CN105745023A - 从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿的方法 - Google Patents

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Abstract

在通过泡沫浮选法从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿的方法中，使用铬含量10?35重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质对矿石的湿磨与在浮选前或浮选中向经处理的矿质浆中加入过氧化氢相结合，以提高精矿品位和硫化铜的回收率。

Description

从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿的方法
技术领域
本发明涉及一种从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿的方法，该方法提高了精矿的品位和硫化铜的回收率，减少了工艺化学品的消耗，并且可以容易地适应于不同的矿石组成。
背景技术
从矿石中回收硫化铜精矿的最常用方法是通过泡沫浮选。矿石被湿磨以形成矿质浆，通常使用捕集剂化合物对矿质浆进行处理，所述捕集剂化合物吸附到硫化铜矿的表面并使其变得更加疏水。然后，气体穿过所述矿质浆形成气泡，矿质浆中的疏水颗粒大多附着在气泡的气/液相界面，并和气泡一起被带到在矿质浆上层形成的泡沫中。从液体表面移除泡沫以回收硫化铜精矿。
通常使用钢研磨介质对矿质浆进行湿磨，最常见的是球磨机中的钢球。众所周知，与使用碳钢研磨介质相比，使用高铬铸铁合金研磨介质可以在浮选过程中提高硫化铜的回收率。人们认为，碳钢的腐蚀以及由该腐蚀带来的硫化铜表面的铁种类的吸收抑制了硫化铜的浮选，而由于高铬铸铁合金的更好的耐腐蚀性，因此高铬铸铁合金研磨介质可以在浮选期间提高硫化铜的回收率。
大多数硫化铜矿除了含有硫化铜外还含有硫化铁，在选择性浮选硫化铜的同时将硫化铁留在浮选尾矿中是目标之一。
US5,110,455公开了一种从沸腾硫化铁(rimmedironsulfide)分离硫化铜的方法，该方法使用氧化剂对矿质浆进行处理，所述氧化剂优选是过氧化氢。该文件教导了以一定量添加氧化剂可以提高矿质浆的氧化还原电位20-500mV。
Uribe-Salas等，Int.J.Miner.Process.59(2000)69-83描述了一种通过在浮选前添加过氧化氢将矿质浆的氧化还原电位提高0.1V而改善了从黄铁矿基矿石浮选黄铜矿的选择性的方法。调节过氧化氢的加入量以提供恒定的氧化还原电位。
发明内容
本发明的发明人发现，使用铬含量10-35重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质对硫化铁矿石进行湿磨，结合在浮选前或浮选中向处理后的矿质浆中添加过氧化氢达到了协同效果，提高了精矿品位和硫化铜的回收率。发明人还发现，所述组合可以显著地减少了达到从矿石回收硫化铜最佳回收率时所需过氧化氢的量。
因此，本发明涉及一种从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿的方法，包括以下步骤：
a)使用研磨介质湿磨矿石以形成矿质浆，
b)使用捕集剂化合物处理矿质浆以形成经处理的矿质浆，以及
c)泡沫浮选经处理的矿质浆以形成泡沫和浮选尾矿，从浮选尾矿分离所述泡沫以回收铜化硫精矿，
其中，步骤a)中使用了由铬含量10-35重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质，在步骤b)和步骤c)之间、或步骤c)中，向经处理的矿质浆加入过氧化氢。
本发明的发明人还发现，可以根据加入过氧化氢后的矿质浆中溶解氧的浓度来决定该方法中使用的过氧化氢的最佳量，以及可以通过调节用于保持溶解氧最小浓度的过氧化氢的量来保持硫化铜的最佳回收。这使得在不进行矿石分析和额外的优化试验的情况下，所述方法能够适用于矿石组成的变化。
附图说明
图1显示了实施例1中各实验的溶解氧(DO)含量相对于所添加的过氧化氢的量的对数的曲线图。
图2显示了实施例2中各实验的DO相对于所添加过氧化氢的量的对数的曲线图。
图3显示了实施例3至6中累积铜精矿的品位(y轴)与累积铜回收率(x轴)的曲线，Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。
图4显示了实施例7中各实验的DO相对于所添加过氧化氢的量的对数的曲线图。
图5显示了实施例8中各实验的DO相对于所添加过氧化氢的量的对数的曲线图。
图6显示了实施例9至13中累积铜精矿的品位相对于累积铜回收率的曲线，Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。
图7显示了实施例14中各实验的DO相对于所添加过氧化氢的量的对数的曲线图。
图8显示了实施例15至18中累积铜精矿的品位相对于累积铜回收率的曲线，Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。
图9显示了实施例19中各实验的DO相对于所添加过氧化氢的量的对数的曲线图。
图10显示了实施例20至23中累积铜精矿的品位相对于累积铜回收率的曲线，Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。
图11显示了实施例24至27中累积铜精矿的品位相对于累积铜回收率的曲线。
发明详述
本发明的方法使用三个工艺步骤从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿(concentrate)。
在本发明方法的第一步骤中，使用高铬铸铁合金制成的研磨介质研磨矿石，所述高铬铸铁合金的铬含量为10-35重量％，优选10-25重量％，更优选15-21重量％。研磨可在本领域公知的使用研磨介质的任意研磨机中进行。使用球作为研磨介质的球磨机和使用棒作为研磨介质的棒磨机都是合适的研磨机，优选球磨机。所述研磨机优选具有耐磨材料作为衬里。最优选地，研磨机具有铬含量为10至35重量％的高铬铸铁合金的衬里。
适用于本发明的高铬铸铁合金为现有技术已知。优选地，高铬铸铁合金是包含碳化物相的高铬白口铸铁合金。更优选地，高铬铸铁合金是不含珠光体且奥氏体含量小于5重量％的马氏体固溶体，例如从GB1218981和GB1315203中已知的高铬铸铁合金。所述相组成确保了研磨介质的高耐磨性。适用于本发明的研磨介质可由Magotteaux公司以商品名购得。
湿磨矿石以形成矿质浆，即研磨过的矿石的水悬浮液。可将矿石和水一起输送到研磨机。或者，分别输送矿石和水。通常研磨至中值粒径(medianparticlesize)50-200μm。优选地，将矿石研磨至所谓解离尺寸(liberationsize)，即基本上所有硫化铜都暴露于颗粒表面以及基本上没有硫化铜仍被封在颗粒中的最大中值粒径。
在本发明方法的第二步骤中，使用捕集剂化合物处理矿石以形成处理后的矿质浆。捕集剂化合物为那些在加入矿质浆后吸收到硫化铜表面并使该表面疏水的化合物。适用于硫化铜泡沫浮选的捕集剂化合物为现有技术所公知。优选地，碱金属烷基黄原酸盐被用作捕集剂，如戊基黄原酸钾或乙基黄原酸钠。通常通过如下进行处理：向矿质浆加入调节剂(conditioner)并混合一段足以使调节剂吸附到矿物表面的时间，该时间通常小于15分钟。优选为0.5至15分钟。或者，在第一步骤的研磨和处理中加入捕集剂，并且通过将矿质浆保持相应的时间来进行处理。
另外的试剂，比如起泡剂、pH调节剂、抑制剂和它们的混合可以在研磨步骤、处理步骤或两个步骤中都添加。起泡剂是泡沫浮选中稳定所形成泡沫的化合物。可从市场上买到合适的起泡剂，例如Huntsman的商品抑制剂是使不需要的矿物表面变得亲水的化合物。现有技术中已知的多胺，例如二乙烯三胺或三乙烯四胺，可以用于作为硫化铁的抑制剂。pH调节剂，例如氧化钙、氢氧化钙或碳酸钠，可被加入以将矿质浆的pH值调节到期望的值，优选为在7至11的范围中的值。
在本发明方法的第三步骤中，对经处理的矿质浆进行泡沫浮选，以形成泡沫和浮选尾矿，在泡沫浮选过程中或在处理矿质浆的第二步骤和泡沫浮选步骤之间向经处理的矿质浆中加入过氧化氢。从浮选尾矿分离泡沫以回收硫化铜精矿。可以使用本领域技术人员公知的用于铜矿石泡沫浮选的设备和工艺来实施。
泡沫浮选可以以单级浮选或多级浮选实施，使用例如采用粗选阶段、扫选阶段(scavenger)和清选阶段(cleaner)。在多级泡沫浮选中，优选在第一浮选阶段前或在第一浮选阶段过程中加入过氧化氢。
当在处理所述矿质浆的步骤和泡沫浮选步骤之间添加过氧化氢时，加入过氧化氢和泡沫浮选的时间段优选小于15分钟，更优选小于3分钟，最优选小于1分钟。限制加入过氧化氢和泡沫浮选的时间段可以提高精矿品位和硫化铜的回收率。
在本发明所述方法的优选实施方式中，泡沫浮选是连续进行的，并且在泡沫浮选过程中连续加入过氧化氢。
优选地，以包含0.5-5重量％过氧化氢的水溶液的形式加入过氧化氢。添加这种稀释的过氧化氢溶液可以比等量更浓缩的过氧化氢溶液提供更高的精矿品位和回收率。因此，在本发明的方法中优选在加入过氧化氢前将市售的含30-70重量％的过氧化氢的过氧化氢溶液稀释至含0.5-5重量％的过氧化氢的稀释溶液。
加入到处理后矿质浆的过氧化氢的量可以根据矿石组成在较宽的范围内变动。本发明的方法只需要少量的过氧化氢。在一般情况下，每吨矿石需要小于100克的过氧化氢，优选使用小于50克/吨。该方法可以少至2克过氧化氢/吨矿石的量实施，但是优选至少5克/吨。
根据矿石组成，一般会有相对于每吨矿石的过氧化氢的最佳量。将过氧化氢的加入量提高到最佳量可以提高精矿品位和硫化铜的回收率，提高过氧化氢的加入量超过最佳量将不会带来进一步的改善，而且通常还会导致精矿品位和硫化铜回收率的降低。
可以根据下述方法确定接近所述过氧化氢最佳量的过氧化氢目标量，不需要进行用于确定精矿品位和硫化铜回收率的矿石分析。进行一系列初步试验，在这些初步试验中，向处理后的矿质浆中加入变动量的过氧化氢，并且在添加过氧化氢后确定出矿质浆中溶解氧浓度。然后将溶解氧浓度相对于过氧化氢添加量绘制，得到具有拐点的曲线，并且过氧化氢的目标量被确定为拐点处过氧化氢的量。本发明的方法优选使用所述目标量的0.5-10倍，更优选使用目标量的0.5-2倍实施。优选地，将溶解氧浓度相对于所过氧化氢的添加量的对数进行绘制，得到在拐点两侧的斜率基本恒定的曲线。
可以使用现有技术中已知的设备来确定所述矿质浆中的溶解氧浓度。确定溶解氧浓度的优选传感器是电流传感器或光学传感器，其通过氧的电化学还原或通过氧致染料的荧光淬灭来测量氧的浓度。所述传感器优选在氧传感装置上具有氧气渗透膜，所述膜对于过氧化氢来说具有低渗透性。
对于本发明使用高铬铸铁合金研磨介质的方法，溶解氧浓度对添过氧化氢的加入量的对数的曲线在拐点处通常有最低点。本发明方法的优选实施方式中利用了该特点，该实施方式中，在添加过氧化氢后的矿质浆中确定溶解氧的浓度，并且调节过氧化氢的添加总量以保持溶解氧浓度最小。这样的调节可以定期地或者当矿石组成发生改变时便利如下进行：通过在测量加入过氧化氢后溶解氧浓度时改变过氧化氢的添加量，并且向实现降低溶解氧浓度的方向继续调整，直到达到溶解氧的最低浓度。
在所获得的硫化铜精矿中，本发明的方法提供了超出预期的精矿品位和硫化铜的回收率，超过了本领域技术人员已知的使用高铬铸铁合金研磨介质替代锻造碳钢研磨介质的单一效果和向使用锻造碳钢研磨介质湿磨获得的矿质浆中添加过氧化氢所观察到的效果。此外，使用用于湿磨的高铬铸铁合金研磨介质显著地降低了达到最优精矿品位和硫化铜回收率所需的过氧化氢的量，并因此降低了通过泡沫浮选回收硫化铜所需的化学品总量。
除了在精矿品位和硫化铜回收率方面提供改进，本发明的方法还可以更好地从矿石中回收金，并且还可以减少硫化铜精矿中硫化铁和砷矿的含量。
本发明的发明人还认识到，不能用矿质浆的氧化还原电位控制或调整本发明方法中过氧化氢的添加量，所述矿质浆的氧化还原电位在现有技术中被用来控制泡沫浮选工艺中氧化剂的添加。他们进一步发现，加入过氧化氢后的溶解氧的浓度是调整本发明方法中所使用过氧化氢量的合适参数，而该参数还未被现有技术发现。
以下实施例对本发明进行说明，但并不意在限制本发明的范围。
实施例
在所有的浮选试验中，使用实验室Magotteaux将矿石研磨成200μm的颗粒尺寸P80，所述实验室Magotteaux使用16*1英寸棒作为研磨介质。将得到的矿质浆转移到实验室浮选槽，并混合两分钟以均匀化。将乙基黄原酸钠作为捕集剂每吨矿加入21克，然后相对于每吨加入5克来自Huntsman公司的H27起泡剂。在通入空气开始浮选前对所得矿质浆处理1分钟。在实施例中，在浮选期间给出的间隔收集四次精矿。通过每10秒用手从矿质浆表面刮掉泡沫来收集每个精矿。对精矿进行称重、分析并累积品位，并用这些数据来计算回收率。绘制品位对回收率的曲线，并且从这些曲线中可以读出下表中给出的特定铜回收率下的品位和特定铜品位下的回收率。
实施例1-6
对沉积铜/金矿石(sedimentarycopper/goldore)进行浮选，所述沉积铜/金矿石的原矿分析(headassay)为铜1.74％、铁9.95％、金3.27ppm、铋168ppm和硫3.21％。
在实施例1和2中，使用变化量的过氧化氢进行初步试验，所述过氧化氢在开始浮选前立即加入，并且在浮选开始后，立即确定氧化还原电位(Eh)和溶解氧(DO)含量。在实施例1中，使用锻造碳钢制成的研磨介质对矿石进行研磨。在实施例2中，使用铬含量15重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质对矿石进行研磨。结果汇总于表1。对于使用高铬铸铁合金研磨介质研磨的矿质浆，没有观察到加入过氧化氢时明显的氧化还原电位变化。
图1示出了实施例1中DO对所添加过氧化氢的量的对数的曲线。图1中的曲线显示过氧化氢量的拐点为约66克/吨，当添加量较少时DO略微降低，当添加量较多时DO迅速提高。图2示出了实施例2的相应曲线，其拐点为约34克/吨，当添加量较少时DO降低，当添加量较多时DO提高。
表1不同的过氧化氢添加量
*不是根据本发明
在实施例3-6中，进行浮选，间隔0.5分钟、2分钟、5分钟和10分钟收集精矿。在实施例3和4中，使用锻造碳钢制成的研磨介质对矿石进行研磨，在实施例5和6中，使用铬含量15重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质对矿石进行研磨。在实施例3和5中，不添加过氧化氢。在实施例4中，在开始浮选前立即以75克/吨矿石的量加入1重量％的过氧化氢水溶液。在实施例6中，在开始浮选前立即以30克/吨矿石的量加入同样的过氧化氢水溶液。
图3显示了实施例3-6的累积铜精矿品位对累积铜回收率的曲线，其中Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。表2和3比较了85％铜回收率和18％铜精矿品位下的这些结果。
表2铜回收率85％时铜和金精矿品位以及金和稀释物(diluent)回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表3铜精矿品位18％时铜和金的回收率以及金和稀释物品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表2的数据显示了，与仅使用过氧化氢或仅使用高铬研磨介质相比，本发明的方法在铜精矿品位和对于硫化铜超过硫化铁的选择性方面具有协同性改善。表3显示了在铜和金的回收率方面的类似的协同性的改善。
实施例7-13
对火山形成的硫化物沉积矿石(volcanogenicsulfidedepositore)进行浮选，所述火山形成的硫化物沉积矿石的原矿分析为铜2.63％、铁19.2％和硫15.9％。
在实施例7和8中，使用不同量的过氧化氢进行初步试验，所述过氧化氢在开始浮选前立即加入，并且在浮选开始后，立即确定氧化还原电位(Eh)和溶解氧(DO)含量。在实施例7中，使用锻造碳钢制成的研磨介质对矿石进行研磨。在实施例8中，使用铬含量21重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质对矿石进行研磨。结果汇总于表4。对于使用高铬铸铁合金研磨介质进行研磨的矿质浆，没有观察到在添加过氧化氢时明显的氧化还原电位的变化。
图4示出了实施例7中DO对所添加过氧化氢的量的对数的曲线。图4中的曲线显示过氧化氢量的拐点为约190克/吨，当添加量较少时没有DO的显著改变，当添加量较多时DO迅速提高。图5示出了实施2中的相应曲线，其拐点为16克/吨，当添加量较少时DO降低，当添加量较多时DO提高。
表4不同的过氧化氢添加量
*不是根据本发明
在实施例9-13中，进行浮选，间隔0.5分钟、2分钟、4分钟和7分钟收集精矿。在实施例9-11中，使用锻造碳钢制成的研磨介质对矿石进行研磨，在实施例12和13中，使用铬含量为21重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质对矿石进行研磨。在实施例9和12中，不添加过氧化氢。在实施例10和11中，在开始浮选前立即以15克/吨矿石和240克/吨矿石的量加入1重量％过氧化氢水溶液。在实施例13中，在开始浮选前立即以15克/吨矿石的量加入同样的过氧化氢水溶液。
图6显示了实施例9-13的累积铜精矿品位对累积铜回收率的曲线，其中Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。表5和6比较了90％铜回收率和18％铜精矿品位下的这些结果。
表5和6的数据显示，对于要达到较高的铜回收率和精矿品位，本发明方法所需过氧化氢比使用锻造碳钢研磨矿石的浮选工艺少。
表5铜回收率90％时铜和铁精矿品位以及稀释物回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表6铜精矿品位18％时铜和铁的回收率以及精矿稀释物的品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
实施例14-18
对斑岩铜/金矿石进行浮选，所述斑岩铜/金矿石的原矿分析为铜0.43％、铁5.4％、金0.18ppm和硫5.0％。
在实施例14中，用锻造碳钢制成的研磨介质研磨的矿石，使用不同的过氧化氢的量进行初步试验，所述过氧化氢在开始浮选前立即加入，并且在浮选开始后，立即确定氧化还原电位(Eh)和溶解氧(DO)的浓度。结果汇总于表7。
表7不同的过氧化氢添加量
*不是根据本发明
图7示出了实施例14中DO对所添加过氧化氢的量的对数的曲线。图7中的曲线显示过氧化氢量的拐点为约95克/吨，当添加量较少时没有DO显著改变，当添加量较多时DO迅速提高。
在实施例15-18中，进行浮选，间隔0.5分钟、2分钟、4分钟和9分钟收集精矿。在实施例15和16中，使用锻造碳钢制成的研磨介质对矿石进行研磨，在实施例17和18中，使用铬含量为18重量％的高铬铸铁合金的研磨介质对矿石进行研磨。在实施例15和17中，不添加过氧化氢。在实施例16和18中，在开始浮选前立即以120克/吨矿石的量加入1重量％过氧化氢水溶液。
图8显示了实施例15-18的累积铜精矿品位对累积铜回收率的曲线，其中Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。表8和9比较了70％铜回收率和9％铜精矿品位下的这些结果。
表8铜回收率70％时铜和金精矿品位以及金和稀释物回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表9铜精矿品位9％时铜和金的回收率以及精矿金和稀释物品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表8的数据显示了，与仅使用过氧化氢或仅使用高铬研磨介质相比，本发明的方法在铜品位和对于硫化铜优于硫化铁的选择性方面具有协同性的改善。表9显示了在铜和金的回收率方面进一步的改善。
实施例19-23
对氧化铁为主的铜/金矿石(ironoxidehostedcopper/goldore)进行浮选，所述铜/金矿石的原矿分析为铜0.83％、铁21.7％、金0.39ppm、砷568ppm和硫5.0％。
在实施例19中，用锻造碳钢制成的研磨介质研磨的矿石，使用不同的过氧化氢的量进行初步试验，所述过氧化氢在开始浮选前立即加入，并且在浮选开始后，立即确定氧化还原电位(Eh)和溶解氧(DO)的含量。结果汇总于表10。
表10不同的过氧化氢添加量
*不是根据本发明
图9示出了实施例19中DO对所添加过氧化氢的量的对数的曲线。图9中的曲线显示过氧化氢量的拐点为约64克/吨，当添加量较少时DO没有明显变化，当过氧化氢量较多时DO迅速提高。
在实施例20-23中，进行浮选，间隔0.5分钟、2分钟、4分钟和8分钟收集精矿。在实施例20和21中，使用锻造碳钢制成的研磨介质对矿石进行研磨，在实施例22和23中，使用铬含量为18重量％的高铬铸铁合金的研磨介质对矿石进行研磨。在实施例20和22中，不添加过氧化氢。在实施例21和23中，在开始浮选前立即以50克/吨矿石的量加入1重量％过氧化氢水溶液。
图10显示了实施例20-23的累积铜精矿品位对累积铜回收率的曲线，其中Cr-代表使用锻造碳钢研磨介质，Cr+代表使用高铬铸铁合金研磨介质。表11和12比较了80％铜回收率和13％铜精矿品位下的这些结果。
表11铜回收率为80％时铜和金的精矿品位以及金和稀释物回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表12铜精矿品位13％时铜和金的回收率以及金精矿和稀释物的品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表11的数据显示了，与仅使用过氧化氢或仅使用高铬研磨介质相比，本发明的方法在铜精矿品位和对硫化铜优于硫化铁的选择性方面具有协同性的改善。表12显示了在铜和金的回收率方面的类似的协同性改善。
实施例24-27
对火山形成的硫化物沉积矿石进行浮选，所述火山形成的硫化物沉积矿石的原矿分析为铜2.65％、铁19.6％和硫16.1％，其与实施例7-13中所用的矿石类似。
在实施例24-27中，使用铬含量21重量％的高铬铸铁合金作为研磨介质对矿石进行研磨。进行浮选，在间隔0.5分钟、2分钟、4分钟和7分钟时收集精矿。在实施例24中，不添加过氧化氢。在实施例25-27中，向处理后的矿质浆中以15克/吨加入1重量％过氧化氢水溶液。在实施例25中，在加入过氧化氢后立即开始浮选。而在实施例26和27中，通过在加入过氧化氢后开始浮选15分钟和60分钟来使用过氧化氢处理所述矿石。
图11显示了实施例24-27的累积铜精矿品位对累积铜回收率的曲线。表13和14比较了94％铜回收率和20％铜精矿品位下的这些结果。
表13铜回收率94％时铜和铁精矿品位以及稀释物回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表14在20％的铜精矿品位下，铜和铁的回收率以及精矿稀释物的品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表13和14的数据显示了，如果在添加过氧化氢和浮选步骤之间没有或只有很短的间隔，本发明的方法提供了最好的结果。但是，即使当所述矿石用过氧化氢处理，本发明的方法相比于使用高铬铸铁合金研磨介质和无过氧化氢仍然带来改善。

Claims (10)

1.一种从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜精矿的方法，包括以下步骤：
a)使用研磨介质湿磨矿石以形成矿质浆，
b)使用捕集剂化合物处理所述矿质浆以形成经处理的矿质浆，以及
c)泡沫浮选经处理的矿质浆以形成泡沫和浮选尾矿，从浮选尾矿分离泡沫以回收硫化铜精矿，
其中在步骤a)中使用由铬含量10-35重量％的高铬铸铁合金制成的研磨介质，并且在步骤b)和步骤c)之间或步骤c)中，将过氧化氢加入经处理的矿质浆。
2.根据权利要求1所述的方法，其中研磨介质为铬含量10-35重量％的高铬铸铁合金球。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其中高铬铸铁合金为含有碳化物相的高铬白口铸铁合金。
4.根据权利要求1-3中任一项所述的方法，其中高铬铸铁合金为不含珠光体且包含少于5重量％奥氏体的马氏体固溶体。
5.根据权利要求1-4中任一项所述的方法，其中在引入用于泡沫浮选的气体前少于15分钟内加入所述过氧化氢。
6.根据权利要求1-4中任一项所述的方法，其中泡沫浮选为连续进行，且在泡沫浮选过程中连续加入过氧化氢。
7.根据权利要求1-6中任一项所述的方法，其中过氧化氢以含0.5-5重量％的过氧化氢的水溶液的形式加入。
8.根据权利要求1-7中任一项所述的方法，其中碱金属烷基黄原酸盐用作捕集剂。
9.根据权利要求1-8中任一项所述的方法，其中过氧化氢的加入量为目标量的0.5-10倍，所述目标量在一系列的初步试验中确定，在这些试验中，改变过氧化氢的加入量，在加入过氧化氢后确定矿质浆中的溶解氧浓度，将溶解氧浓度相对于过氧化氢加入量绘制，得到具有拐点的曲线，所述过氧化氢的目标量确定为该拐点处的过氧化氢量。
10.根据权利要求1-9中任一项所述的方法，其中在加入过氧化氢后确定矿质浆中溶解氧的浓度，并且调整过氧化氢的加入量以保持溶解氧的浓度最低。
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