某低品位微细粒金矿石浮选试验研究.pdf

某低品位微细粒金矿石浮选试验研究 ① 邓立佳１， 代淑娟１， 宿少玲２， 胡志刚３ （１．辽宁科技大学 矿业工程学院，辽宁 鞍山 １１４０５１； ２．中国科学院金属研究所，辽宁 沈阳 １１００１６； ３．辽宁省地质矿产研究院，辽宁 沈阳 １１００３２） 摘 要 对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究，确定了浮选工艺参数为磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８７．０７％，ｐＨ 调整剂 硫酸用量 １ ５００ ｇ／ ｔ，活化剂硫酸铜用量 ５００ ｇ／ ｔ，捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为 ７５ ｇ／ ｔ，经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路 浮选流程获得了精矿金品位 ２１．３０ ｇ／ ｔ、尾矿金品位 ０．２８ ｇ／ ｔ、精矿产率 ７．２０％、金回收率 ８５．５１％的选别指标。 关键词 金矿； 浮选； 微细粒 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１７．０１．００９ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１７）０１－００３１－０３ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｌｅａｎ Ｕｌｔｒａｆｉｎｅ-ｇｒａｉｎｅｄ Ｇｏｌｄ Ｏｒｅ ＤＥＮＧ Ｌｉ-ｊｉａ１， ＤＡＩ Ｓｈｕ-ｊｕａｎ１， ＳＵ Ｓｈａｏ-ｌｉｎｇ２， ＨＵ Ｚｈｉ-ｇａｎｇ３ （１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ａｎｓｈａｎ １１４０５１， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｅｔａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， Ｃｈｉｎｅｓｅ Ａｃａｄｅｍｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ， Ｓｈｅｎｙａｎｇ １１００１６， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｌｉａｏｎｉｎｇ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｇｅｏｌｏｇｙ ａｎｄ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ， Ｓｈｅｎｙａｎｇ １１００３２， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ａ ｌｏｗ-ｇｒａｄｅ ｕｌｔｒａｆｉｎｅ-ｇｒａｉｎｅｄ ｇｏｌｄ ｏｒｅ ｗａｓ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ， ｗｉｔｈ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ａｓ ｆｏｌｌｏｗｓ ｔｈｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ －０．０７４ ｍｍ ８７．０７％ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｏｓａｇｅ ｆｏｒ ｐＨ ｒｅｇｕｌａｔｏｒ （ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ）， ａｃｔｉｖａｔｏｒ （ｃｏｐｐｅｒ ｓｕｌｆａｔｅ） ａｎｄ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒｓ （ｂｕｔｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ ａｎｄ ａｍｍｏｎｉｕｍ ｄｉｂｕｔｙｌ ｄｉｔｈｉｏｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｗｅｉｇｈｔ ｒａｔｉｏ ｏｆ １∶１） ａｓ １ ５００， ５００ ａｎｄ １５０ ｇ／ ｔ， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ａｄｏｐｔｉｎｇ ａ ｃｌｏｓｅｄ-ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｏｎｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ ａｎｄ ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｃｌｅａｎｉｎｇ， ａ ｇｏｌｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ｇｏｌｄ ｇｒａｄｅ， ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｎｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｙｉｅｌｄ ｏｆ ２１．３０ ｇ／ ｔ， ８５．５１％ ａｎｄ ７．２０％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ， ｗａｓ ｃｏｌｌｅｃｔｅｄ， ｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｌｏｓｔ ｉｎ ｔｈｅ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｗａｓ ｒｅｄｕｃｅｄ ｔｏ ０．２８ ｇ／ ｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｇｏｌｄ ｏｒｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｕｌｔｒａｆｉｎｅ ｇｒａｉｎ   金矿资源作为重要的矿产资源，随着需求量不断 增加，易处理金矿资源越来越少，而难处理金矿资源更 多地受到人们的关注。 难处理金矿资源主要包括含碳 金矿石、微细粒嵌布金矿石、含金多金属硫化矿石和含 砷硫化金矿石等［１－２］。 某低品位微细粒金矿石中金矿 物为自然金，自然金与金属硫化矿共生密切，主要充填 在黄铁矿裂隙和粒间，或包裹在闪锌矿、黄铜矿中，少 量分布于脉石中。 由于嵌布在脉石中的金粒度细小，很 难从脉石中解离出来，对金的回收有一定影响。 采用浮 选法进行含金矿物的富集，获得了较好的选别指标。 １ 原料性质 样品经颚式破碎机、对辊破碎机破碎至－２ ｍｍ，混 匀和缩分，取出选矿试验样品、化验样品和备样。 原矿 化学多元素分析结果见表 １。 由表 １ 可知，矿石中可 回收元素为金，含量较低，有害元素为砷。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Ａｕ１）ＰｂＴＦｅＡｓＳＣ １．８１０．０８５４．３９０．０８２２．８１１．０７ Ａｇ１）Ｚｎ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ３．１００．０７８７２．６５９．１３３．３０１．６６  １） 单位为 ｇ／ ｔ。 矿石中发现的金矿物全部为自然金，镜下观察发 现，自然金在矿石中分布较分散，粒度不均匀，主要以 麦粒状、粒状、短脉状和不规则状产出，多充填在黄铁 矿的孔隙、粒间和边缘，与黄铁矿毗连共生，大部分自 ①收稿日期 ２０１６－０９－０７ 基金项目 国家自然科学基金（５１５７４１４６） 作者简介 邓立佳（１９８９－），男，辽宁人，硕士研究生，主要研究方向为难处理金选冶及菱镁矿选矿。 通讯作者 代淑娟（１９６７－），女，辽宁新民人，教授，博士，主要从事难处理金选冶及菱镁矿选矿研究。 第 ３７ 卷第 １ 期 ２０１７ 年 ０２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３７ №１ Ｆｅｂｒｕａｒｙ ２０１７ 万方数据 然金与黄铁矿嵌布关系密切，少部分自然金包裹在黄 铜矿和方铅矿中，还有少量自然金嵌布于脉石中。 自 然金以细粒嵌布为主，含量为 ７７．１９％，其次为微粒级， 含量为 ２２．８１％，未见有＋３７ μｍ 粒级的自然金。 ２ 浮选试验 矿石中可回收的元素为金，载金矿物为黄铁矿等 金属硫化矿。 根据金及载金矿物与脉石矿物间物理化 学性质的差异，可利用浮选工艺将载金矿物从矿石中 分离出来，从而实现金的富集和回收［３－４］。 ２．１ 磨矿细度试验 按照图 １ 所示流程进行了磨矿细度条件试验，结 果见图 ２。 图 ２ 结果表明，随着磨矿细度增加，精矿回 收率增加，粗精矿品位略有降低，－０．０７４ ｍｍ 粒级含量 达到 ８７．０７％后，精矿回收率增加趋缓，尾矿品位也不 再明显降低，因此，确定磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级 占 ８７．０７％。  g/t 2 1000 50 50 40 图 １ 磨矿细度试验流程 -0.074mm 9.0 8.8 8.6 8.4 8.2 8.0 90 85 80 75 70 65 60 5060708090100 gt-1 图 ２ 磨矿细度试验结果 ２．２ ｐＨ 调整剂种类及用量试验 调整剂是调节捕收剂与矿物颗粒作用的辅助药 剂，浮选过程多在调整剂和捕收剂的适当配合作用下 进行，从而获得最佳的分选指标［５］。 硫酸（Ｈ２ＳＯ４）和 碳酸钠（Ｎａ２ＣＯ３）作为在含金硫化矿分选过程中常用 的 ｐＨ 调整剂，得到广泛应用。 另外，硫酸、碳酸钠同 时也是黄铁矿的活化剂。 按照图 １ 所示流程进行了 ｐＨ 调整剂种类及用量试验，结果见表 ２。 表 ２ 调整剂种类与用量试验结果 调整剂 种类 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 粗精矿产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 原矿品位 ／ （ｇｔ －１ ） 无１７．１８８．００７９．４２１．７３ Ｎａ２ＣＯ３１ ０００１７．８０８．２０８３．１４１．７６ Ｎａ２ＣＯ３２ ０００１５．０７８．９０７７．４４１．７３ Ｈ２ＳＯ４１ ５００１７．８１８．５０８５．２０１．７８ Ｈ２ＳＯ４３ ０００１７．２６８．６０８３．６８１．７７ 由表 ２ 可知，试验所用的 ２ 种调整剂在一定范围 内对粗精矿品位影响不大，但碳酸钠用量较高时，精矿 回收率较低，随着矿浆 ｐＨ 值降低，精矿回收率有所提 高，说明该矿石在酸性条件下更有利于金的浮选回收。 硫酸用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ 时粗精矿金回收率相对较高，因 此，确定矿浆调整剂为硫酸，用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ。 ２．３ 水玻璃用量试验 水玻璃是常用的脉石矿物抑制剂和矿泥分散剂。 按照图 １ 所示流程，考查了在浮选中添加水玻璃对金 及载金矿物与脉石矿物分离的影响，结果见表 ３。 表 ３ 水玻璃用量试验结果 水玻璃用量 ／ （ｇｔ －１ ） 粗精矿产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 原矿品位 ／ （ｇｔ －１ ） ０１７．７２８．４０８２．６４１．８０ １ ０００１８．４８８．１０８３．６１１．７９ ２ ０００１８．７１７．８０８２．９１１．７６ 由表 ３ 可知，添加水玻璃后，精矿品位有所下降， 精矿回收率变化不大。 因此可以认为水玻璃对提高该 金矿石品位的作用不明显，综合考虑，后续试验不添加 水玻璃。 ２．４ 硫酸铜用量试验 硫酸铜是硫化矿浮选工艺中常用的活化剂，通过 铜离子在硫化矿表面发生置换反应，形成硫化铜薄膜， 能够使捕收剂更加牢固地吸附在硫化矿表面，从而提 高硫化矿的分选效果［６］。 按照图 １ 所示流程，考查了 硫酸铜用量对金富集效果的影响，结果见表 ４。 表 ４ 硫酸铜用量试验结果 硫酸铜用量 ／ （ｇｔ －１ ） 粗精矿产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 原矿品位 ／ （ｇｔ －１ ） ０１７．７２８．４０８２．６４１．８０ ５００１７．８４８．３０８４．２５１．７６ １ ０００１６．５２８．８０８１．７０１．７８ 表 ４ 结果表明，适当添加硫酸铜可以提高精矿回 收率，但硫酸铜加入量过大，矿浆表面张力增加，矿化 泡沫变脆，造成泡沫层稳定性变差，精矿产率和金回收 率降低。 确定硫酸铜用量以 ５００ ｇ／ ｔ 为宜。 ２３矿 冶 工 程第 ３７ 卷 万方数据 ２．５ 捕收剂配比试验 丁基黄药和丁铵黑药是有色金属硫化矿和金矿石 浮选的常用药剂［７］。 在捕收剂总用量为 １００ ｇ／ ｔ 的条 件下，考查了这两种药剂的配比对该金矿石分选效果的 影响，结果见表５。 试验结果表明，单独使用丁基黄药效 果较差，两种药剂混合使用时，丁铵黑药占比增加，精矿 产率和金回收率趋于增加；单独使用丁铵黑药，浮选泡 沫较粘，精矿产率和金回收率较高，但精矿品位低。 综 合考虑，确定丁基黄药和丁铵黑药的配比为 １∶１。 表 ５ 捕收剂配比试验结果 丁基黄药 ∶ 丁铵黑药 粗精矿产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 原矿品位 ／ （ｇｔ －１ ） １∶０１５．８２８．９０７９．５５１．７７ ３∶１１７．２２８．６０８１．７３１．８１ １∶１１７．８４８．３０８４．２５１．７６ １∶３１９．６５７．７０８５．０９１．７８ ０∶１２１．０８７．３０８５．１５１．８１ ２．６ 捕收剂用量试验 捕收剂用量对能否实现目的矿物的充分有效回收 起着关键作用。 丁基黄药和丁铵黑药按 １ ∶１配比，捕收 剂总用量试验结果见表 ６。 试验结果表明，捕收剂用量 增加，粗精矿产率和回收率随之增加，精矿品位降低。 当丁基黄药和丁铵黑药用量各为 ７５ ｇ／ ｔ 时，金回收率达 到 ８５．８０％，继续增加药剂用量，金回收率不再增加，尾 矿品位不再降低。 确定捕收剂用量为丁基黄药和丁铵 黑药各 ７５ ｇ／ ｔ。 表 ６ 捕收剂用量试验结果 捕收剂用量 ／ （ｇｔ －１ ） 粗精矿产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 原矿品位 ／ （ｇｔ －１ ） ７０１６．２７８．６０８０．８８１．７３ １００１７．７２８．４０８３．７９１．７８ １３０１８．２６８．１０８４．５８１．７５ １５０１８．５９８．２０８５．８０１．７８ １７０１９．２３７．８０８５．６９１．７５ ２．７ 闭路试验 在条件试验基础上进行了闭路试验，试验流程见 图 ３，结果见表 ７。 采用一次粗选、两次精选、两次扫选 的浮选闭路试验流程，得到最终精矿金品位为 ２１．３０ ｇ／ ｔ、精矿回收率为 ８５．５１％。 ２．８ 浮选精矿化学多元素分析 浮选精矿化学多元素分析结果见表 ８。 由表 ８ 可 知，精矿金含量达到 ２１．３０ ｇ／ ｔ，精矿中有害元素为砷、 硫、碳，并含有少量铅、锌，对后期的进一步回收会有一 定影响，需适当加以考虑。  g/t 1 1 2 2 500 200 4min 2min 2min 3min 3min -0.074mm87.07 2 200 30 30 20 2 200 30 30 20 2 1500 500 75 75 40 图 ３ 闭路试验流程 表 ７ 浮选闭路试验结果 产品名称产率／ ％金品位／ （ｇｔ －１ ）回收率／ ％ 精矿７．２０２１．３０８５．５１ 尾矿９２．８００．２８１４．４９ 原矿１００．００１．７９１００．００ 表 ８ 精矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Ａｕ１）Ａｇ１）ＴＦｅＡｓＳＣｕＰｂＺｎＣ ２１．３０３４．６０２５．７２０．７９２３．５６０．２６０．５４０．６７２．５４  １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ３ 结  论 对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究。 在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８７．０７％、ｐＨ 调整剂 硫酸用量 １ ５００ ｇ／ ｔ、活化剂硫酸铜用量 ５００ ｇ／ ｔ、捕收 剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为 ７５ ｇ／ ｔ 的药剂制度作 用下，采用一粗二精二扫闭路浮选流程，获得了精矿金 品位 １．７９ ｇ／ ｔ、尾矿金品位 ０．２８ ｇ／ ｔ、精矿产率 ７．２０％、 金回收率 ８５．５１％的指标。 精矿中含有有害元素砷、 硫、碳，并含有少量的铅、锌，对后期的进一步回收会有 一定影响，需适当加以考虑。 参考文献 ［１］ 李 岩，周桂英，宋永胜． 青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究 ［Ｊ］． 金属矿山， ２００９（８）５７－５９． ［２］ 聂光华，刘春龙． 微细粒金矿石选矿试验研究［Ｊ］． 中国矿业， ２００６，１５（１１）７６－７８． ［３］ 胡为柏． 浮选［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９８６． （下转第 ３８ 页） ３３第 １ 期邓立佳等 某低品位微细粒金矿石浮选试验研究 万方数据 表 ４ 浮选闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＭｏＳＣｕＭｏＳ 钼精矿０．０３３０．３５４８．８５４．５７０．０３６８．９６０．０７ 铜精矿１．７６７２２．８５０．０７０３４．１２８７．１７５．１８２９．６９ 硫精矿３．０３０．３５０．０４８４０．７５２．３０６．０５６１．０７ 尾矿９５．１７０．０５１０．００５０．１９１０．５０１９．８３９．１７ 原矿１００．０００．４６０．０２４２．０２１００．００１００．００１００．００ ３ 结  论 １） 工艺矿物学分析表明矿石中主要可回收矿物 为黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿，并且矿石中的黄铁矿及黄 铜矿呈浸染状、脉状及细脉浸染状构造。 有用矿物嵌 布粒度较细，部分矿物呈紧密共伴生态，需要细磨才能 单体解离。 粗选细磨既增加能耗，同时还会使铜钼异 步浮选过程中含铜矿物增加，导致后续铜钼分离难度 增加。 综合考虑经济效益和工艺流程等因素，采用阶 段磨矿以提高选矿指标和经济效益。 ２） 采用异步混合浮选工艺产出铜钼混合精矿及 铜精矿、硫精矿，将铜浮选作业分为两个阶段，第一阶 段是在充分回收钼矿物的同时将可浮性较好的铜矿物 一并回收获得铜钼混合精矿，然后再对铜钼混合精矿 再磨分离得到钼精矿和铜精矿；第二阶段选用捕收能 力强的捕收剂强化含铜矿物的回收，所得铜硫精矿再 磨后进行铜硫分离得到铜精矿和硫精矿。 通过优化和 控制异步混合浮选工艺中的磨矿细度，最终获得品位 ２２．８５％、回收率 ８７．１７％的铜精矿和品位 ４８．８５％、回收 率 ６８．９６％的钼精矿。 参考文献 ［１］ Ｇｕａｎｇ-ｙｉ Ｌｉｕ， Ｙｉ-ｐｉｎｇ Ｌｕ， Ｈｏｎｇ Ｚｈｏｎｇ， ｅｔ ａｌ． Ａ ｎｏｖｅｌ ａｐｐｒｏａｃｈ ｆｏｒ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｆｒｏｍ ａ ｐｏｒｐｈｙｒｙ ｃｏｐｐｅｒ- ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ｏｒｅ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１２，３６－３８３７－４４． ［２］ Ｊｏｒｊａｎｉａ Ｅ， Ｂａｒｋｈｏｒｄａｒｉａ Ｈ Ｒ， Ｔａｙｅｂｉ Ｋｈｏｒａｍｉａ Ｍ， ｅｔ ａｌ． Ｅｆｆｅｃｔｓ ｏｆ ａｌｕ- ｍｉｎｏｓｉｌｉｃａｔｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｏｎ ｃｏｐｐｅｒ-ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ Ｓａｒｃｈｅｓｈｍｅｈ ｐｏｒｐｈｙｒｙ ｏｒｅｓ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１１，２４（８）７５４－７５９． ［３］ Ｚａｎｉｎ Ｍ， Ａｍｅｔｏｖ Ｉ， Ｇｒａｎｏ Ｓ， ｅｔ ａｌ． Ａ ｓｔｕｄｙ ｏｆ ｍｅｃｈａｎｉｓｍｓ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｉｎ ａ ｂｕｌｋ ｃｏｐｐｅｒ／ ｍｏｌｙｂｄｅｎｕｍ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｉｒｃｕｉｔ ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， ２００９，９３（３－４） ２５６－２６６． ［４］ ＬＩＵ Ｇｕａｎｇ-ｙｉ， ＺＨＯＮＧ Ｈｏｎｇ， ＸＩＡ Ｌｉｕ-ｙｉｎ， ｅｔ ａｌ． Ｉｍｐｒｏｖｉｎｇ ｃｏｐｐｅｒ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｆｒｏｍ ａ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｃｏｐｐｅｒ ｐｏｒｐｈｙｒｙ ｏｒｅ ｂｙ ｕｓｉｎｇ ｅｔｈｏｘｙｃａｒｂｏｎｙｌ ｔｈｉｏｕｒｅａ ａｓ ａ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ［ Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１１，２４（８）８１７－８２４． ［５］ Ｓｍｉｔ Ｆ Ｊ， Ｂｈａｓｉｎ Ａ Ｋ． Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｏｆ ｐｅｔｒｏｌｅｕｍ ｈｙｄｒｏｃａｒｂｏｎ ｃｈａｒａｃ- ｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ａｎｄ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， １９８５，１５（１－２）１９－４０． ［６］Ｊｉａｎ-ｈｕａ ＣＨＥＮ， Ｌｉ-ｈｏｎｇ ＬＡＮ， Ｘｉｎｇ-ｊｉｎ ＬＩＡＯ． Ｄｅｐｒｅｓｓｉｏｎ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｐｓｅｕｄｏ ｇｌｙｃｏｌｙｔｈｉｏｕｒｅａ ａｃｉｄ ｉｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ-ｍｏｌｙｂｄｅ- ｎｕｍ［Ｊ］． Ｔｒａｎｓａｃｔｉｏｎｓ ｏｆ Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ Ｓｏｃｉｅｔｙ ｏｆ Ｃｈｉｎａ， ２０１３， ２３（３）８２４－８３１． ［７］ Ｔｒｉｆｆｅｔｔ Ｂ， Ｖｅｌｏｏ Ｃ， Ａｄａｉｒ Ｂ Ｊ Ｉ， ｅｔ ａｌ． Ａｎ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｆａｃｔｏｒｓ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｉｎ ｔｈｅ Ｋｅｎｎｅｃｏｔｔ Ｕｔａｈ Ｃｏｐｐｅｒ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｉｒｃｕｉｔ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２００８，２１（１２－１４） ８３２－８４０． ［８］ Ｒａｇｈａｖａｎ Ｓ， Ｈｓｕ Ｌａｎｄ Ｌ Ｆａｃｔｏｒｓ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｔｈｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｆｒｏｍ ｐｏｒｐｈｙｒｙ ｃｏｐｐｅｒ ｏｒｅｓ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， １９８４，１２（１－３）１４５－１６２． ［９］ Ｆａｉｒｔｈｏｒｎｅ Ｇ， Ｆｏｒｎａｓｉｅｒｏ Ｄ， Ｒａｌｓｔｏｎ Ｊ． Ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｉｏｎｏｃａｒｂａｍａｔｅ ａｎｄ ｔｈｉｏｕｒｅａ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒｓ ｗｉｔｈ ｓｕｌｐｈｉｄｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ ａ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ａｄｓｏｒｐ- ｔｉｏｎ ｓｔｕｄｙ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， １９９７，５０ （４）２２７－２４２． ［１０］ Ｈｏｐｅ Ｇ Ａ， Ｂｕｃｋｌｅｙ Ｆ Ｍ， Ｍｕｎｃｅ Ｃ Ｇ， ｅｔ ａｌ． Ｇｏｌｄ ｅｎｈａｎｃｅｄ ｓｐｅｃ- ｔｒｏｅｌｅｃｔｒｏｃｈｅｍｉｃａｌ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｏｆ ２-ｍｅｒｃａｐｔｏｂｅｎｚｏｔｈｉａｚｏｌｅ， ｉｓｏｐｒｏｐｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ ａｎｄ ｂｕｔｙｌｅｔｈｏｘｙｃａｒｂｏｎｙｌｔｈｉｏｕｒｅａ ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｎ ｍｉｎｅｒａｌｓ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２００７，２０（１０）９６４－９６９． ［１１］ Ｗｅｎｑｉｎｇ Ｑ， Ｆｅｎ Ｊ， Ｗｅｉ Ｓ， ｅｔ ａｌ． Ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｃｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ ａｎｄ Ｍａｒｍａｔｉｔｅ ｂｙ ＭＢＴ ａｎｄ Ｅｌｅｃｔｒｏｃｈｅｍｉｃａｌ Ａｎａｌｙｓｉｓ［Ｊ］． Ｉｎｄ Ｅｎｇ Ｃｈｅｍ Ｒｅｓ， ２０１２，５１（３５）１１５３８－１１５４６． ［１２］ 刘广义，钟 宏，戴塔根，等． 中碱度条件下乙氧羰基硫脲浮选分 离铜硫［Ｊ］． 中国有色金属学报， ２００９，１９（２）３８９－３９６． ［１３］ Ａｎｉｔａ Ａ， Ｐａｗｌｉｋ Ｍ． Ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｃｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ ａｎｄ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｅｓｅｎｃｅ ｏｆ ｌｉｇｎｏｓｕｌｆｏｎａｔｅｓ． Ｐａｒｔ Ｉ． Ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｓｔｕｄｉｅｓ［Ｊ］． Ｍｉｎ- ｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２００７，２０（６）６００－６０８． ［１４］ Ａｎｓａｒｉ Ａ， Ｐａｗｌｉｋ Ｍ． Ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｃｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ ａｎｄ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｅｓｅｎｃｅ ｏｆ ｌｉｇｎｏｓｕｌｆｏｎａｔｅｓ． Ｐａｒｔ ＩＩ． Ｈａｌｌｉｍｏｎｄ ｔｕｂｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２００７，２０（６）６０９－６１６． ［１５］ 蒋玉仁，周立辉，薛玉兰，等． 新型抑制剂浮选分离黄铜矿和辉钼 矿的研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２００１（１）３３－３６． ［１６］ Ｊｉａｎｈｕａ Ｃ， Ｙｕｑｉｏｎｇ Ｌ， Ｙｅ Ｃ． Ｃｕ-Ｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｖｉａ ｔｈｅ ｃｏｍ- ｂｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｈｕｍａｔｅ ａｎｄ ｌｉｍｅ ｉｎ ａ ｌｏｗ ｐＨ ｍｅｄｉｕｍ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒ- ａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１１，２４（１）５８－６３． ［１７］ Ｍｉｎｇ-ｆｅｉ Ｈ， Ｗｅｎ-ｑｉｎｇ Ｑ， Ｗｅｉ-ｚｈｏｎｇ Ｌ， ｅｔ ａｌ． Ｐｙｒｉｔｅ ｄｅｐｒｅｓｓｉｏｎ ｉｎ ｍａｒｍａｔｉｔｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｂｙ ｓｏｄｉｕｍ ｇｌｙｃｅｒｉｎｅ-ｘａｎｔｈａｔｅ［Ｊ］． Ｔｒａｎｓａｃｔｉｏｎｓ ｏｆ Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ Ｓｏｃｉｅｔｙ ｏｆ Ｃｈｉｎａ， ２０１１，２１（５）１１６１－１１６５． ［１８］ 刘润清，孙 伟，胡岳华，等． 巯基类小分子有机抑制剂对复杂硫 化矿物浮选行为的抑制机理［Ｊ］． 中国有色金属学报， ２００６，１６ （４）７４６－７５１． ［１９］ Ｋｅｌｅｂｅｋ Ｓ． Ｃｒｉｔｉｃａｌ ｓｕｒｆａｃｅ ｔｅｎｓｉｏｎ ｏｆ ｗｅｔｔｉｎｇ ａｎｄ ｏｆ ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｍｏｌｙｂｄｅｎｉｔｅ ａｎｄ ｓｕｌｆｕｒ［Ｊ］． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｏｌｌｏｉｄ ａｎｄ Ｉｎｔｅｒｆａｃｅ Ｓｃｉｅｎｃｅ， １９８８，１２４（２）５０４－５１４． 引用本文 朱文龙，覃文庆，康国华． 磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合 浮选分离工艺中的关键作用研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（１）３４－３８． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ３３ 页） ［４］ 谢广元． 选矿学［Ｍ］． 徐州中国矿业大学出版社， ２００１． ［５］ 温胜来，黄 新，瞿英程，等． 某金矿石选矿试验［Ｊ］． 金属矿山， ２０１３（３）８６－８９． ［６］ 余世磊，王毓华，王进明，等． 新疆某黄铁矿型低品位金矿石浮选 试验［Ｊ］． 金属矿山， ２０１３（５）７８－８１． ［７］ 姜 毛，张 覃，李龙江． 黄药类捕收剂与载金黄铁矿的作用机理 研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）４４－４７． 引用本文 邓立佳，代淑娟，宿少玲，等． 某低品位微细粒金矿石浮选试 验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（１）３１－３３． ８３矿 冶 工 程第 ３７ 卷 万方数据