某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究.pdf

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究 ① 苏 勇， 张丽敏， 孙 伟 （中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083） 摘 要 对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。 结合矿石性质及一系列探索试验研究结果，最终采用铜铅混浮-混浮 精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫，闭路试验获得了铜精矿铜品位 18.25％、铜回收 率73.88％，铅精矿铅品位 59.91％、铅回收率 82.06％，锌精矿锌品位 50.15％、锌回收率 91.82％，硫精矿硫品位 49.96％、硫回收率 74.14％。 通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造，改造后铜精矿品位提高 6.51 个百分点，铜回收率提高 8.68 个 百分点，铅、锌回收率分别提高 6.59 和 2.36 个百分点。 关键词 浮选； 黝铜矿； 多金属硫化矿； 铜铅混浮； 铜铅分离 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2019.03.011 文章编号 0253-6099（2019）03-0046-05 Experimental Study of Mineral Processing Technology for Tetrahedrite-type Copper-Lead-Zinc Ore SU Yong， ZHANG Li-min， SUN Wei （School of Minerals Processing and Bioengineering， Central South University， Changsha 410083， Hunan， China） Abstract Experimental study was carried out for beneficiation of a complex tetrahedrite-type copper-lead-zinc ore. Based on the ore properties and a series of trial tests， a closed-circuit flowsheet， consisting sequentially of Cu／ Pb bulk flotation， regrinding of bulk concentrate， Cu／ Pb separation， zinc flotation from bulk tailings and sulfur flotation from zinc tailings， was adopted to recover Cu， Pb， Zn and S resources. A copper concentrate with Cu grade and recovery of 18.25％ and 73.88％， a lead concentrate with Pb grade and recovery of 59.91％ and 82.06％， a zinc concentrate with Zn grade and recovery of 50.15％ and 91.82％， and a sulfur concentrate with S grade and recovery of 49.96％ and 74.14％， respectively， were reclaimed from the closed-circuit test. Then， the optimized flowsheet and reagent regime was adopted for the alteration of dressing technology. And it was found that the obtained copper concentrate had Cu grade and recovery increased by 6.51 percentage points and 8.68 percentage points respectively， while the Pb and Zn recoveries increased by 6.59 percentage points and 2.36 percentage points， respectively. Key words flotation； tetrahedrite； multimetallic sulfide ore； Cu-Pb bulk flotation； Cu／ Pb separation 作为关系到国计民生的重要金属，铜铅锌被广泛 地应用于工农业生产等诸多领域[1]，而铜铅锌金属的 主要来源为铜铅锌硫化矿。 一般铜铅锌多金属硫化矿 矿物组成复杂，选矿产品种类多，各目的矿物相互致密 共生，嵌布粒度细且不均匀，这些特点造成该类矿石分 选流程较复杂、单体解离困难[2]。 某铜铅锌矿原矿中 铜主要以黝铜矿形式赋存，矿石中硫铁矿含量高达 50％以上，金属硫化物之间共生关系复杂，部分目的矿 物嵌布粒度微细，矿石的这些特点导致铜铅精矿品位 偏低，铅精矿砷、锑含量超标。 目前选厂采用优先浮选 工艺流程，原矿磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 85％，采 用一粗两精两扫的浮选工艺获得铜精矿，铜浮选尾矿 采用一粗三精两扫的浮选工艺获得铅精矿，铅浮选尾 矿采用一粗两精两扫获得锌精矿，锌尾矿采用一粗一 扫一精获得硫精矿，但现有选厂生产指标存在铜铅回 收率偏低、铜铅精矿互含严重的缺点，铜回收率仅为 62％，铅回收率 75％，锌回收率 90％。 针对该矿矿石性质，本文采用铜铅混浮-混浮精矿 ①收稿日期 2019-01-05 基金项目 2011协同创新-战略金属矿产资源清洁利用（10300-150200001） 作者简介 苏 勇（1993-），男，安徽安庆人，硕士研究生，主要研究方向为复杂难选矿物分离。 通讯作者 孙 伟（1973-），男，河北邯郸人，博士，教授，长江学者，博士研究生导师，主要研究方向为选矿药剂设计开发、选矿废水处理及 复杂难选矿物分离。 第 39 卷第 3 期 2019 年 06 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №3 June 2019 万方数据 再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收 该矿中的铜、铅、锌、硫。 1 矿石性质 原矿主要化学成分分析结果见表 1。 矿石中可供 回收的有价组分为铜、铅、锌、硫。 矿石中主要金属矿 物有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿，其次为毒砂、黝铜矿、车 轮矿，偶见白铅矿、菱锌矿；脉石矿物以白云石、方解 石、石英为主，其次为云母、高岭石。 表 1 原矿主要成分化学分析结果（质量分数） ／ ％ PbZnCuFeSAsCaO SiO2 MgOAl2O3 3.896.340.3625.65 28.980.5119.139.672.060.45 矿样的构造类型主要为块状构造大部分黄铁矿、 闪锌矿、方铅矿等常呈致密块状-块状构造产出；其次 为浸染状构造矿石中闪锌矿、方铅矿、毒砂等金属矿 物在脉石中呈星点、稀疏浸染状分布。 原矿中铜主要以黝铜矿形式存在，多在方铅矿中 以细粒包裹形式产出，粒径一般在 30 μm 以下，会随 着铅浮选进入铅精矿中，从而导致铅精矿含砷、锑超 标，因此必须进行铜铅分离，以获得合格的铅精矿。 方铅矿属于中细粒嵌布，0.019 mm 以下的铅占总 铅的 15％以上，且复杂交代黄铁矿、闪锌矿，这部分铅 解离困难，易随黄铁矿一起进入硫精矿中，少部分进入 到锌精矿中。 闪锌矿主要与黄铁矿、方铅矿等呈致密块状、团块 状产出，粒径较为粗大，粒径一般在 0.2 ～ 2.5 mm 之 间，较易回收。 2 方案选取 铜铅锌多金属矿常采用优先浮选、混合浮选、部分 混合浮选、等可浮等方案进行浮选[3-7]。 根据矿石性 质，考察了优先浮选、铜铅混浮-铜铅尾矿浮锌-锌尾矿 浮硫、铜铅锌混浮等工艺对铅锌硫的回收情况。 方案 探索试验结果表明，采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜 铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺流程回收原 矿中的有价元素。 3 试验结果与讨论 3.1 铜铅混浮 3.1.1 磨矿细度条件试验 按照图 1 所示流程，进行了磨矿细度条件试验，结 果见图 2。 原矿 磨矿 药剂单位g/t 石灰 硫酸锌 乙黄药25黑药 2油 铜铅 混合浮选 铜铅混合精矿尾矿 1000 400 2525 20 图 1 条件试验流程 -0.074 mm粒级含量／％ 35 30 25 20 15 10 5 0 95 90 85 80 75 70 556065707580 品位／％ 回收率／％ ■ ● □ ○ ■ ● ■ ● □ ○ ■ ● □ ○ ■ ● □ ○ ■ ● □ ○ 铅品位 铜品位 铅回收率 铜回收率 ○ □ 图 2 磨矿细度试验结果 结果表明，随着磨矿细度增加，铜铅回收率有所增 加，当磨矿细度达到-0.074 mm 粒级占 65％以后，铜铅 回收率增加不明显，因此，磨矿细度选择-0.074 mm 粒 级占 65％较为适宜。 3.1.2 抑制剂用量条件试验 该矿部分方铅矿与黄铁矿复杂交代共生，在方铅 矿浮选时，如果加强黄铁矿的抑制必然会造成铅精矿 回收率偏低。 本研究的技术思路是在铜铅混浮时，将 与铅复杂共生的一部分黄铁矿一并浮起。 因此黄铁矿 抑制剂种类与用量的选择非常关键，抑制能力过强，部 分包裹铅的黄铁矿被抑制，无法达到提高铜铅回收率 的目的；抑制能力过弱，黄铁矿上浮量过大，对后续精 选造成压力过大，甚至无法获得合格的精矿产品。 经 方案对比，最终确定采用六偏磷酸钠＋石灰＋硫酸锌的 组合抑制剂对黄铁矿与脉石进行抑制。 按照图 1 所示流程，在磨矿细度-0.074 mm 粒级 占 65％、六偏磷酸钠用量 150 g／ t 条件下进行了石灰 用量试验，结果见图 3。 结果表明，随着石灰用量增 加，铜铅粗精矿铜铅回收率略有降低，但当石灰用量超 过 800 g／ t 后，铜铅回收率大幅度降低，因此，石灰的合 适用量为 800 g／ t。 石灰用量 800 g／ t，其他条件不变，进行了六偏磷 酸钠用量试验，结果见图 4。 结果表明，随着六偏磷酸 钠用量增加，铜铅粗精矿铜铅品位增加，当六偏磷酸钠 用量超过 150 g／ t 后，铜铅粗精矿品位增加不明显，因此， 74第 3 期苏 勇等 某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究 万方数据 石灰用量／g t-1 35 30 25 20 15 10 5 0 95 90 85 80 75 70 2004008006001000 1200 1400 1600 品位／％ 回收率／％ ■ ● □ ○ ■ ● ■ ● □ ○ ■ ● □○ ■ ● □ ○ ■ ● □ ○ 铅品位 铜品位 铅回收率 铜回收率 ○ □ 图 3 石灰用量试验结果 六偏磷酸钠用量／g t-1 35 30 25 20 15 10 5 0 95 90 85 80 75 50100150200 品位／％ 回收率／％ ■ ● □ ○ ■ ● ■ ● □ ○ ■ ■ ●● □ ○ □ ○ ■ ● □ ○ 铅品位 铜品位 铅回收率 铜回收率 ○ □ 图 4 六偏磷酸钠用量条件试验结果 六偏磷酸钠用量为 150 g／ t 时获得的铜铅粗精矿的品 位与回收率较理想。 3.1.3 捕收剂种类试验 按照图 1 所示流程，在捕收剂用量为 50 g／ t 条件 下考察了乙硫氮＋25 号黑药、丁铵黑药＋25 号黑药、乙 黄药＋25 号黑药、丁黄药、苯胺黑药＋25 号黑药、乙黄 药对铜铅混浮的影响，结果见表 2。 其中组合药剂的 比例均为 1 ∶1。 结果表明，乙硫氮＋25 号黑药、丁铵黑 药＋25 号黑药以及苯胺黑药＋25 号黑药选择性较好， 铜铅粗精矿品位较高，但回收率略低；丁黄药以及乙黄 药获得铜铅粗精矿回收率较高，但选择性较差。 这是 因为，丁黄药与乙黄药较其他药剂，对黄铁矿的捕收能 力强，与黄铁矿复杂共生的方铅矿一起进入精矿，提高 了方铅矿的回收率。 综合比较，以乙黄药＋25 号黑药为 捕收剂获得的铜铅粗精矿品位与回收率均较理想。 表 2 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类 品位／ ％回收率／ ％ CuPbCuPb 乙硫氮＋25 号黑药1.0624.3484.7487.56 丁铵黑药＋25 号黑药1.0423.6187.2789.15 乙黄药＋25 号黑药0.9922.5690.3392.63 丁黄药0.9120.6790.1592.15 苯胺黑药＋25 号黑药1.2127.7886.2989.15 乙黄药0.9221.4788.1592.57 3.1.4 捕收剂用量条件试验 25 号黑药与乙黄药比例为 1∶1，其他条件不变，进 行了捕收剂总用量试验，结果见图 5。 结果表明，随着 捕收剂总用量增加，铜铅粗精矿铜铅回收率增加，品位 降低，当捕收剂用量达到 50 g／ t 后，铜铅粗精矿回收率 增加不明显，但品位继续下降，因此，捕收剂总用量以 50 g／ t 为宜。 捕收剂用量／g t-1 35 30 25 20 15 10 5 0 95 90 85 80 75 70 3050406070 品位／％ 回收率／％ ■ ● □ ○ ■ ● ■ □ ○ ■ ●● □ ○ ● ■ ■ ● □ ○ □○ 铅品位 铜品位 铅回收率 铜回收率 ○ □ 图 5 捕收剂用量条件试验结果 3.1.5 铜铅混浮粗精矿再磨细度条件试验 原矿中部分方铅矿复杂交代黄铁矿，黝铜矿以细 粒形式被包裹于方铅矿中，因此铜铅混浮粗精矿需经 再磨才能提高铜铅矿物解离度。 以铜铅混合浮选粗精 矿为给矿进行一次空白精选，研究了再磨细度对铜铅 精矿选别指标的影响，结果见图 6。 结果表明，随着再 磨细度增加，铜铅精矿铜铅品位与回收率增加，当再磨 细度达到-0.037 mm 粒级占 80％以后，铜铅浮选回收 率增加不明显，因此，再磨细度选择-0.037 mm 粒级占 80％为宜。 -0.037 mm粒级含量／％ 40 30 20 10 0 90 85 80 75 70 65 60 6575708085 品位／％ 回收率／％ ■ ● □ ○ ■ ● ■ □ ○ ■ ●● □ ○ ● ■ ■ ● □ ○ □ ○ 铅品位 铜品位 铅回收率 铜回收率 ○ □ 图 6 再磨细度条件试验结果 3.2 铜铅分离 由于黝铜矿与方铅矿的可浮性相近[8-9]，黝铜矿 与方铅矿的分离比黄铜矿与方铅矿的分离难度大很 多。 欲实现黝铜矿与方铅矿的分离，需强化方铅矿的 抑制。 经过多种方案比较，本次铜铅分离采用活性炭 84矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 进行预先脱药，然后采用 Z-200 为捕收剂、水玻璃＋ CMC＋YZ（YZ 是一种无机物，不常用于铜铅分离作业） 为组合抑制剂强化方铅矿的抑制，其中 YZ 对方铅矿 的选择性抑制效果最为明显。 按照图 7 所示流程进行 了 YZ 用量条件试验，结果见表 3。 此处混合精矿是指 经过一次粗选二次扫选二次精选闭路试验获得的铜铅 混合浮选精矿。 由表 3 结果可知，在 YZ 用量为 500 g／ t 时，获得的铜精矿与铅精矿品位与回收率较为理想，因 此，YZ 用量以 500 g／ t 为宜。 混合精矿药剂单位g/t 活性炭 水玻璃 CMC YZ Z-200 铜铅 分离 铜精矿铅精矿 600 200 60 10 图 7 铜铅分离试验流程 表 3 铜铅分离粗选 YZ 用量试验结果 YZ 用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ CuPbZnCuPbZn 铜精矿79.454.5433.588.1695.9270.1768.47 0铅精矿20.550.7555.19 14.534.0829.8331.53 混合精矿 100.003.7638.029.47100.00100.00100.00 铜精矿54.156.5225.619.0394.2136.7751.53 200铅精矿45.850.4752.01 10.035.7967.2348.47 混合精矿 100.003.7537.719.49100.00100.00100.00 铜精矿34.0910.21 15.03 11.3491.7813.5540.52 500铅精矿65.910.4749.618.618.2286.4559.48 混合精矿 100.003.7937.829.54100.00100.00100.00 铜精矿30.7310.78 14.57 11.3088.7411.8236.29 800铅精矿69.270.6148.218.8011.2688.1863.71 混合精矿 100.003.7337.879.57100.00100.00100.00 3.3 锌浮粗选硫酸铜用量试验 按照图 8 所示流程对铜铅混合浮选闭路尾矿采用 浮选回收锌，锌浮选粗选硫酸铜用量试验结果见图 9。 结果表明，随着硫酸铜用量增加，锌精矿锌品位降低、 锌回收率升高，硫酸铜的适宜用量为 700 g／ t。 铜铅混浮尾矿药剂单位g/t 石灰 硫酸铜 丁黄药 2油 锌 粗选 锌精矿尾矿 3500 220 30 图 8 铜铅混合浮选尾矿回收锌试验流程 硫酸铜用量／g t-1 40 38 36 34 32 30 100 96 92 88 84 80 300600450750900 品位／％ 作业回收率／％ ■ ■ 锌品位 锌回收率 ▲ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 9 硫酸铜用量条件试验结果 3.4 闭路试验 在上述试验确定的工艺流程与药剂制度的基础上 进行了全流程闭路试验，试验结果见表 4，试验流程见 图 10。 采用该工艺流程与药剂制度获得的铜精矿铜品 位 18.25％、铜回收率 73.88％，铅精矿铅品位 59.91％、 铅回收率 82.06％，锌精矿锌品位 50.15％、锌回收率 91.82％，硫精矿硫品位 49.96％、硫回收率 74.14％。 表 4 全流程闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ CuPbZnSCuPbZnS 铜精矿1.4818.25 10.154.6123.1373.883.931.031.20 铅精矿5.240.2559.915.7030.153.5882.064.525.55 锌精矿12.100.111.2550.15 32.123.643.9591.8213.65 硫精矿42.250.090.580.2949.9610.396.401.8574.14 尾矿38.920.080.360.133.998.513.660.775.45 原矿100.000.373.836.6128.47 100.00 100.00 100.00 100.00 4 工业改造与实践 工业改造的原则是尽可能地利用现有设备。 根据 试验确定的工艺流程和药剂制度对现场流程实施了改 造。 具体改造方案包括 1） 磨矿系统降低磨矿细度，将原有的两段磨矿 改为一段磨矿，原有的二段磨矿改为铜铅粗精矿再磨。 2） 主体浮选系统闲置原铜浮选系统，原选铅浮 选系统改为铜铅混合浮选系统，磨矿后的矿浆自搅拌 桶直接引入原铅粗选浮选槽进行铜铅混合浮选，混合 浮选尾矿进入原锌浮选系统照常选锌，锌浮选尾矿进 入选硫系统进行硫浮选。 3） 新建铜铅分离系统铜铅混合精矿经新安装的 浓密机浓缩脱药后进行再磨，再磨后的矿浆经搅拌桶后 进行铜铅分离浮选。 铜铅分离系统为新安装的浮选机。 改造前后生产指标见表 5。 改造后铜精矿品位提 高了 6.51 个百分点，铜回收率提高了 8.68 个百分点， 铅、锌回收率分别提高了 6.59 个百分点和 2.36 个百分 点。 技术改造带来的经济效益显著。 94第 3 期苏 勇等 某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究 万方数据 原矿 磨矿 药剂单位g/t 石灰 硫酸锌 六偏磷酸钠 25黑药 乙黄药 铜铅混浮 粗选 800 400 150 25 25 3 min 3 min 2 min -0.074 mm占65％ 再磨-0.037 mm占80％ 3 min 2 min2 min 2 min1.5 min 混浮 扫选1混浮 精选1 混浮 精选2混浮 扫选2 石灰 硫酸铜 丁黄药 2油 3500 700 220 30 3 min 5 min 2 min 1 min 1 min 25黑药 乙黄药 10 10 2 min 25黑药 乙黄药 5 5 2 min 锌 粗选 4 min 3 min2 min 1 min2 min 锌 扫选1锌 精选1 锌 精选2锌 扫选2 丁黄药 2油 50 50 2 min 1 min 丁黄药 2油 30 10 2 min 1 min 石灰15003 min 石灰10003 min 活性炭 水玻璃 CMC YZ Z-200 600 200 60 500 10 3 min 3 min 2 min 2 min 2 min 铜铅分离 粗选 铜精矿 4 min 3 min2 min 1 min2 min 铅精矿 分离 扫选1分离 精选1 分离 精选2分离 扫选2 Z-200102 min Z-20052 min 硫酸 丁黄药 2油 8000 20 30 3 min 2 min 1 min 硫 粗选 尾矿硫精矿 3 min 3 min2 min 锌精矿 溢流水 硫 扫选硫 精选 丁黄药 2油 50 20 2 min 1 min 浓缩 脱药 图 10 闭路试验流程 5 结 语 1） 矿石中可供回收的有价组分为铜、铅、锌、硫。 铜主要以黝铜矿形式存在，多在方铅矿中以细粒包裹 表 5 改造前后工业生产指标对比 项 目 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ CuPbZnSCuPbZnS 改 造 前 铜精矿 1.93 12.14 15.15 5.61 28.61 62.698.011.842.41 铅精矿 4.621.06 59.93 6.83 30.15 13.1075.885.356.09 锌精矿 10.61 0.151.53 50.05 32.254.264.4590.0614.96 硫精矿 35.61 0.090.810.31 45.378.587.901.8770.65 尾矿47.23 0.090.290.112.8511.373.750.885.89 原矿100.00 0.373.655.90 22.87 100.00 100.00 100.00 100.00 改 造 后 铜精矿 1.41 18.65 9.264.53 25.69 71.373.451.001.43 铅精矿 5.200.21 60.01 5.16 28.132.9682.474.205.76 锌精矿 11.54 0.111.35 51.15 31.153.454.1292.4214.15 硫精矿 41.05 0.100.610.25 45.56 11.146.621.6173.60 尾矿40.80 0.100.310.123.1611.073.340.775.07 原矿100.00 0.373.786.39 25.41 100.00 100.00 100.00 100.00 形式产出，粒径一般在 30 μm 以下。 铅主要以方铅矿 形式存在，属于中细粒嵌布，0.019 mm 以下的铅占总 铅的 15％以上，且复杂交代黄铁矿、闪锌矿。 2） 经方案对比，确定采用铜铅混浮-混浮精矿再 磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收原 矿中的有价元素。 3） 经条件对比，铜铅混浮采用六偏磷酸钠＋石灰 ＋硫酸锌的组合抑制剂对黄铁矿与脉石进行抑制，可 在确保铜铅回收率的同时有效提高铜铅精矿品位；铜 铅分离采用水玻璃＋CMC＋YZ 组合抑制剂，可有效实 现黝铜矿与方铅矿的浮选分离。 4） 采用试验所确定的工艺流程与药剂制度对现 场生产工艺进行了改造，改造后铜精矿品位提高了 6.51 个百分点，铜回收率提高了 8.68 个百分点，铅、锌 回收率分别提高了 6.59 个百分点和 2.36 个百分点。 技术改造带来的经济效益显著。 参考文献 [1] 魏明安，孙传尧. 硫化铜、铅矿物浮选分离研究现状及发展趋势[J]. 矿冶， 2008，17（2）6-15. [2] 徐 斌. 黝铜矿型铜铅锌硫化矿浮选新药剂及其综合回收新工艺 研究[D]. 长沙中南大学资源加工与生物工程学院， 2013. [3] 罗仙平，王淀佐，孙体昌，等. 某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮 选试验研究[J]. 金属矿山， 2006（6）30-34. [4] 范 娜，李天恩，段 珠. 复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研 究[J]. 矿冶工程， 2011，31（4）48-50. [5] 陈代雄，杨建文，李晓东. 高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺流程试验 研究[J]. 有色金属（选矿部分）， 2011（1）1-5. [6] 罗仙平，高 莉，马鹏飞，等. 安徽某铜铅锌多金属硫化矿选矿工 艺研究[J]. 有色金属（选矿部分）， 2014（5）11-16. [7] 黄建芬，余江鸿. 某复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究[J]. 有色金属（选矿部分）， 2015（5）10-15. [8] 姜 毅，梁 军，郭建斌，等. 甘肃某铜铅锌多金属矿选矿试验研 究[J]. 矿产保护与利用， 2012（3）15-19. [9] 张红英，陈志强，罗传胜. 某难选铜矿选矿新工艺研究[J]. 材料 研究与应用， 2014，8（4）263-267. 引用本文 苏 勇，张丽敏，孙 伟. 某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿 试验研究[J]. 矿冶工程， 2019，39（3）46-50. 05矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据