赞比亚瑞娜铜矿选矿试验工艺研究.pdf

．1 0 ．有色金属 选矿部分 2 0 1 8 年第5 期 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 8 ．0 5 ．0 0 3 赞比亚瑞娜铜矿选矿试验工艺研究 陈志海1 1 ．新兴发展集团有限公司，北京1 0 0 0 2 0 ；2 ． ，翟建民2 新兴铸管 浙江 铜业有限公司，杭州3 1 1 4 0 0 摘要以赞比亚瑞娜铜矿作为选矿试验研究对象，通过浮选流程方案比较，最终确定采用铜钴优先工艺流程 进行浮选试验，通过捕收剂种类用量、石灰用量、磨矿细度、浮选时间、开路和闭路多组试验，在磨矿细度为一7 4 斗m 占 5 5 ％，铜粗选、扫选总浮选时间为l Om i n ，铜精选时添加石灰的用量为3 0 0 1 0 0g ／t 参数条件下，浮选闭路试验获得了 铜品位为2 50 2 ％、铜回收率为9 5 ．9 5 ％的铜精矿，钴品位为0 ．2 3 ％、钴回收率为4 1 ．0 7 ％的钴精矿，较好解决了瑞娜矿 体结合相矿石中铜、钴的回收率难题，为多金属选矿提供了重要的技术支撑。 关键词多金属铜矿；铜钴优先浮选工艺 中图分类号T I 9 5 2 ．1 ；T D 9 1 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 8 0 5 伽1 0 _ 0 6 S t u d yo nE x p e r i m e n t a lP r o c e s sO fR e y n aC o p p e rO r ei nZ a n l b i a C H E NZ h 漉Q t 、Z H A ll i n n m i n ，． X i n z 西增D e 可e f o p ，n e 凡fC o ．，￡￡反，B e 玎西皤，D D D 2 D ，C i n n ； 2 ．x i n x i n gP i p e s0Z h e j t o n g 、C o p p e rC o ．，L t L ，H o n g z h o u3lI4 0 0 ，C h i n a ] A b s t r a c t I nt h i sp a p e rt h em i n e r a lp r o c e s s i n ge x p er i m e n t so nR e y n ao r e i nZ a m b i aw e r ec a r r i e do u tb y c o m p a r i s o no fn o t a t i o np r o c e s ss c h e m e s ，a n dt h es e l e c t i v ep m c e s so fc o p p e ra n dc o b a l tw a sn n a l l yd e t e r m i n e d ． T h r o u g hm u l t i p l et e s t so nt y p e sa n dd o s a g eo fc o l l e c t o r s ， t h ed o s a g eo fl i m e ，t h eg r i n d i n g6 n e n e s s ，n o t a t i o nt i m e a n do p e nc i r c u i ta n dc l o s e dc i r c u i tt e s t s ．．W h e nt h eg r i n d i n gf i n e n e s sw a s一7 4 斗ma c c o u n t i n gf o r5 5 ％，t h et o t a l n o a t a t i o nt i m eo fC ur o u g h i n ga n ds c a v e n g i n gw a sl0m i n u t e s ，t h ea m o u n to fl i m ei s3 0 0g ／t 10 0g ／tf o rC u c l e a n i n g s ， t h ef b l l o w i n ge x p e r i m e n t a lr e s u l t sw e r ea c h i e v e db yc l o s e dc i r c u i te x p e r i m e n t t h eg r a d eo fc o p p e ri s 2 5 ．0 2 ％，t h er e c o v e r yo fc o p p e ri s9 5 ．9 5 ％；t h eg r a d eo fc o b a l ti s0 ．2 3 ％，t h er e c o v e r yo fc o b a l ti s4 1 ．0 7 ％． T h ep r o b l e mo fo r eb o d yb i n d i n gp h a s ew i t hc o p p e ra n dc o b a l tr e c o v e r yw a ss o l v e db e t t e r ，a n dt h es t u d yp r o v i d e d i m p o n a n tt e c h n i c a ls u p p o r tf b rp o l y m e t a l l i co r ed r e s s i n g ． K e yw o r d s p o l y m e t a l l i cc o p p e rd e p o s i t ；c o p p e ra n dc o b a l tp r e f b r e n t i a ln o t a t i o np r o c e s s i n g 选矿中以回收目的矿物为硫化铜矿物和硫化铁 矿物的矿石称为铜硫矿。铜硫矿的矿物组成复杂， 主要产于含铜黄铁矿矿床，少数在矽卡岩铜矿矿床 中。产地不同的铜硫矿的矿物共生组合、矿石品位、 嵌布特性和贵金属含量存在差别。因此，铜硫矿的 选矿工艺也不尽相同，常见的铜硫矿石的选矿流程 有混合浮选、优先浮选、部分优先一混合浮选等。。 本文以赞比亚瑞娜铜矿作为选矿试验研究对 象，经化学分析，矿石含铜0 ．5 5 ％、硫1 ．0 4 ％、钻 0 ．0 0 70 ％、砷0 ．1 9 ％、金0 ．4 6g ／t 、银2 ．8 8g ／t 。工 艺矿物学研究表明，铜主要以独立矿物黄铜矿存在， 矿石的氧化率低，属典型的硫化铜矿石；钴主要赋存 在其载体矿物毒砂中；矿石中碳的含量较高，造岩元 素以硅、铝、钾、钠等元素为主，脉石矿物除了以长石、 云母和石英为主外，亦含有明显数量的碳酸盐矿物。 1 影响选矿指标的工艺矿物学因素 工艺矿物学研究结果表明，矿石中铜主要以独 立矿物的形式存在，而钴则主要赋存在载体矿物毒 砂中。矿石中铜含量为0 ．5 5 ％，化学物相分析结果 表明，以硫化物形式存在的铜占有率为9 9 ．4 6 ％，氧 化铜中铜的分布率极低，选矿时铜应具有较高的选 矿回收率。矿石中铜矿物主要为黄铜矿，其次是少 量的蓝辉铜矿和斑铜矿，黄铜矿是选别的重要目的 收稿日期2 0 1 7 1 2 _ 0 7修回日期2 0 1 8 旬8 ．1 0 作者简介陈志海 1 9 8 3 一 ，男．安徽休宁人，硕士，工程师，从事矿山勘查，采矿和选矿工程方面的工作 万方数据 2 0 18 年第5 期 陈志海等赞比亚瑞娜铜矿选矿试验工艺研究 1 1 矿物。由于矿石中黄铜矿的嵌布粒度较粗以及矿石 结构构造上的特点，磨矿时大多数黄铜矿容易实现 单体解离，这对铜的选矿回收十分有利。矿石中虽 含有蓝辉铜矿和斑铜矿，但由于他们的矿物含量太 低，对铜精矿质量的影响不大。总体来看，选别时铜 应具有较好的选矿指标。 矿石中钴的含量比较低，为0 ．0 0 70 ％。化学物 相分析结果表明，硫化物及硫砷化物中钴的分布率 为9 8 ．5 9 ％，氧化物中钴的分布率极少。矿物学研 究结果证实，毒砂是本矿石中钴的主要载体矿物，未 见钴的独立矿物，矿石中绝大多数毒砂中都不同程 度地含钴，毒砂中平均含钴为1 ．5 7 ％；依据毒砂的 矿物含量来测算，矿石中近9 2 ％的钴赋存在毒砂 中，而毒砂的嵌布粒度较细，在粗磨条件下，大部分 钴会损失在尾矿中。 2选矿方案 矿石中回收的目的矿物以黄铜矿为主，以少量 的含钴矿物为辅，根据矿石的性质以及矿物的可浮 性，一般可采用混合浮选工艺流程和优先浮选工艺 流程来综合回收矿石中的铜和钴，因此分别进行这 两个方案的探索试验。优先浮选工艺流程见图1 ， 混合浮选试验工艺流程见图2 ，试验结果见表l 。 由表1 可知，采用铜钴优先浮选时，铜回收率较 混合浮选时高近l ％，同时考虑到该矿以回收目的 铜矿物为主，并且钴的含量又非常低。因此综合考 虑，确定回收铜钴时采用铜钴优先浮选方案。 表1 T a b l e1 原矿药剂H { 量单位 钻粗精矿 g 儿； b J 单位m I n 图1铜钴优先浮选探索试验流程 F i g ．1 C o p p e ra n dc o b a l tP r e f e r e n t i a l n o t a t i o np r o c e s s 原矿 铜钴粗精矿 尾矿 图2 铜钴混合浮选探索试验流程 F i g ．2C o p p e ra n dc o b a l tb u l kn o t a t i o np r o c e s s 浮选流程方案试验结果 T e s tr e s u l t so m o t a t i o np r o c e s s ／％ 3 选矿试验研究鬻篙，’籍艺羹裂墓茎篙三；蓑嚣淼言，翁喜 3 ．1 铜浮选试验研究精矿的铜回收率较高，而铜粗精矿的钴回收率和硫 3 ．1 ．1 粗选捕收剂种类试验回收率较低，因此采用z 一2 0 0 作优先浮选铜粗选的 在磨矿细度一7 4 “m 占6 5 ％、石灰用量10 0 0 ∥t 捕收剂。 万方数据 ．1 2 ．有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第5 期 表2捕收剂种类试验结果 T a b l e2 T e s tr e s u l t so fc o l l e c t o r st y p e ／％ 荆女鬻耄 髟产品名称产率F ≤L T F 甓L 丁 f 口t‘1乙UL Oo 乙uu J 铜粗精矿 3 ．9 51 2 ．8 60 ．0 1 801 3 ．6 69 4 ．4 6 1 0 ．2 25 0 ．9 9 B K 4 0 43 0 尾矿 9 6 ．0 5 0 ．0 3 l0 ．0 0 650 ．5 45 ．5 48 9 ．7 8 4 9 ．0 1 原矿1 0 0 ．0O ．5 4 0 ．0 0 701 ．0 61 0 0 ．01 0 0 ．0 1 0 0 ．O 铜粗精矿 4 ．4 91 1 ．5 3O ．0 1 20 1 1 ．8 69 5 ．9 37 ．3 55 1 ．2 7 Z 2 0 03 0 尾矿 9 5 ．5 lO ．0 2 30 ．0 0 7OO ．5 3 4 ．0 79 2 ．54 8 ．7 3 原矿 1 0 0 ．0O ．5 40 ．0 0 721 ．0 L 4 l o oO1 0 0 ．Ol o o ．0 铜粗精矿 3 ．8 31 3 ．8 3O ．叭3O1 5 ．2 7 9 4 ．6 76 ．9 85 5 ．3 8 丁基黄药5 0尾矿 9 6 ．1 7 0 ．0 3 0O ．0 0 680 ．4 9 5 ．3 39 3 ．0 2“．6 2 原矿 l o oO0 ．5 600 0 7O1 ．0 6 1 0 0 ．01 ．0 01 0 0 ．0 铜粗精矿 3 ．5 l 1 4 ．5 20 ．0 0 951 4 ．2 28 9 ．9 5 4 ．7 34 8 ．9 3 A P 03 0 尾矿 9 6 ．4 90 ．0 5 90 ．0 0 69 0 ．5 41 0 ．0 59 5 ．2 7 5 1 ．0 7 原矿 1 0 0 ．00 ．5 70 ．0 0 7O1 ．0 2 1 0 0 ．O1 0 0 ．01 0 0 ．O 3 ．1 ．2 粗选石灰用量试验 在磨矿细度一7 4 m 占6 5 ％、捕收剂z 一2 0 0 用 量3 0g ／t 条件下，进行铜浮选石灰用量试验，结果见 表3 。从表3 可知，随着石灰用量的增加，铜粗精矿 的铜品位与回收率均增加，但当石灰用量增加到 l0 0 0g ／t 后，铜粗精矿中铜品位与回收率变化不显 著。因此综合考虑，确定石灰用量为l0 0 0g ／t ，此时 矿浆p H 值为1 0 ．2 。 表3 T a b l e3 石灰石用量试验结果 T e s tr e s u l t so f1 i m e s t o n ea m o u n t／％ 3 ．1 ．3 粗选捕收剂用量试验 在磨矿细度一7 4 斗m 占6 5 ％、石灰用量10 0 0 ∥t 条件下，进行铜浮选捕收剂z 一2 0 0 用量试验[ 3 ] ，结 果见表4 。从表4 可知，随着捕收剂用量的增加， 铜粗精矿的铜品位与回收率均增加，但当捕收剂 用量增加到3 0 ∥t 后，铜粗精矿中铜品位与回收 率增加不显著。因此综合考虑，确定捕收剂用量 为3 0g ／t 。 表4 T a b l e4 捕收剂用量试验结果 T e s tr e s u l t so fc o l l e c t o r sa m o u n t ／％ 3 ．1 ．4 粗选磨矿细度试验 在石灰用量10 0 0g ／t 、捕收剂z 一2 0 0 用量 3 0g ／t 条件下，进行铜浮选磨矿细度试验，结果见 表5 。从表5 可知，随着磨矿细度的增加，铜粗精 矿的铜品位与回收率均增加，但当磨矿细度达到 一7 4 “m 占5 5 ％后，铜粗精矿中铜品位与回收率 增加均不明显。因此综合考虑，确定磨矿细度为 一7 4 m 占5 5 ％1 4 万方数据 2 0 1 8 年第5 期 陈志海等赞比亚瑞娜铜矿选矿试验工艺研究．1 3 ． 表5 磨矿细度试验结果表6 铜浮选时间试验结果 T a b l e5T e s tr e s u l t so fo r eg r i n d i n gn n e n e s s ／％T a b l e6 T e s tr e s u l t so fn o t a t i o nt i m e ／％ 一一 一雾篙喜量 产品名称 产率铜品位铜回收率 浮黑缈 产品名称产率 铜品位铜刚复率 3 ．1 ．5 铜浮选时间试验 铜矿物的浮选速率较快，浮选2m i n ，铜回收率 接近9 1 ．5 2 ％；浮选1 0m i n ，铜回收率达9 7 ．5 5 ％；浮 选1 0m i n 后再扫选，铜的回收率很低㈧。由此可 见，铜粗选、扫选总浮选时间为1 0m i n 即可。 3 ．1 ．6 铜精选石灰用量试验 由前述工艺矿物学研究可知，该铜矿中含有一 定量的毒砂。因此在进行铜精选时，对铜精矿的砷 含量进行了考察’6o ，试验结果见表7 。从表7 可知， 精选时随着石灰用量的增加，铜精矿的铜品位逐渐 增加，而铜精矿含砷量逐渐降低，当铜精选I 的石灰 用量为3 0 0g ／t 以后，铜精矿的铜回收率降低较大； 而且此时中矿2 的含砷量高于中矿1 的含砷量，说 明此时砷得到了有效抑制。因此综合考虑，确定铜 精选时添加石灰的用量为3 0 0 1 0 0g ／t 。 表7精选石灰用量试验结果 T a b l e7T e s tr e s u l t so fl i m e s t o n ea m o u n／％ 笠翌 兰兰竺兰兰二玉二兰二二互兰兰1 0 O p H 值1 0 ．4 1 0 ．2 铜精矿 4 7 ．4 22 5 ．5 7O ．3 49 7 ．4 84 7 ．6 6 中矿l 1 1 ．7 41 ．5 9O ．3 61 ．5 01 2 ．4 9 中矿24 0 ．8 40 ．3 l0 ．3 31 ．0 23 9 ．8 5 铜粗精矿 l o o ．01 2 ．4 4O ．3 41 0 0 ．01 0 0 ．O 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第5 期 3 ．2 钴浮选粗选捕收剂用量试验 钴粗选捕收剂选用丁基黄药，进行捕收剂用量 试验m 。依据试验结果，随着丁基黄药用量的增 加，钴粗精矿的钴品位与回收率增加。但当丁基黄 药用量增加到7 5 ∥t 后，钴粗精矿的回收率增加不 铜 原矿 显著。因此综合考虑，确定钴粗选捕收剂丁基黄药 的用量为7 5g ／t 。 3 ．3 开路试验 开路试验流程见图3 ，试验结果见表8 。 钻精矿 图3 开路试验流程 F i g ．3 F l o w s h e e to fo p e n c i r c u i tt e s t 表8 开路试验结果 T a b l e8 R e s u l t so f 叩e n c i r c u i tt e s t ／％ 产品名称 产率』堑生一 旦些奎 生一 生 垦 里 一 铜精矿 1 ．6 3 2 9 ．7 9 O ．0 0 52 9 ．7 78 8 ．3 l 1 ．24 6 ．4 6 中矿1 O ，6 1 O ．2 3O ．2 7 3 6 ．8 3O ．2 52 4 ．7 2 1 ．5 1 中矿2 O ．5 5 4 ．6 50 ．0 1 45 ．6 7 4 ．6 510 5 2 ．9 9 中矿3 2 ．0 70 ．6 8 O ．0 1 919 2 2 ．5 65 ．8 73 ．8 钴精矿 2 ．7 2 0 ．4 3O ．0 1 l1 ．6 3 2 ．1 34 ．3 7 4 ．2 4 中矿4 O ．8 6 0 ．0 90 ．0 6 35 ．6 2 0 ．】4 8 ．1 34 ．6 3 中矿5 1 ．6 50l 0 ．0 3 53 ．6 5 0 ．38 ．5 85 ．7 7 中矿61 ．3 9O ．0 8 0 ．0 32 ．8 1O ．2 6 ．1 73 ．7 4 尾矿8 8 ．5 20 ．0 0 9 O ．0 0 30 ．0 8 11 ．4 6 3 9 ．9 36 ．8 6 垦竺竺 竺竺 竺 竺 塑 竺 ’_ ●一 从表8 可知，铜精矿的铜品位2 9 ．7 9 ％，铜回收 率8 8 ．3 1 ％，铜精矿含砷2 9 ．7 7 ％；钴精矿的钴品位 0 ．0 1 1 ％，钴回收率4 ．3 7 ％，钴精矿含砷1 ．6 3 ％尾 矿中铜品位0 ．0 0 9 ％，尾矿中铜回收率1 ．4 6 ％；尾矿 中钴品位0 ．0 0 3 ％，尾矿中钴回收率3 9 ．9 3 ％。 万方数据 2 0 1 8 年第5 期 陈志海等赞比亚瑞娜铜矿选矿试验工艺研究1 5 3 ．4 闭路试验 在开路试验的基础上，通过浮选闭路试验，铜精 矿的铜品位2 5 ．0 2 ％，铜回收率9 5 ．9 5 ％，铜精矿含 砷0 ．2 8 ％；钴精矿的钴品位0 ．2 3 ％，钴回收率 原矿 4 1 ．0 7 ％，钴精矿含砷6 ．7 1 ％；铜精矿中金、银品位 分别为1 3 ．2 4 、2 6 ．6 8g ／t ，金、银回收率分别为 6 0 ．8 1 ％和1 9 ．6 6 ％[ 9 。。 钻精矿 图4 闭路试验流程 F i g ．4 F l o w s h e e to fc l o s e d - c i r c u i tt e s t 表9闭路试验结果 T a b l e9 R e s u l t so fc l o s e d ．c i r c u i tt e s t／％ 产品名称 产率～1 i 云_ _ _ 鱼堕L i _ i 可1 i 云_ } 型堑等i i 可 铜精矿 2 ．0 92 5 ．0 20 ．0 0 92 5 ．0 4O ．2 81 3 ．2 42 6 ．6 89 5 ．9 52 ．7 65 0 ．4 73 ．2 86 0 ，8 11 9 、6 6 钴精矿 1 ．2 3O ．4 6 0 ．2 3 3 3 ．8 9 6 ．7 15 ．8 51 1 ．5 21 ．0 44 1 ．0 74 0 ．2 04 6 ．2 91 5 ．8 l5 ．0 0 尾矿 9 6 ．6 80 ．叭7 0 ．0 0 4 0 ．1 0 0 ．0 9 3 0 ．1 l 2 ，2 13 ．0 l5 6 ．1 79 ．3 35 0 ．4 32 3 ．3 87 5 ．3 4 原矿 l o o ．OO ．5 50 ．0 0 71 ．0 40 ．1 80 ．4 6 2 ．8 4 l o o ．01 0 0 ．0 1 0 0 ．01 0 0 ．O1 0 0 ．O1 0 0 ．0 1 单位为g ／t 。 3 ．5 回水试验 将浮选闭路试验产品过滤水合并放置一天后， 进行了磨矿作业以及粗、扫选作业的回水试验，考察 回水对铜、钴、硫和砷在浮选时的影响⋯。从试验 结果来看，加入回水后，对铜浮选影响不明显，仅当 回水比例达到6 0 ％后再增加回水比例时，回水对钴 的浮选回收率有不利影响。因此综合考虑，在回水 比较较大时，要降低粗选石灰的用量，以便降低粗选 的p H 值。 4结论 1 矿石化学分析结果表明原矿铜品位 0 ．5 5 ％，钴品位O ．0 0 7 ％，砷品位0 ．1 9 ％，金品位 0 ．4 6g ／t ；银品位2 ．8 8 ∥t 。 2 化学物相分析结果表明原矿的硫化铜中铜 占9 9 ．4 6 ％，氧化铜中铜占O ．5 4 ％；硫化钴中的钴占 9 8 ．5 9 ％，氧化钴中钴占1 ．4 1 ％。 { 下转第5 2 页 万方数据 5 2 有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第5 期 金精矿提铅工艺，铅精矿按1 85 0 0 形t 金属、 折价系数按7 0 ％计算，则产生的年经济效益为 铅精矿部分，铅价格铅计价系数铅金属量 金价格金计价系数金金属量 银价格银计 价系数银金属量 1 85 0 0 7 0 ％6 1 ．9 4 ％ 1 1 ．4 3 ％7 ．1 2 ％ 2 7 0 9 7 ．0 ％7 5 ．4 0 11 ．4 3 ％ 7 ．1 2 ％十3 ．5 0 7 0 ．5 ％34 8 1 1 1 ．4 3 ％ 7 ．1 2 ％ 35 0 0 3 0 0 3 l0 6 8 万形年 金精矿部分，金价格金计价系数金金属量 银价格x 银计价系数x 银金属量 2 7 0 9 4 ．0 ％3 0 ．8 5 8 8 ．5 7 ％7 ．1 2 ％ 3 ．5 5 9 ％ 6 8 2 ．6 8 8 ．5 7 ％7 ．1 2 ％ 6 11 7 8 万形年 进行提铅工艺后，年经济效益 3 10 6 8 6 11 7 8 9 22 4 6 万形年 通过经济效益分析，若本研究的金精矿提铅工 艺成功推广应用后，每年添加药剂成本6 8 ．5 万元， 可增加经济效益94 6 8 ．5 万元。 4结论 1 某金精矿样中含金3 5 ．5 2g ／t 、含银10 1o ．7g ／t ， 铅含量高达7 ．8 3 ％。金以银金矿为主，方铅矿的解 离度达9 2 ．8 6 ％，少部分方铅矿与银金矿关系密切。 2 本次试验采用“一次粗选、两次精选、一次扫 选”闭路循环试验，获得铅精矿中含铅6 1 ．9 4 ％、金 7 5 ．4 0g ／t 、银3 4 8 1 ．0 ∥t 、铅回收率8 8 ．1 0 ％；金精矿 尾矿 中含金3 0 ．8 5g ／t 、银6 8 2 ．6 ∥t 、铅1 ．0 8 ％， 实现了铅金的高效回收分离。 3 本试验采用活性炭脱药，以常规浮选药剂、 简单工艺流程，实现了铅资源的高效回收，每年新增 效益94 6 8 ．5 万元，经济效益显著，达到了企业科技 增效的目的。 参考文献 [ 1 ] 周源，陈江安．铅锌选矿技术[ M ] ．北京化学工业出 版社，2 0 1 2 2 1 ． [ 2 ] 廖德华．从某金精矿中回收金银铜铅锌的试验研究 [ J ] ．矿产综合利用，2 0 1 0 5 1 8 2 2 ． [ 3 ] 卜显忠，王洋，高珂，等．强化脱药促进广西某铅锌 矿等可浮精矿的分离[ J ] ．金属矿山，2 0 1 6 6 7 3 7 6 ． [ 4 ] 张泾生，阙煊兰．矿用药剂[ M ] ．北京冶金工业出版 社，2 0 0 8 6 2 4 J 6 4 6 ． [ 5 ] 戴晶平，刘侦德．铅锌选矿技术 M ] ．长沙中南工业大 学出版社，2 0 1 0 5 4 ． [ 6 ] 周为民．铅硫分离时抑制剂的选择[ J ] ．有色金属 选 矿部分 ，2 0 1 4 2 1 6 ．2 0 ． 上接第1 5 页 3 通过一系列的浮选试验研究，在磨矿细度为 一7 4 m 占5 5 ％，铜粗选、扫选总浮选时问为1 0m i n ， 铜精选时添加石灰的用量为3 0 0 1 0 0 ∥t ，瑞娜铜 矿中的铜、钴回收率最高，分别达到9 5 ．9 5 ％ 和4 1 ．0 7 ％。 4 本选矿试验较好的解决了瑞娜铜矿中铜、钴 浸出率难题，而对于矿体中伴生元素金、银等贵金属 回收，还有待于进一步研究其回收工艺。 参考文献 [ 1 ] 翁存建，马鹏飞，王鹏程，等．我国铜硫矿选矿技术研究 进展[ J ] ．有色金属科学与工程，2 0 1 4 5 1 1 7 一1 2 2 ． [ 2 ] 袁铭泽，周兴龙，王兰华．四川某硫化铜矿浮选新药剂 试验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 7 1 7 3 - 7 4 ． [ 3 ] usG E O L O G I c A Ls u R V E Y ． T h e u p p e rc r e t a c e o u s G u a y n o p a1 0 C Ga n dG u a y n o p i t ap 0 1 p h y r yc o p p e rd e p o s i t s ， c h i h u a h u a ，M e x i c o2 0l6 [ R ] ．P u b I i s h e db yG e l o l o g i c a l S u r V e y ，2 0 1 6 ． [ 4 ] 廖德华，鲁军，廖银英．某低品位金铜矿石浮选柱应 用试验研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 1 7 2 7 9 。8 1 ． [ 5 ] 申萍，潘鸿迪．中亚成矿域斑岩铜矿床基本特征 [ [ J ] ．岩石学报，2 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