CN103620064A - 从混合氧硫化物铜矿石中回收金和铜的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种从含金的源自混合氧化物－硫化物铜矿体的铜矿石中通过一系列浮选步骤回收金和铜的方法。更具体地说，本发明涉及一种金和铜的回收方法，其中对从混合氧化物－硫化物铜矿体，和/或其铜浮选副产品所获得的含金矿石在脱水后进行至少一次浮选步骤。尤其是，它可以从斑岩和其他混合矿床的氧化区域回收铜和金。同样地，本方法可以从常规方法中无法进一步处理的尾料和扫选精矿中回收铜和金。

Description

从混合氧硫化物铜矿石中回收金和铜的方法

技术领域

本发明涉及一种从由混合氧化物硫化物铜矿体中获得的含金铜矿中通过一系列浮选步骤回收金和铜的系统。更具体地说，本发明涉及一种回收金和铜的系统，其中从混合氧化物硫化物铜矿体中获得含金矿石、和/或其铜浮选副产品，是由脱水步骤之后至少一个浮选步骤决定的。特别是，它从斑岩的氧化区域以及其他岩石矿床中回收铜和金。同样，本发明的工艺使得在传统工艺无法用于进一步处理的残渣和扫选精矿可以回收出铜和金。

背景技术

斑岩铜矿藏相对于混合金属矿藏中的其他金属而言占据着主导地位，其包含铁氧化物铜金矿床（IOCG）和火山块状硫化物矿床（volcanogenic massive sulfide deposits）。斑岩铜矿床的例子包括发现在萨尔瓦多、智利、Bingham和犹他的矿床。美国亚利桑那州的铜矿，包括Bisbee,Tiger,Tombstone,Morenci,Mammoth以及Ajo,Arizona的矿藏，都是斑岩铜硫化物浸入的次生富化作用（supergene enrichment）和热液蚀变（hydrothermalalteration）所导致的结果。

可进行露天开采（strip mining）的斑岩型铜矿石矿床通常包括一主要由含有少量金的铜硫化物构成的主区域，一主要由也含有少量金的氧化铜矿物质构成的覆盖层或次区域，中间为过渡区域。

位于地下水界面的浅生富集区域的铜硫化物，通常认为是矿物质中经济效益较高的重要类别。矿床表面或表面附近的铜氧化物本身则经常不认为是非常有利可图的，其重要性仅仅在于它们向采矿者指明了其下的浅生富集区域。

据估计，世界上约85％的铜矿源以硫化物矿石的形式存在，剩余的15％的矿源以氧化物矿石的形式存在。

这些斑岩铜矿床含有其他有价值的金属和矿物质，例如金和银。2004年，宾汉峡谷矿厂产出了超过17MM吨的铜，23MM盎司的金，190MM盎司的银以及850MM磅的钼。其中金和银为在提纯铜时去除的杂志。

与对传统的浮选过程产生反应的主区域不同，次区域（铜氧化物区域或者含有铜副产品的区域）金属回收主要限于适用酸法堆浸（acid heap leaching）提取铜中可溶解于酸的成分。在此过程中，采得的矿石碾成小的碎块，堆积在无法渗透的塑料和/或粘土过滤衬垫上，其可以用过滤溶液浇灌，例如硫酸，以溶解有价值的金属。常常使用喷洒或者滴灌的方式，以尽量减少蒸发。然后溶液从堆中过滤，并滤出溶于酸的铜矿物质。这一过程可能需要持续数周。随后收集到含有被溶解金属的过滤溶液，留下充满酸溶液的含金残余物。

上述方法的缺陷在于次区域（主要是铜氧化物）矿石中的金成分实际上没有得到回收，而其中的金通过其他方式进行回收则显得不经济，从而只能成为废物。除了这个缺陷以外，该方法由于使用酸从而对环境影响很大，相应的补救费用非常昂贵。除此以外，回收铜所需的保存和处理时间过长以及过滤垫需要的面积也构成了其缺陷所在。

现有技术中提出了用于铜氧化物矿石的浮选方法，例如用黄酸盐促集剂浮选的硫化法。但是，这些方法都有缺陷。例如，在硫化过程中，很难控制硫化剂及其释放的刺激性气味。而且，使用硫化物会降低金成分的价量，并阻碍它们被浮选出来，从而给回收过程带来困难并提高其成本。

不经硫化的氧化铜浮选工艺所需的浮选促集剂包括有机络合剂、脂肪酸、脂肪胺和石油磺酸盐。但是，由于这些浮选促集剂缺乏选择性，导致它们在此领域并不十分成功。虽然也提出了其他的试剂/捕获剂，但都给氧化物的浮选工艺的成本带来显著的影响。

常规的浮选促集剂，例如黄酸盐（xanthates），在氧化表面无法有效使用。硫磺浮选促集剂，例如黄酸盐，为最常见的浮选促集剂。但是，它们对硫化物矿石具有高度的选择性，而且它们于硫化物表面发生化学反应，并且它们对于普通的非硫化物矿石，例如氧化物或氧化铜硫化物矿石，没有亲和力。关于将黄酸盐与其他捕获剂进行结合，已进行过相关研究。

例如，美国专利US4,022,686提供了一种针对硫化铜和氧化铜矿石和针对铜熔炉矿渣的浮选工艺，其中在地矿石中加入苯并三唑或烷基苯并三唑以作为催化剂，然后加入一个或多个浮选促集剂，选自由黄酸盐、二硫代磷酸盐、硫代氨基甲酸脂、二硫代氨基甲酸盐、硫醇和二黄原酸和进一步地，如果必要，可以加入例如为煤油、轻油、船用油或石油润滑剂作为助催化剂（promoter）以改善铜矿石或铜熔炉矿渣浮选的回收。加入了苯并三唑或烷基苯并三唑的氧化物矿石的调节宣称比硫化工艺具有更高的铜回收率。但是，这种方法仅适合高层级的矿石。

GB2029274A和GB20096262也公开了通过对碾碎矿石进行泡沫浮选并分别使用二巯基芳胺和邻羟基苯基肟作为浮选促集剂从含有金属或者含有以金属硫化物和/或氧化物形式存在的金属矿石中回收出金属精矿（concentrate）的其他方法。这两种方法对于含有一种或多种金属的矿石应用有限，这些金属即铜、锌、铂、钼、镍、铅、锑砷、银和金。

对于金的回收，最常用的工艺为氰化物滤取，使用氰化物溶解金。当矿石中的金与硫化物矿石紧密相关时，通常会使用泡沫浮选法。对含金矿石使用直接氰化法会产生数吨含有氰化物的矿石废料，从而对环境产生威胁。

美国专利US4,710,361公开了一种用氢硫基-脂肪酸（sulfhydric-fatty acid）在pH值为5～8之间的浮选法从金矿石/氰化法残渣中回收金的工艺。同样，WO2009/072908提供了另一种回收金的方法，通过从原始粘土中分离出沙、从次级粘土中进一步回收出沙并且使用氢硫基＝脂肪酸浮选促集剂在pH值为6～8之间对沙组分进行处理。但是，这些方法仅仅适用于金的回收。

现有技术中提及的上述缺陷或问题可以通过本发明予以解决。

发明内容

本发明提供了一种回收金和铜的系统，其中从混合氧化物-硫化物铜矿体和/或其铜浮选副产品所获得的含金矿石在脱水步骤后经历一系列的协调（coordinated）浮选步骤，以预选出铜和金，然后滤去其中所含的铜成分以及从含金的可溶于酸的铜矿石中的金属金。

根据其中一个实施例，源自于混合氧化物－硫化物铜矿体的含金矿石在经过碾碎、筛选、研磨至适合进行矿石解析的特定尺寸后，使用黄酸盐作为浮选促集剂进行铜浮选步骤。铜浮选所产生的铜浮选副产品在通过脱水回收铜和金之后至少要经历一次使用黄原酸-脂肪酸结合进行的浮选步骤。在传统的滤取步骤之前进行的预选工艺，降低了富含金的铜精矿的量，这就使得进行酸滤取时不影响金属的回收。在用酸滤取阶段，铜浮选步骤所产生的残渣与含有可溶于酸的铜成分的最终金精矿进行混合，以去除可溶于酸的铜，包括其氧化物，同时在固体－液体分离之前降低其含量。

本发明的另一实施例提供了一种回收铜和金的工艺，其中源自混合氧化物－硫化物铜矿体的矿石在经过碾碎、筛选、研磨至合适尺寸并脱水后，经历至少一次使用黄原酸脂肪酸结合进行的浮选步骤。在固体－液体分离之前，对铜－金精矿进行酸滤取。

在两个实施例中，较清洁的残渣和清除剂精矿都可以进一步回收利用或处理，以回收剩余的金和铜成分。

相应的，本发明的一个或多个方面的优点如下：

a）金与铜一起回收，而不是浪费在最终的残渣里面；

b）富含金的氧化铜精矿的量缩小，因此，滤取所需使用的酸显著减少；

c）同时，滤取时间也从数周缩减至数小时，并且不再需要滤取垫；

d）残余在清除剂精矿和铜浮选残渣中的金和铜可以高效回收，以及；

e）废料和酸材料的用量也显著减小，相比现有技术中初始矿石需要100％进行化学处理而言，本发明仅有10％的初始矿石要进行化学处理，因此降低了对环境的危害。

本发明的上述特征和优点通过参考附图、具体描述和实施例可以更好地理解。同时，应当理解描述本发明的特定工艺仅仅是示例性的，不应理解为对本发明的限制。

附图说明

在本发明所附附图显示了本发明的实施例，其中可以看出本发明的新特征和优点：

附图1显示了本发明的金和铜回收系统的示意图。

附图2显示了本发明的金和铜回收系统一个实施例的示意图。

具体实施方式

本发明提供了一种回收金和铜的系统，其中从混合氧化物-硫化物铜矿体和/或其铜浮选副产品中获得含金矿石，在脱水步骤后至少要经历一次使用脂肪酸-黄原酸结合作为浮选促集剂/助催化剂的一个浮选步骤，以将金和铜回收为精矿。

本系统可用于高级别或低级别矿石。所述系统可应用于金含量低至0.2gm/MT的含金混合氧化物－硫化物铜矿石和金含量低至0.1gm/MT的铜浮选副产品。

在浮选之前，脱水是很重要的一个步骤。对理想的矿物质进行浮选所能达到的程度取决于多种因素，例如浮选促集剂、发泡剂、催化剂、pH值、例如进料速率、矿物学、颗粒尺寸、矿浆密度、温度和其他参数等的操作元素。但是，使用脂肪酸试剂辅助浮选时，浮选促集剂附着于有价值矿物质（valuable minerals）的程度受到试剂“涂附”在有价值矿物质表面的强度的控制。这种强度的调节可以通过在含水的所述浮选促集剂中提高固体在搅动的固体悬浮液（stirred suspension）中的百分比。提供高固体物百分比的另一个优点为能提供一种使选出的有价值矿物质聚集的手段，以作为浮选动力学的辅助。换言之，在发生聚集时所选的矿物质在浮选中附着在气泡上的比率提高了，因为聚集实际上提高了有价值金属和气泡之间接触的成功率。

附图1揭示了上述工艺的一个实施例。源自氧化物－硫化物铜矿体的含金矿石经过使用本领域技术人员熟知的常规手段，例如但不限于使用碾压机及研磨机碾压、筛选、研磨至适当尺寸，优选为100目（mesh）。然后，该基础材料至少经历一步、优选两步的pH值为大约7至大约8之间特定反应时间的铜浮选过程，优选5～20分钟之内的调节（conditioning）以及5～20分钟之内的浮选，更优选为5分钟调节以及5分钟浮选，使用黄酸盐作为浮选促集剂，用量为约0.1至约0.2lbs./T的进料量。

所述铜浮选所得到的粗精矿需要进一步经过研磨以及至少一步、优选2～3步的pH值在约10～约11之间的更为清洁的浮选步骤，优选通过常规手段，例如但不限于泡沫浮选，以获得最终的铜精矿和清洁尾料（cleaner tails），而扫选精矿（scavenger concentrates）需要重复经过铜浮选循环。从粗精矿中分离出来的清洁尾料继续进行酸滤取。

铜浮选步骤所得到的铜副产品经过脱水，以及随后的5分钟调节（conditioning）步骤，接下来在pH值约5至约7之间、优选pH值为5，以及特定的浮选时间，浮选时间优选在5～10分钟，使用脂肪酸-黄酸盐（fatty acid-xanthate）的试剂组合作为铜副产品中金的浮选促集剂或助催化剂来进行浮选。脂肪酸-黄酸盐试剂组合可以含有约0.5至约2lbs/T的脂肪酸和约0.1至约0.2lbs/T的黄酸盐。铜副产品经历至少一次浮选过程，优选为两次。

合适的脂肪酸浮选促集剂选自含有8～20个碳原子的脂肪酸，优选选自由羊脂酸（caprylic）、羊酸（capric）、油酸（oleic）、亚油酸（linoleic）、亚油以及花生四烯酸（linoleic and arachidonic acids）。

黄酸盐可以为市场上较为常见的戊基黄酸钠盐或异丁基黄酸钠盐。

在浮选步骤中还可以添加适当的发泡剂，例如燃油或者其他油类。

源自所述铜副产品浮选步骤的粗产品然后经过再研磨至约200目，然后进一步进行至少一次，优选二次pH值在约4至约6的清洁浮选步骤，以分离出最终铜－金精矿。扫选精矿，与脱水后的铜浮选副产品一起，经历浮选循环。

最终的铜－金精矿与铜浮选后的粗精矿经历清洁浮选步骤后获得的清洁尾料一起，接下来进行酸滤取，优选使用pH值为约1至约2之间的硫磺酸（sulfuric acid），直到在2－5小时内完成滤取，优选为3小时，以去除所有可溶于酸的铜，包括其氧化物，并降低铜含量，然后进行固－液分离，以分离浮在表层的酸滤取液，进行铜回收。

然后，使用常规方法将滤取残留物进行最终滤取步骤，以便从含有溶解的铜的溶液中萃取和回收金。所述常规滤取方法可以为本领域技术人员熟知的炭浆法（Carbon in Pulpprocess,CIP）或者炭浸法（Carbon in Leach,CIL）。

附图2揭示了本发明工艺的另一个实施例。

与前面的工艺相似，源自氧化物－硫化物铜矿体的含金矿石经过使用本领域技术人员熟知的常规手段，例如但不限于使用碾压机及研磨机碾压、筛选、研磨至适当尺寸，优选为100目（mesh）。然后，研磨后的材料进行脱水，之后至少经历一步、优选两步的pH值为大约5至大约7之间特定反应时间的浮选过程，优选5～20分钟之内的调节（conditioning）以及5～20分钟之内的浮选，更优选为5分钟调节以及10分钟浮选，使用黄酸盐-脂肪酸组合作为浮选促集剂，其中黄酸盐的量为约0.1至约0.2lbs/T，脂肪酸的量约2lbs/T。可以在此过程中加入发泡剂。

接下来将浮选所得到的粗精矿进行再研磨至约200目，然后进行至少一次，优选两次或三次的pH值在约4至约6之间的清洁浮选步骤，以回收最终的铜－金精矿。对于扫选精矿，要进行重复的再研磨步骤直至200目，以及浮选步骤。

接下来对最终铜－金精矿进行酸滤取，优选使用pH值为约1至约2之间的硫磺酸，直到在2－5小时内完成滤取，优选为3小时，以去除所有可溶于酸的铜，包括其氧化物，并降低铜含量，然后进行固－液分离，以回收浮在表层的酸滤取溶液液体，回收铜。

然后，使用常规方法将滤取残留物进行最终滤取步骤，以便萃取和回收金以及含铜溶液。所述常规滤取方法可以为本领域技术人员熟知的炭浆法（CIP）或者炭浸法（CIL）。

下面通过参考实施例来进一步说明本发明的铜和金回收系统。

实施例1

将30千克的含有0.61％Cu和0.70gm/MT的Au的“L”型矿石首先碾压至1/2英寸的尺寸，并进一步研磨成粉以获得尺寸为65目的物料（charge）、重量为1.0kg。将矿石研磨至精细的尺寸是通过使用球磨机以确定的速度以及变化的研磨时间进行旋转而完成的。研磨后的材料以0.1至0.2lbs黄酸盐/吨的原料作为浮选促集剂，经过5分钟的调节后，接下来进行pH值为8的时间持续20分钟的铜浮选步骤。

所述铜浮选所得到的粗精矿进一步要经历研磨以及使用常规方法进行的清洁浮选步骤，例如但不限于泡沫浮选法，得到最终的铜精矿和清洁尾料，而扫选精矿需要再次进行铜浮选循环。

铜浮选所得到的铜副产品经历了脱水、5分钟的调节以及pH值为7的持续时间为10分钟的浮选过程，使用油酸-黄酸盐试剂组合作为所述铜浮选副产品中的浮选促集剂或助催化剂，其中比率为2lbs/T的油酸和0.2lbs/T的黄酸盐。

接下来将铜副产品浮选过程所得到的粗精矿进行再研磨至200目，并进一步进行两次清洁浮选步骤，以回收出最终的铜－金精矿。

最终铜－金精矿与对铜浮选后的粗精矿进行清洁浮选步骤所得到的清洁尾料一起进行酸滤取，其中使用pH值为1的硫磺酸，时间为5小时，以去除所有酸溶性的铜，包括其氧化物，并降低其铜含量。然后对酸滤取精矿进行固－液分离，以回收浮在表层的酸滤取溶液液体，用于回收铜。

接下来对滤取残留物进行炭浸法（CIL），以萃取和回收金。碳洗提/EW后的含铜液体与H₂SO₄滤取的酸溶液一起进行铜回收。

下表显示了本实施例中描述的系统所使用的条件和结果。

表IA.铜浮选测试结果

表IIA.金浮选的测试结果

表IIIA.组合精矿滤取测试结果

表IVA.浮选和滤取测试的整体结果

浮选和滤取测试的整体结果表明，铜和金的回收比率较高，金为86.5％，铜为78％。废料的清除比例高达84.05％，与常规技术相比，并未对环境产生危害。

实施例2

将30千克的含有0.34％Cu和0.44gm/MT的Au的“B”型矿石首先碾压至1/2英寸的尺寸，并进一步研磨成粉以获得尺寸为65目的物料（charge）、其重量为1.0kg。将矿石研磨至精细的尺寸是通过使用球磨机以确定的速度以及变化的研磨时间进行旋转而完成的。

研磨后的材料经过使用0.2lbs/T的黄酸盐作为捕获剂的5分钟调节后，进行pH值为7的时间持续10分钟的脱水步骤，之后经过铜浮选步骤。

所述铜浮选所得到的粗精矿进一步要经过研磨和三段－清洁浮选步骤以获得最终铜－金精矿和清洁尾料。这些清洁剂尾料重复进行浮选循环。

接下来将最终铜－金精矿进行酸滤取，其中使用pH值为1的硫磺酸并经过特定的滤取时间，优选为2至5小时，更优选为3小时，以去除酸溶性的铜，包括其氧化物，并降低其铜含量。然后对酸滤取精矿进行固－液分离，以回收浮在表层的酸滤取溶液，以便回收铜。

接下来对滤取残留物进行炭浸法（CIL），以提取和回收金。碳洗提/EW后的含铜液体与H₂SO₄滤取的酸溶液一起进入回收步骤。

下表显示了本实施例中描述的系统所使用的条件和结果。

表VI.金浮选的测试结果

表VII.金精矿的酸滤取测试结果

表VIII.金精矿CIL滤取的测试结果

表IX.浮选和滤取测试的整体结果

浮选和滤取测试的整体结果表明，铜和金的回收比率较高，金为91.61％，铜为85％。同样，废料的清除比例高达90.14％，与常规技术相比，并未对环境产生危害。

本发明要求保护的系统所具有的潜力可以通过与其他专利的测试结果进行比较予以说明。例如，美国专利US4,022,686,其中使用的原料富含金属。该专利的表1和表2中所描述的初始运转（runs）将原料描述为约2.49%-2.75%重量的Cu（参见其表2），其被描述为智利氧化铜矿石。尾料中所示的Cu在大致为第11轮运转所回收的铜重量为0.66%-2.07%（重量）。使用以下试剂组合所获得了最佳结果：五甲基苯并三唑、戊基黄酸钾盐和轻油，粗精矿中预计获得的铜回收量为78.0%。该专利相对于仅仅使用黄酸盐的回收量而言存在进步。

US4,022,686中最佳回收量记载于其表8中，其中原料富含程度提高到5x，并有13.9%的Cu，尾料具有0.14%的Cu。

相比而言，本发明实施例中的菲律宾矿石的原矿分析为0.61%Cu（实施例1）和0.34%Cu（实施例2），对两个原矿分析而言。在改进工艺中Cu的回收量分别为78%和85%，并且最终的浮选尾料也显著降低至0.04%，表明相对于所引用的专利中描述的最佳结果而言具有显著的改进。

因此，如果所使用的Cu矿石原料在Cu重量降低了75%，所获得的分离量相对于US4,022,686中结果至少有350%的提升。

同样，对于金而言，所述实施例中描述的菲律宾矿石的原矿分析分别为0.70g/T（实施例1）和0.44g/T（实施例2）。在改进工艺中金的回收量分别为86.5%和91.61%，表明本申请均能有效分离Cu和Au。

本发明所描述的统一系统能够通过从矿体的硫化物成分至可熔（smelter-ready）的精矿从而回收出铜和金，并且还描述了一种包括一系列浮选步骤以获得富含金的氧化铜精矿的新方法，该氧化铜精矿在尺寸上减小使得其适于对精矿中溶于酸的成分进行酸滤取，还描述了一种独特系统，为后续将金回收为金属而使用非氰化物滤取工艺分离所述精矿中残留的金元素。该系统还能较为经济地从扫选精矿和铜浮选尾料中回收金。

所述统一工艺的最终成果在于市场上这些产品所带来的经济价值：一种可熔状态的含有金的硫化铜精矿；铜金属最终产品；以及Dore金和主要由粉末状的原始岩石构成的环保型副产品，其中粉末状原始岩石构成了剥离了其有价值金属成分后的原始矿体的90%左右。

基于其在各种铜矿石中应用的广泛性，本发明可视为“黑盒子（black box）”。在经济回报率是巨大的，并且向使用者有力地展示了财务收益，而以往使用常规技术所获得的结果即使不是非常惨淡那也仅仅是非常低的。

Claims (18)

1.一种从混合铜氧化物－硫化物矿石中回收金和铜的方法，包括以下步骤：

将矿石碾压、筛选并研磨至合适尺寸；

对经研磨的矿石进行铜浮选，黄酸盐作为浮选促集剂，以及使用pH值范围在约7至8之间的适当的发泡剂，以获得粗精矿、扫选精矿和铜副产品；

所述粗精矿经过进一步研磨和浮选，得到最终铜精矿和清洁尾料；

所述扫选精矿在再循环至铜浮选过程之前经过进一步研磨；

所述铜副产品进行进一步处理，所述进一步处理为脱水，然后在pH值为约5至约7的范围使用脂肪酸-黄酸盐试剂组合作为金的浮选促集剂或助催化剂以及合适的发泡剂进行浮选，以获得粗精矿、扫选精矿和清除尾料，将所述粗精矿进行再研磨和清洁浮选，以从尾料中分离出金精矿，使用pH值在约1至约2之间的H₂SO₄对铜－金精矿进行滤取，直到在2至5小时内完成滤取，接下来对含铜的酸滤取液和滤取残留物进行固－液分离，对滤取残留物进行最后滤取以从含有具有附加值的溶解铜的液体或者含铜液体中提取和回收金。

2.根据权利要求1所述的方法，其中铜浮选过程中的黄酸盐的用量为约0.1至约0.2lbs/T的原料。

3.根据权利要求1所述的方法，其中铜副产品浮选过程中的pH值为5。

4.根据权利要求1所述的方法，其中对铜浮选过程产生的清洁尾料与铜副产品浮选过程所产生的最终金精矿一起进行滤取。

5.根据权利要求1所述的方法，其中黄酸盐-脂肪酸组合为约0.5至2lbs/T的脂肪酸和约0.1至0.2lbs/T的黄酸盐。

6.根据权利要求1所述的方法，其中对铜副产品所产生的粗精矿在进行至少一步pH值在约4至约6之间的清洁浮选过程以从清洁尾料中回收金精矿之前，将所述铜副产品所产生的粗精矿再研磨至200目。

7.根据权利要求6所述的方法，其中对所述清洁尾料再循环至铜副产品浮选过程。

8.根据权利要求1所述的方法，其中所述硫酸滤取所产生的滤取残留物通过炭浆法和炭浸法分离金和含铜液体。

9.根据权利要求1所述的方法，其中对炭浆法/炭浸法（CIP/CIL）洗出液矿石产生的含铜液体和H₂SO₄滤取产生的酸液一起进行铜回收。

10.根据权利要求1所述的方法，其中对铜副产品浮选所产生的扫选精矿再循环至铜副产品浮选过程之前再研磨至约200目。

11.一种从混合铜氧化物－硫化物矿石中回收金和铜的方法，包括以下步骤：

将矿石碾压、筛选并研磨至合适尺寸；

将研磨的混合铜氧化物－硫化物进行脱水；

将脱水的矿石进行至少一次铜浮选，其中pH范围在约5至约7之间，使用黄酸盐-脂肪酸组合作为浮选促集剂，并使用发泡剂，以获得粗精矿和扫选精矿，所述粗精矿经过进一步研磨和清洁浮选从清洁尾料中分离出最终的金精矿；

使用pH值在约1至约2之间的H₂SO₄对最终金精矿进行滤取，直到在2至5小时内完成滤取，以回收铜和滤取残留物；

对滤取残留物进行最后滤取以从含有具有附加值的溶解铜的溶液或者含铜液体中提取和回收金。

12.根据权利要求11所述的方法，其中黄酸盐-脂肪酸捕获剂用量为约0.1至0.2lbs/T的黄酸盐和约2lbs/T的脂肪酸。

13.根据权利要求11所述的方法，其中对所述粗精矿在进行至少一次清洁浮选过程之前进行再研磨至约200目。

14.根据权利要求11所述的方法，其中将所述扫选精矿再研磨至约200目，并再循环至混合氧化物－硫化物浮选过程。

15.根据权利要求11所述的方法，其中所述硫酸滤取所产生的滤取残留物通过炭浆法和炭浸法分离金和含铜液体。

16.根据权利要求11所述的方法，其中对炭浆法/炭浸法(CIP/CIL)洗出液矿石产生的含铜液体和H₂SO₄滤取产生的酸液一起进行铜回收。

17.根据权利要求11所述的方法，其中对清洁浮选过程所产生的清洁尾料再循环至混合氧化物－硫化物浮选过程。

18.根据权利要求1或11所述的方法，其中混合氧化物－硫化物铜矿石含金量低至0.2gm/MT精矿。

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