CN105592930B - 从含硫化铁矿石中回收硫化铜的方法 - Google Patents
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Abstract
在从含硫化铁的矿石中利用泡沫浮选来回收硫化铜精矿的方法中,在浮选之前或者期间为了降低调节过的矿质浆的氧化还原电势而将有效量的过氧化氢加入到调节过的矿质浆中,从而提高了精矿品位以及硫化铜的回收。
Description
技术领域
本发明涉及从含硫化铁矿石中回收硫化铜精矿的方法,其提高了精矿品位以及硫化铜的回收,并且处理化学药剂的消耗低。
背景技术
从矿石中通过浮选回收硫化铜精矿的方法是最为常见的。矿石湿磨形成矿质浆,通常利用吸附在硫化铜矿物表面并使得硫化铜矿物表面更为疏水的捕集剂化合物来处理。然后气体穿过矿质浆形成气泡,矿质浆的疏水颗粒主要附在气泡的气/液相边界,并带着气泡浮起来,形成在矿质浆顶部。浮末从液体表面移除,从而回收硫化铜精矿。
大部分的硫化铜矿除了硫化铜以外含有硫化铁,目的在于获得硫化铜的选择性浮选,而硫化铁仍然留在浮选尾矿中。
US5110455公开了一种从沸腾硫化铁中分离硫化铜的方法,其使用氧化剂调节矿质浆,该氧化剂优选地为过氧化氢。该文献教导了加入一定数量的氧化剂,将矿质浆的氧化还原电势提高20-500mV。
Uribe-Salas等人,在Int.J.Miner.Process.,59(2000)的第69-83页中记载了通过在浮选之前加入过氧化氢将矿质浆的氧化还原电势提高0.1V从而提高了从黄铁矿基体中浮选出黄铜矿中的选择性。所加入的过氧化氢的量被调整为提供常量氧化还原电势。
发明内容
本发明的发明人已经发现,在浮选之前或者期间,将少量过氧化氢加入到调节过的矿质浆中,不会提高矿质浆的氧化还原电势,但是相反地产生了降低氧化还原电势的效果,意外地,显著提高了精矿品位和硫化铜的回收。
本发明因此涉及从含硫化铁矿中回收硫化铜精矿的方法,该方法包括下面的步骤:
利用研磨剂将矿石湿磨形成矿质浆,
利用捕集剂化合物调节矿质浆,形成已调节的矿质浆,及
对已调节的矿质浆进行浮选,以形成泡沫以及浮选尾矿,将泡沫和浮选尾矿分离,从而回收硫化铜精矿,
其中将过氧化氢在步骤b)和c)之间,或者在步骤c)期间以有效量加入到已调节的矿质浆中,以降低已调节的矿质浆的氧化还原电势。
附图说明
图1显示了在实施例1的试验中氧化还原电势Eh和所添加的过氧化氢的量之间的关系。
图2显示了实施例2和3中累积铜精矿品位(y-轴)和累积铜回收率(x-轴)的关系曲线。
图3显示了实施例4试验中氧化还原电势Eh和所添加的过氧化氢的量之间的关系。
图4显示了实施例5到7中累积铜精矿品位(y-轴)和累积铜回收率(x-轴)的关系曲线。
图5显示了实施例8试验中氧化还原电势Eh和所添加的过氧化氢的量之间的关系。
图6显示了实施例9和10中累积铜精矿品位(y-轴)和累积铜回收率(x-轴)的关系曲线。
图7显示了实施例11试验中氧化还原电势Eh和所添加的过氧化氢的量之间的关系。
图8显示了实施例12和13中累积铜精矿品位(y-轴)和累积铜回收率(x-轴)的关系曲线。
发明详述
本发明的方法使用三步骤从含硫化铁矿中回收硫化铜精矿。
在本发明方法的第一步骤中,矿石利用研磨剂研磨形成矿质浆,即,研磨过的矿石的水悬浮液。研磨矿石的适宜研磨介质可从现有技术得知。优选地,研磨介质包括铁含量至少为90重量%的钢或者铸铁制成的研磨表面。研磨可以在使用研磨介质的现有技术中已知的任何磨机中进行。适宜的磨机为使用球体作为研磨介质的球磨机,或者为使用棒作为研磨介质的棒磨机,其中球磨机是优选的。磨机优选地具有耐磨材料衬里。
矿石湿磨形成矿质浆,即,研磨过的矿石的水悬浮液。矿石可以和水一起送入磨机。或者,矿石和水分别送入。研磨通常进行至50-200微米的中值粒径。优选地,矿石研磨为所谓的解离尺寸(liberation size),即最大中值粒径,在此范围内基本上所有的硫化铜暴露到颗粒表面,并且基本上没有硫化铜保持被包覆在颗粒内。
在本发明方法的第二步中,矿石利用捕集剂化合物调节,形成已调节的矿质浆。捕集剂化合物是在加入到矿质浆后被吸附在硫化铜表面并使得表面变为疏水性的化合物。适于硫化铜浮选的捕集剂化合物在本领域中是已知的。
优选地,烷基黄原酸碱金属盐被用作捕集剂,比如戊基黄原酸钠或者乙基黄原酸钠。调节通常通过在矿质浆中加入调节剂进行,并混合足以实现调节剂吸附到矿物表面的时间,通常是小于15分钟,优选地是0.5到15分钟。或者,捕集剂在研磨的第一步中加入,并且调节通过将矿质浆保留相应时间进行。
另外的试剂,如起泡剂、pH调节剂、抑制剂及其组合可以在研磨步骤、调节步骤加入或者两个步骤中都加入。起泡剂为稳定在浮选中形成的泡沫的化合物。适宜的起泡剂是可以市售得到的,如亨斯曼商标名为的起泡剂。抑制剂是使不想要的矿物表面更为亲水的化合物。现有技术已知的多胺,比如二乙烯三胺或三亚乙基四胺,可以用作硫化铁的抑制剂。pH调整剂,如氧化钙,氢氧化钙或者碳酸钠,可以加入,以调整矿质浆的pH值到所需水平,优选地到范围在7到11的值。
在本发明方法的第三个步骤中,将已调节的矿质浆进行浮选,形成泡沫和浮选尾矿,过氧化氢在浮选期间或者调节矿质浆的第二步骤以及浮选步骤之间加入到已调节的矿质浆中。将泡沫从浮选尾矿中分离,从而回收硫化铜精矿。浮选可以使用本领域技术人员针对浮选铜矿已知的设备和程序进行。
浮选可以作为单级浮选或者多级浮选进行,使用,如粗选阶段、扫选阶段(scavenger)、清选阶段。在多级浮选中,过氧化氢优选地在第一浮选阶段之前或者第一浮选阶段期间加入。
将过氧化氢以有效地降低已调节的矿质浆的氧化还原电势的量加入到已调节的矿质浆中。优选地,将过氧化氢以将氧化还原电势降低了至少10mV的量加入。当矿石利用包含了由含铁至少90重量%的钢或者铸铁制成研磨表面来研磨的时候,所加入过氧化氢的量优选地调整为在加入过氧化氢添加剂之后提供氧化还原电势的最大降低。矿质浆的氧化还原电势可以使用现有技术已知的方法来确定。优选地,氧化还原电势利用使用了电化学电池的氧化还原电极确定。
本发明的方法仅需要少量的过氧化氢。一般来说,每吨矿石需要少于100g的过氧化氢,优选地使用少于50g/t。该方法可以使用少至每吨矿石2g/t的过氧化氢,优选地使用至少5g/t。
当过氧化氢在调节矿质浆步骤和浮选步骤之间加入,且过氧化氢加入和浮选之间的时间段优选地小于15分钟,更优选地小于3分钟,最为优选地小于1分钟。限制过氧化氢的添加和浮选之间的时间段,提高了精矿品位(concentrate grade)以及硫化铜的回收。
在本发明方法的优选实施方式中,浮选连续进行,并且过氧化氢在浮选过程中连续加入。
过氧化氢优选地作为含0.5-5重量%过氧化氢的水溶液加入。加入这种稀释的过氧化氢溶液比起相同数量的更浓缩的过氧化氢溶液来说,提供了更好的精矿品位和回收。因此,优选的是,将商用包含30-70重量%的过氧化氢的过氧化氢溶液在本发明方法中加入之前稀释为包含0.5-5重量%的过氧化氢的稀释溶液。
通常每吨矿石会有最优量的过氧化氢,这取决于矿石组分。将所加入过氧化氢的量增加到最优量,会导致精矿品位和硫化铜回收的提高,然而增加所加入过氧化氢的量高于最大量不会产生任何进一步的提高,但是一般来说甚至会引起精矿品位和硫化铜回收的降低。
现有技术教导了,为了提高硫化铜回收,过氧化氢应该以增加矿石的氧化还原电势的量加入硫化铜矿石的浮选过程。本发明的发明人已经发现,将过氧化氢以不增加矿质浆的氧化还原电势但是导致氧化还原电势降低的少量加入到已调节的矿质浆中,意外地显著提高了精矿品位和硫化铜的回收。更为意外的是,对于大部分硫化铜矿石来说,将过氧化氢以降低已调节的矿石的氧化还原电势的量加入,与引起氧化还原电势提高的大量过氧化氢的加入相比,会带来更好的精矿品位以及硫化铜回收。
除了提高精矿品位和硫化铜回收之外,本发明的方法也可以提高金从矿石中的回收,并降低硫化铁精矿中硫化铁和砷矿物的含量。
下面的实施例对本发明作出解释,但并非旨在限定本发明的范围。
实施例
在所有的浮选实验中,使用配有16*1英寸锻压碳钢棒作为研磨介质的实验室Magotteaux 将矿石研磨成粒径P80为200微米。所产生的矿质浆输送到实验室浮选槽并混合两分钟至均匀。将乙基黄原酸钠作为捕集剂以每吨矿石加入21g的量加入,然后每吨矿石加入来自亨斯曼的 H27起泡剂5g。所产生的矿质浆在浮选开始之前通过引入空气调节1分钟。在实施例中指定给定间隔在浮选期间收集四次定时的精矿。每一精矿通过将泡沫从矿质浆表面每隔10秒手动刮一次而收集。精矿被称重、化验。且累积品位和回收率都由这些数据计算。品位和回收的关系被绘制出,下表中给出的特定铜回收率的品位值和特定铜品位的回收率值从这些曲线上读取出来。
实施例1到3
对具有1.74%铜、9.95%铁、3.27ppm金、168ppm铋、以及3.21%硫的原矿分析成分(head assay)的沉积铜/金矿石进行浮选。
在实施例1中,在开始浮选之前即刻加入变化量的过氧化氢,在浮选开始之后立刻确定氧化还原电势(Eh)。结果总结在表1中。图1显示了Eh值与所加入过氧化氢量之间的关系。图1显示了加入少量过氧化氢Eh降低,而加入较多量的过氧化氢则增加。
表1所加入过氧化氢量的变化
在实施例2和3中,对在0.5分钟、2分钟、5分钟、和10分钟间隔收集的精矿进行浮选。在实施例2中没有加入过氧化氢。在实施例3中,在开始浮选之前立即以75g/吨矿石的量加入1重量%的过氧化氢水溶液。
图2显示了实施例2和3中累积铜精矿品位与累积铜回收率的关系曲线。表2和3比较了85%的铜回收率下以及18%的精矿铜品位下的这些结果。
表2在85%铜回收下,铜和金精矿品位、铜和稀释液的回收率
*不根据本发明
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿)
表3在18%精矿铜品位下铜和金回收率以及精矿金和稀释液品位
*不根据本发明
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿
实施例4到7
对具有2.63%铜、19.2%铁、和15.9%硫的原矿分析成分的火山形成的硫化物沉积矿石进行浮选。
在实施例4中,变化量的过氧化氢在开始浮选之前就马上加入,且氧化还原电势(Eh)在浮选开始之后马上被确定。结果总结在表4中。图3显示了Eh值与所加入过氧化氢量之间关系的曲线。图3显示了加入少量过氧化氢,Eh降低,以及加入较大量的过氧化氢,Eh增加。
表4所加入过氧化氢量的变化
在实施例5到7中,对每隔0.5分钟、2分钟、4分钟和7分钟收集的精矿进行浮选。在实施例5中没有过氧化氢加入。在实施例6和7中,浮选开始之前马上以每吨矿石15克和240克的量加入1重量%的过氧化氢水溶液。
图4显示了实施例5到7的累积铜精矿品位和累积铜回收率之间的关系曲线。表5和6比较了90%铜回收率和18%精矿铜品位时的结果。
表5在90%铜回收率下,铜和金精矿品位、稀释液回收率
*不根据本发明
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿
表6 18%精矿铜品位下,铜和金回收率以及精矿稀释液品位
*不根据本发明
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿
实施例8到10
对斑岩铜/金矿石进行浮选,其原矿分析成分为:铜0.43%、铁5.4%、金0.18ppm、及硫5.0%。
在实施例8中,变化量的过氧化氢在开始浮选之前就马上加入,且氧化还原电势(Eh)在浮选开始之后马上被确定。结果总结在表7中。图5显示了Eh值与所加入过氧化氢量之间关系的曲线。图5显示了加入少量过氧化氢,Eh降低,以及加入较大量的过氧化氢,Eh增加。
表7所加入过氧化氢量的变化
在实施例9和10中,对每隔0.5分钟,2分钟,4分钟和9分钟收集的精矿进行浮选。在实施例9中没有过氧化氢加入。在实施例10中,浮选开始之前马上以每吨矿石120克的量加入1重量%的过氧化氢水溶液。
图6显示了实施例9和10的累积铜精矿品位和累积铜回收率之间的关系曲线。表9和9比较了70%铜回收率下和9%精矿铜品位下的这些结果。
表8在70%铜回收下铜和金精矿品位、铜和稀释液的回收率
*不根据本发明
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿
表9在9%精矿铜品位下铜和金回收率、以及精矿金和稀释液品位
*不根据本发明
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿
表9显示了在铜和金的回收率上有额外的提高。
实施例11到13
对铁氧化物基质的(hosted)铜/金矿石进行浮选,其原矿分析成分为:铜0.83%,铁21.7%,金0.39ppm,砷568和硫4.0%。
在实施例11中,变化量的过氧化氢在开始浮选之前就马上加入,且氧化还原电势(Eh)在浮选开始之后马上被确定。结果总结在表10中。图7显示了Eh值与所加入过氧化氢之间关系的曲线。图7显示了加入少量过氧化氢,Eh降低,以及加入较大量的过氧化氢,Eh增加。
表10所加入过氧化氢量的变化
在实施例12和13中,对每隔0.5分钟,2分钟,4分钟和8分钟收集的精矿进行浮选。在实施例12中没有过氧化氢加入。在实施例13中,浮选开始之前马上以每吨矿石50克的量加入1重量%的过氧化氢水溶液。
图8显示了实施例12和13的累积铜精矿品位和累积铜回收率之间的关系曲线。表11和12比较了80%铜回收率和13%精矿铜品位时的这些结果。
表11在80%铜回收率下铜和金精矿品位、铜和稀释液的回收率
*不根据本发明,
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿
表12在13%精矿铜品位下铜和金回收率以及精矿金和稀释液品位
*不根据本发明,
IS=硫化铁,NSG=非硫化物尾矿。
Claims (8)
1.从含硫化铁的矿石中回收硫化铜的方法,包括步骤:
a)利用研磨介质对矿石湿磨,以形成矿质浆,
b)利用捕集剂化合物调节矿质浆,形成已调节的矿质浆,及
c)浮选已调节的矿质浆,形成泡沫和浮选尾矿,从浮选尾矿中分离出泡沫,回收硫化铜精矿,
其中将过氧化氢以有效量在步骤b)和c)之间或者步骤c)期间加入到已调节的矿质浆中,以降低已调节的矿质浆的氧化还原电势。
2.权利要求1的方法,其中将过氧化氢以将氧化还原电势降低至少10mV的量加入。
3.权利要求1或2的方法,其中过氧化氢在为浮选引入气体之前小于15分钟时加入。
4.权利要求1或2的方法,其中浮选连续进行,并且过氧化氢在浮选期间连续加入。
5.权利要求1或2的方法,其中过氧化氢作为含有0.5-5重量%的过氧化氢的水溶液加入。
6.权利要求1或2的方法,其中烷基黄原酸碱金属盐用作捕集剂。
7.权利要求1或2的方法,其中研磨介质包括由含铁量至少90重量%的钢或者铸铁制成的研磨表面。
8.权利要求7的方法,其中将过氧化氢的加入量调整为在过氧化氢添加之后提供氧化还原电势的最大降低。
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