.
  • FIG. 1 is a flowchart showing an embodiment of a method for treating an arsenic-containing copper mineral of the present invention.
  • Arsenic-containing copper minerals to be treated in the present invention are arsenous copper ore (Cu 3 AsS 4 ), arsenic tetrahedral copper (Cu 12 As 4 S 13 ), chalcopyrite (CuFeS 2 ), arsenite (FeAsS) and sulfide. It is a copper mineral containing an arsenic component, such as a mineral mixed with arsenic.
  • copper is leached from sulfuric acid at 100 to 290 ° C. from the arsenic-containing copper mineral.
  • a reaction represented by the following formula occurs, and for example, arsenite can be oxidized and decomposed into copper sulfate and arsenous acid by the oxidizing power of sulfuric acid.
  • the leaching temperature is preferably 150 ° C. or higher, and more preferably 180 ° C. or higher.
  • an arsenic-containing copper mineral of the present invention it becomes possible to treat at a lower temperature than the conventional dry method, and arsenic can be easily recovered by being dissolved in a leachate without volatilizing. it can.
  • pressure and air blowing are indispensable as described above, and thus a pressure-resistant and acid-resistant device such as an autoclave is necessary. Blowing (or blowing of oxygen-containing gas) is unnecessary, and the arsenic-containing copper mineral can be satisfactorily treated even under atmospheric pressure. Therefore, according to the present invention, copper and arsenic can be efficiently separated and recovered from a copper mineral containing arsenic.
  • the sulfuric acid used in the present invention is preferably concentrated sulfuric acid having a concentration of 95% or more, more preferably concentrated sulfuric acid having a concentration of 98% or more. That is, the sulfuric acid used in the present invention is preferably hot concentrated sulfuric acid at a temperature of 100 to 290 ° C. and a concentration of 95% or more.
  • the reaction represented by the above formula proceeds better, and arsenous copper ore can be oxidized and decomposed into copper sulfate and arsenous acid better.
  • copper is leached from the arsenic-containing copper mineral.
  • copper can be leached at a leaching rate of 50% or more.
  • copper can be further leached at a leaching rate of 60% or more, 70% or more, 80% or more, or 90% or more.
  • the copper leaching time may be 1 to 10 hours, may be 1 to 6 hours, or may be 1 to 5 hours.
  • the pulp concentration of the sulfuric acid solution in the step of leaching copper is preferably 40% or less.
  • the pulp concentration of the sulfuric acid solution is 40% or less, the copper leaching rate is further improved.
  • sulfuric acid may be consumed by reaction, and there exists a possibility that a sulfuric acid may be depleted and it may become a form of a roasting process instead of a leaching.
  • Pulp concentration concentrate mass (g) ⁇ (concentrate mass + concentrated sulfuric acid mass (g)) x 100 (%)
  • concentration of concentrated sulfuric acid mass is calculated by the amount of concentrated sulfuric acid solution (mL) ⁇ the concentration of concentrated sulfuric acid (g / cm 3 ).
  • the gas generated during the leaching process is converted to SO 2 through an exhaust gas process, and may be used again as a sulfuric acid raw material for leaching copper from the sulfuric acid plant.
  • the residue includes, for example, gangue and gypsum.
  • Test Example 1 250 g of copper concentrate containing copper mineral containing arsenic was dissolved in 500 ml of sulfuric acid (concentration 98%), and leaching treatment was performed for 3 hours.
  • the chemical analysis value of the copper concentrate was 21% for Cu grade and 7% for As.
  • MLA mineral analysis system
  • 85 mass% or more 85 mass% or more was in the form of arsenite.
  • the pulp concentration of the sulfuric acid solution was 20%.
  • leaching temperatures 120 ° C., 150 ° C., and 180 ° C. Further, the leaching process was performed under atmospheric pressure without blowing oxygen-containing gas. Copper and arsenic were collected from the obtained copper leaching solution, and their leaching rate was measured. The test results are shown in Table 1 and FIG.
  • Test Example 2 When 25 g of copper concentrate containing arsenic similar to Test Example 1 was oxidized and roasted in air at 200 ° C., the leaching rate of copper into water was 4 to 6%. Moreover, when oxidative roasting was performed in air at 400 ° C., the leaching rate of copper into water was 22%. Further, when 25 g of copper concentrate containing arsenic similar to Test Example 1 was non-oxidized and roasted, the volatilization reaction of arsenic did not proceed unless it was 550 ° C. or higher. As can be seen from Test Examples 1 and 2, according to the present invention, copper leaching treatment can be performed at a lower temperature than in the dry method.
  • Test Example 4 The copper leaching solution obtained in Test Example 1 was controlled to pH 1.5 with Ca (OH) 2 and subjected to solvent extraction with Covolis Japan Co., Ltd. 20 vol% -LIX984N, confirming that copper was extracted. did.

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Abstract

砒素を含有する銅鉱物から、効率良く銅を浸出させ、且つ、容易に砒素を回収する砒素含有銅鉱物の処理方法を提供する。砒素含有銅鉱物から、１００～２９０℃の硫酸によって銅を浸出させる工程を含む砒素含有銅鉱物の処理方法。

Description

砒素含有銅鉱物の処理方法
　本発明は、砒素を含有する銅鉱物（硫砒銅鉱、砒四面銅鉱等）の処理方法に関する。
　砒素を含有する銅鉱物（硫砒銅鉱、砒四面銅鉱等）から、銅と砒素とを分離する方法として、従来、以下に示すような乾式法及び湿式法に係る処理方法が報告されている。
　－乾式法の例－
　酸化雰囲気または非酸化雰囲気で銅精鉱を焙焼し、砒素を揮発除去する酸化焙焼法、非酸化焙焼法が知られている。得られた焙焼鉱は、乾式製錬原料にして、銅を回収する。
　また、精鉱と硫酸を混錬して、炉で焙焼する硫酸焙焼法（硫酸塩に変換する処理方法）も報告されている（非特許文献１～３）。銅鉱物中の砒素は、浸出液に溶解させて回収、または、高温焙焼によって揮発除去している。
　－湿式法の例－
　硫化浴浸出等のアルカリ浸出法が知られている。
　また、酸浸出では、オートクレーブによる加圧・空気吹き込みにより酸化浸出するＣＥＳＬプロセスが知られている（非特許文献４）。銅鉱物中の砒素は、浸出中に共存するＦｅとスコロダイトを形成し、残渣に沈殿させて除去している。
Patrick R. Taylor and T.A.R. Putra, TREATING HIGH ARSENIC COPPER CONCENTRATES THROUGH PYROMETALLURGICAL PROCESSING, COM2014, paper No.8582 M.S. Safarzadehら, MINERALS & METALLURGICAL PROCESSING　Vol. 29 No. 2 ・ May 2012 M.S. Safarzadehら, Hydrometallurgy 119－120 (2012) 30－39 Robert Bruce, Keith Mayhew and Robert Mean, UNLOCKING VALUE IN COPPER ARSENIC SULPHIDE RESOURCES WITH THE COPPER－ARSENIC CESL TECHNOLOGY
　しかしながら、上記従来の乾式法によれば、銅と砒素とを分離するには６５０℃以上の温度で焙焼する必要がある。また、酸化焙焼法では有毒な亜砒酸の形態で揮発し、非酸化焙焼では硫化砒素の形態で揮発するため、これら砒素の回収方法に問題が生じている。
　また、上記従来の湿式法によれば、加圧・空気吹き込みにより酸化浸出することで銅の高浸出率が実現されるが、加圧・空気吹き込みが必須であるため、オートクレーブのような耐圧、耐酸性の装置が必要となり、コスト等、処理効率の面で問題がある。
　本発明は、上記問題に鑑み、砒素を含有する銅鉱物から、効率良く銅を浸出させ、且つ、容易に砒素を回収する砒素含有銅鉱物の処理方法を提供することを課題とする。
　本発明者が鋭意検討を進めた結果、所定の温度の硫酸によって砒素含有銅鉱物から銅を浸出させることにより、砒素を含有する銅鉱物から、効率良く銅を浸出させ、且つ、容易に砒素を回収することができることを見出した。
　以上の知見を基礎として完成された本発明は一側面において、砒素含有銅鉱物から、１００～２９０℃の硫酸によって銅を浸出させる工程を含む砒素含有銅鉱物の処理方法である。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は一実施形態において、前記銅を浸出させる工程を大気圧下で行う。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は別の一実施形態において、前記銅を浸出させる工程において、１５０～２００℃の硫酸によって銅を浸出させる。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記銅を浸出させる工程における銅の浸出率が５０％以上である。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記銅を浸出させる工程において、銅の浸出時間が１～５時間である。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記銅を浸出させる工程において、酸素含有ガスの吹き込みを行わずに銅を浸出させる。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記銅を浸出させる工程における硫酸溶液のパルプ濃度が４０％以下である。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記銅を浸出させる工程で得られた浸出液を希釈し、中和した後、酸化しながら加温することによりスコロダイトを合成する工程をさらに含む。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記スコロダイトを合成する工程で得られたスコロダイトを除去した後に残った液から溶媒抽出により銅を回収する工程をさらに含む。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法は更に別の一実施形態において、前記溶媒抽出により銅を回収する工程で銅を溶媒抽出した後の抽出後液に、不純物除去処理を行った後、得られた液を、前記銅を浸出させる工程で得られた浸出液を希釈する際の希釈液として用いる工程をさらに含む。
　本発明によれば、砒素を含有する銅鉱物から、効率良く銅を浸出させ、且つ、容易に砒素を回収する砒素含有銅鉱物の処理方法を提供することができる。
本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法の一実施形態を示すフローチャートである 実施例に係る銅及び砒素の浸出温度－浸出率のグラフである。 実施例に係る銅及び砒素の浸出時間－浸出率のグラフである。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法について、図を用いて詳細に説明する。図１は、本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法の一実施形態を示すフローチャートである。
　本発明において処理対象とする砒素含有銅鉱物は、硫砒銅鉱（Ｃｕ3ＡｓＳ4）、砒四面銅鉱（Ｃｕ12Ａｓ4Ｓ13）、さらに、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ2）に硫砒鉄鉱（ＦｅＡｓＳ）や硫化砒素が混在した鉱物等の、砒素成分を含有する銅鉱物である。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法の一実施形態においては、砒素含有銅鉱物から、１００～２９０℃の硫酸によって銅を浸出させる。このとき、下記式で示す反応が生じ、硫酸の酸化力によって例えば硫砒銅鉱を硫酸銅と亜砒酸とに酸化・分解することができる。
　　２Ｃｕ3ＡｓＳ4＋９Ｈ2ＳＯ4→６ＣｕＳＯ4＋Ａｓ2Ｏ3＋９Ｈ2Ｏ＋１１Ｓ
　硫酸の温度が１００℃未満であると、上記反応が生じ難くなる。また、硫酸の温度が２９０℃を超えると硫酸の分解温度となるため銅の浸出を行うことが困難となる。また、硫酸の蒸気圧を考慮する継続的に浸出液を維持しながら行うためには２００℃以下が好ましい。一方、砒素含有銅鉱物から効率的に銅を浸出させる観点から浸出温度は１５０℃以上が好ましく、１８０℃以上がより好ましい。
　このように、本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法によれば、従来の乾式法に比べて低温での処理が可能となり、砒素を揮発させることなく浸出液に溶解させて容易に回収することができる。また、従来の湿式法では、上述のように加圧・空気吹き込みが必須であるため、オートクレーブのような耐圧、耐酸性の装置が必要であったが、本発明によれば、加圧・空気吹き込み（または、酸素含有ガスの吹き込み）は不要であり、大気圧下でも良好に砒素含有銅鉱物の処理が可能となる。そのため、本願発明によれば、砒素を含有する銅鉱物から、効率良く銅と砒素とを分離して回収することができる。
　本発明において用いる硫酸は、濃度が９５％以上の濃硫酸であることが好ましく、濃度が９８％以上の濃硫酸であることがより好ましい。すなわち、本発明において用いる硫酸は、温度：１００～２９０℃で、濃度：９５％以上の熱濃硫酸であることが好ましい。このような熱濃硫酸を用いることで、より良好に上記式で示される反応が進み、硫砒銅鉱を、より良好に硫酸銅と亜砒酸とに酸化・分解することができる。
　このようにして砒素含有銅鉱物から銅が浸出されるが、このとき、本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法によれば、銅を５０％以上の浸出率で浸出することができる。また、本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法によれば、さらに、銅を６０％以上、７０％以上、８０％以上、または、９０％以上の浸出率で浸出することができる。
　銅を浸出させる工程において、銅の浸出時間は１～１０時間とすることができ、１～６時間としてもよく、さらに１～５時間としてもよい。
　銅を浸出させる工程における硫酸溶液のパルプ濃度が４０％以下であるのが好ましい。硫酸溶液のパルプ濃度が４０％以下であると、より銅の浸出率が向上する。また、硫酸溶液のパルプ濃度が４０％を超えると、反応で硫酸が消費されることもあり、硫酸が枯渇して浸出ではなく焙焼処理の形態となってしまうおそれがある。「パルプ濃度」は、以下の式で算出される：
　パルプ濃度＝精鉱質量（ｇ）÷（精鉱質量＋濃硫酸質量（ｇ））×１００（％）
　なお、上記「濃硫酸質量」は、濃硫酸液量（ｍＬ）×濃硫酸比重（ｇ／ｃｍ3）で算出される。
　浸出処理中に発生したガスは、図１に示すように、排ガス処理を経てＳＯ2とされ、硫酸プラントから、再度銅の浸出のための硫酸原料として用いてもよい。
　本発明の砒素含有銅鉱物の処理方法の一実施形態においては、銅を浸出させる工程で得られた浸出液を水等で希釈し、Ｃａ（ＯＨ）2またはＮａＯＨを用いたｐＨ調整（例えばｐＨ＝１．５）によって中和した後、酸化しながら加温することにより、砒素を含有するスコロダイトを合成する。これにより、浸出液からの脱Ｆｅ、Ａｓ処理を行うことができる。
　次に、スコロダイトを合成する工程で得られたスコロダイトを固液分離により除去した後に残った液（浸出液）に溶媒抽出を行うことで銅を回収することができる。このとき、例えば電解採取を行うことで銅（電気銅）を回収することができる。一方、残渣には、スコロダイトの他、例えば、脈石や石膏等が含まれている。
　次に、溶媒抽出により銅を回収する工程で銅を溶媒抽出した後の抽出後液（希硫酸）に、不純物除去処理（排水処理等）を行った後、得られた液を、銅を浸出させる工程で得られた浸出液を希釈する際の希釈液として用いてもよい。これにより、砒素含有銅鉱物の処理コストが良好となる。
　以下に、本発明について、実施例を用いて詳細に説明するが、本発明はこれら実施例に限定されることはない。
　（試験例１）
　砒素を含有する銅鉱物を含む銅精鉱２５０ｇを５００ｍｌの硫酸（濃度９８％）に溶解させて３時間の浸出処理を行った。銅精鉱の化学分析値は、Ｃｕ品位が２１％、Ａｓが７％であった。また、銅精鉱中の銅の形態を鉱物解析システム（ＭＬＡ：ＦＥＩ社製ＭＬＡ６５０Ｆ）で解析したところ、８５ｍａｓｓ％以上が硫砒銅鉱の形態であった。当該硫酸溶液のパルプ濃度は２０％であった。浸出温度は１２０℃、１５０℃、１８０℃の３種類とした。また、当該浸出処理は、大気圧下で、酸素含有ガスの吹き込みを行わずに行った。得られた銅の浸出液から銅、砒素を回収し、それらの浸出率を測定した。試験結果を表１及び図２に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　（試験例２）
　試験例１と同様の砒素を含有する銅精鉱２５ｇを、２００℃にて、空気中で酸化焙焼したところ、銅の水への浸出率は４～６％であった。また、４００℃にて、空気中で酸化焙焼したところ、銅の水への浸出率は２２％であった。また、試験例１と同様の砒素を含有する銅精鉱２５ｇを非酸化焙焼したところ、５５０℃以上でなければ砒素の揮発反応が進行しなかった。
　試験例１及び２からわかるように、本発明によれば、乾式法に比べて低温での銅の浸出処理が可能となる。
　（試験例３）
　砒素を含有する銅鉱物を含む銅精鉱２５０ｇを５００ｍｌの硫酸（濃度９８％）に溶解させて１時間、３時間の浸出処理を行った。銅精鉱の化学分析値は、Ｃｕ品位が２０％、Ａｓが７．２％であった。また、銅精鉱中の銅の形態を鉱物解析システム（ＭＬＡ：ＦＥＩ社製ＭＬＡ６５０Ｆ）で解析したところ、８５ｍａｓｓ％以上が硫砒銅鉱の形態であった。当該硫酸溶液のパルプ濃度は２０％であった。浸出温度は１８０℃とした。また、当該浸出処理は、大気圧下で、酸素含有ガスの吹き込みを行わずに行った。得られた銅の浸出液から銅、砒素を回収し、それらの浸出率を測定した。試験結果を表２及び図３に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　表２及び図３に示すように、銅と砒素との挙動が同様である。浸出前の銅精鉱中の銅及び砒素は、ほぼ硫砒銅鉱の形態で存在しており、銅と砒素の浸出挙動に差が無いことから、砒素が浸出中にガス化せず、浸出液に溶解して回収されることがわかる。
　（試験例４）
　試験例１で得られた銅の浸出液をＣａ（ＯＨ）2によってｐＨ１．５に制御し、コグニスジャパン株式会社製の２０ｖｏｌ％－ＬＩＸ９８４Ｎによる溶媒抽出を行ったところ、銅が抽出されたことを確認した。

Claims (10)

  1. 　砒素含有銅鉱物から、１００～２９０℃の硫酸によって銅を浸出させる工程を含む砒素含有銅鉱物の処理方法。
  2. 　前記銅を浸出させる工程を大気圧下で行う請求項１に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  3. 　前記銅を浸出させる工程において、１５０～２００℃の硫酸によって銅を浸出させる請求項１または２に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  4. 　前記銅を浸出させる工程における銅の浸出率が５０％以上である請求項１～３のいずれか一項に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  5. 　前記銅を浸出させる工程において、銅の浸出時間が１～５時間である請求項１～４のいずれか一項に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  6. 　前記銅を浸出させる工程において、酸素含有ガスの吹き込みを行わずに銅を浸出させる請求項１～５のいずれか一項に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  7. 　前記銅を浸出させる工程における硫酸溶液のパルプ濃度が４０％以下である請求項１～６のいずれか一項に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  8. 　前記銅を浸出させる工程で得られた浸出液を希釈し、中和した後、酸化しながら加温することによりスコロダイトを合成する工程をさらに含む請求項１～７のいずれか一項に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  9. 　前記スコロダイトを合成する工程で得られたスコロダイトを除去した後に残った液から溶媒抽出により銅を回収する工程をさらに含む請求項８に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
  10. 　前記溶媒抽出により銅を回収する工程で銅を溶媒抽出した後の抽出後液に、不純物除去処理を行った後、得られた液を、前記銅を浸出させる工程で得られた浸出液を希釈する際の希釈液として用いる工程をさらに含む請求項９に記載の砒素含有銅鉱物の処理方法。
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS4720011Y1 (ja) * 1967-02-01 1972-07-06
JPS52101630A (en) * 1976-02-23 1977-08-25 Sumitomo Metal Mining Co Treating method of sulphide deposits on copper refining process
JP2008031504A (ja) * 2006-07-27 2008-02-14 Nikko Kinzoku Kk 黄銅鉱を含有する硫化銅鉱の浸出方法
JP2011144437A (ja) * 2010-01-18 2011-07-28 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 含銅鉄硫化物からの銅の分離回収方法
JP2011195878A (ja) * 2010-03-18 2011-10-06 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 銅硫化物からの銅の回収方法
JP2015017010A (ja) * 2013-07-10 2015-01-29 住友金属鉱山株式会社 スコロダイトの製造方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS4720011Y1 (ja) * 1967-02-01 1972-07-06
JPS52101630A (en) * 1976-02-23 1977-08-25 Sumitomo Metal Mining Co Treating method of sulphide deposits on copper refining process
JP2008031504A (ja) * 2006-07-27 2008-02-14 Nikko Kinzoku Kk 黄銅鉱を含有する硫化銅鉱の浸出方法
JP2011144437A (ja) * 2010-01-18 2011-07-28 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 含銅鉄硫化物からの銅の分離回収方法
JP2011195878A (ja) * 2010-03-18 2011-10-06 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 銅硫化物からの銅の回収方法
JP2015017010A (ja) * 2013-07-10 2015-01-29 住友金属鉱山株式会社 スコロダイトの製造方法

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