澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究.pdf

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究 ① 乔吉波１，２，王少东１，２，简胜１，２，梁溢强１，２（１．昆明冶金研究院，云南昆明６５００３１；２．云南省选冶新技术重点实验室，云南昆明６５００３１）摘要针对澳大利亚某含硫铁铜矿样，采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺，可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至－０．０７４ｍｍ粒级占７０％后铜硫混选，粗精矿再磨至－０．０７４ｍｍ粒级占９５％后铜硫分离，铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中，可以获得铜精矿品位１９．９３％、铜回收率８０．３５％，硫精矿品位３２．７５％、硫回收率４１．１３％，铁精矿铁品位７１．４５％、铁回收率８９．４４％（铁精矿含硫０．３４％）。关键词含硫铁铜矿；浮选；磁选；粗精矿再磨中图分类号ＴＤ９２文献标识码Ａｄｏｉ１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０２．０１２文章编号０２５３－６０９９（２０１４）０２－００４６－０４ＳｔｕｄｙｏｎＢｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒａＳｕｌｆｕｒ⁃ｂｅａｒｉｎｇＦｅ⁃ＣｕＯｒｅｆｒｏｍＡｕｓｔｒａｌｉａＱＩＡＯＪｉ⁃ｂｏ１，２，ＷＡＮＧＳｈａｏ⁃ｄｏｎｇ１，２，ＪＩＡＮＳｈｅｎｇ１，２，ＬＩＡＮＧＹｉ⁃ｑｉａｎｇ１，２（１．ＫｕｎｍｉｎｇＭｅｔａｌｌｕｒｇｙＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅ，Ｋｕｎｍｉｎｇ６５００３１，Ｙｕｎｎａｎ，Ｃｈｉｎａ；２．ＹｕｎｎａｎＫｅｙＬａｂｏｒａｔｏｒｙｆｏｒＮｅｗＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆＢｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎａｎｄＭｅｔａｌｌｕｒｇｙ，Ｋｕｎｍｉｎｇ６５００３１，Ｙｕｎｎａｎ，Ｃｈｉｎａ）ＡｂｓｔｒａｃｔＡｉｍｉｎｇｔｏｒｅｃｏｖｅｒｃｏｐｐｅｒａｎｄｓｕｌｆｕｒｒｅｓｏｕｒｃｅｓｉｎａｎｉｒｏｎ⁃ｃｏｐｐｅｒｏｒｅｆｒｏｍＡｕｓｔｒａｌｉａａｎｄｔｏｒｅｄｕｃｅｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙｔｈｅｓｕｌｆｕｒｃｏｎｔｅｎｔｉｎｉｒｏｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ，ａｐｒｏｃｅｓｓｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇｏｆｆｌｏｔａｔｉｏｎｏｆｓｕｌｆｉｄｅｍｉｎｅｒａｌｓｆｏｌｌｏｗｅｄｂｙｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆｆｅｒｒｉｃｍｉｎｅｒａｌｓｗａｓａｄｏｐｔｅｄ．Ｉｎａｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔ，Ｃｕ⁃Ｓｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎｗａｓｃｏｎｄｕｃｔｅｄａｆｔｅｒｔｈｅｏｒｅｗａｓｇｒｏｕｎｄｔｏａｆｉｎｅｎｅｓｓｏｆ－０．０７４ｍｍ７０％．Ｔｈｅｏｂｔａｉｎｅｄｒｏｕｇｈｉｎｇｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗａｓｒｅｇｒｏｕｎｄｔｏａｆｉｎｅｎｅｓｓｏｆ－０．０７４ｍｍ９５％ｆｏｒＣｕ／Ｓｓｅｐａｒａｔｉｏｎ，ａｎｄｔａｉｌｉｎｇｓｗａｓｓｕｂｊｅｃｔｅｄｔｏａｌｏｗ⁃ｉｎｔｅｎｓｉｔｙｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ．Ｔｅｓｔｒｅｓｕｌｔｅｄｉｎ８０．３５％Ｃｕｒｅｃｏｖｅｒｙｔｏａｃｏｐｐｅｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｇｒａｄｉｎｇ１９．９３％Ｃｕ，４１．１３％Ｓｒｅｃｏｖｅｒｙｔｏａｓｕｌｆｕｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｇｒａｄｉｎｇ３２．７５％Ｓ，ａｎｄ８９．４４％Ｆｅｒｅｃｏｖｅｒｙｔｏａｎｉｒｏｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｇｒａｄｉｎｇ７１．４５％Ｆｅａｎｄ０．３４％Ｓ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓｓｕｌｆｕｒ⁃ｂｅａｒｉｎｇｉｒｏｎ⁃ｃｏｐｐｅｒｏｒｅ；ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ；ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇｏｆｒｏｕｇｈｉｎｇｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ山东沂水合盛公司选厂现处理的矿石是从澳大利亚进口的含硫铁铜矿，只是通过弱磁选回收了其中的铁，由于矿石中含硫较高，采用单一弱磁选得到的铁精矿中含硫也较高，同时未对其中的有价元素铜硫进行回收，造成了资源浪费。受山东沂水合盛公司委托，对该矿样进行了选矿试验研究，以提高铁精矿质量及综合回收其中的铜硫，提高矿石的经济价值，通过一系列的试验研究，得到了良好的选矿指标，为选厂下一步的技术改造提供了技术支持。１原矿性质原矿经光谱分析、化学多元素分析、Ｘ⁃衍射图谱分析，查明了原矿中铁品位５４．０１％、铜品位０．４９％、硫品位２．３０％。主要金属矿物有磁铁矿、黄铜矿和（磁）黄铁矿等，脉石矿物以石英、白云母为主。原矿化学多元素分析结果见表１，铁、铜物相分析结果分别见表２及表３。表１原矿化学多元素分析结果（质量分数）／％ＣｕＡｕ１）Ａｇ１）ＳＡｓＰ０．４９＜０．１＜５．０２．３０＜０．１１．２０ＳｉＯ２ＦｅＡｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ１０．８３５４．０１１．６６１．９７０．９６１）单位为ｇ／ｔ。 ①收稿日期２０１３－１０－１６作者简介乔吉波（１９７９－），男，河南新野人，工程师，工程硕士，主要从事金属矿选矿研究工作。第３４卷第２期２０１４年０４月矿矿冶冶工工程程ＭＩＮＩＮＧＡＮＤＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧＶｏｌ．３４ №２Ａｐｒｉｌ２０１４表２铁物相分析结果相别铁含量／％铁分布率／％磁铁矿４８．１５８９．１５碳酸盐０．３１０．５７硅酸盐０．９０１．６７硫化物２．３１４．２８赤褐铁及其它含铁２．３４４．３３全量５４．０１１００．００表３铜物相分析结果相别铜含量／％铜分布率／％硫酸盐＜０．０１０．００游离氧化铜＜０．０１０．００结合氧化铜０．０１６３．２３硫化物及其它含铜０．４８９６．２７全量０．４９６１００．００矿石中铁矿物主要是磁铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿，磁铁矿的嵌布粒度较粗，但是有部分铁和（磁）黄铁矿紧密共生在一起；矿石中铜矿物主要以黄铜矿形式存在，其嵌布粒度较细且部分与（磁）黄铁矿致密共生，需要细磨才能使铜、硫分离；矿石中硫矿物主要以黄铁矿、磁黄铁矿形式存在，大部分以不规则形状存在于脉石中，部分（磁）黄铁矿嵌布粒度较粗，但部分嵌布粒度很细，在粒度达到－０．０３７ｍｍ时才能与脉石及铜铁矿物解离。２方案探索及选择从原矿性质分析结果可以看出，矿石中主要有价金属为铁、铜，主要回收矿物为磁铁矿、黄铜矿等，但含有大量干扰矿物（磁）黄铁矿。依据矿物可浮性及磁选特性，可以考虑采用先磁后浮［１－５］及先浮后磁［６－７］的原则流程来回收矿石中的铁、铜矿物。在先磁后浮流程探索性试验中，即使在０．１Ｔ的磁场强度下，磁性很强的磁黄铁矿也会进入铁精矿中，导致所得铁精矿中硫含量高达１．３％，需要进一步浮选脱硫［８－９］以提高铁精矿质量，这样就会使选矿工艺流程较复杂，增加选矿成本。在先浮后磁流程的探索性试验中① 采用优先浮选铜硫矿物后磁选的工艺中，由于矿石中有部分（磁）黄铁矿可浮性差，被抑制后难以活化上浮，硫矿物不能被选干净，这部分硫在磁选时进入到铁精矿中，导致磁选所得铁精矿中硫含量较高；② 采用先铜硫混选、分离后磁选工艺中，混合浮选可以有效回收矿石中的铜硫矿物［１０－１１］，浮选尾矿继续进行弱磁选可使铁精矿中杂质硫的含量大幅下降。在探索性试验的基础上，最终决定采用先铜硫混选、分离后弱磁选的原则流程来处理该矿石。３选矿试验结果及讨论在铜硫混选、铜硫分离的试验中，采用乙基黄药和丁基黄药作为捕收剂，硫酸铜作为硫矿物的活化剂，石灰作为铜硫分离作业中硫的抑制剂。３．１铜硫混选捕收剂种类及用量试验在磨矿粒度－０．０７４ｍｍ粒级占７０％的条件下，进行了铜硫混选捕收剂种类和用量试验，试验流程为一粗一扫，试验结果分别见图１和图２。图１丁基黄药用量试验结果图２乙基黄药用量试验结果由图１～２可见，随着丁基黄药、乙基黄药用量增加，铜、硫回收率逐渐增加，当丁基黄药用量超过５０＋２０ｇ／ｔ（粗选＋扫选）或乙基黄药用量超过７０＋３０ｇ／ｔ（粗选＋扫选）时，铜、硫的回收率均不再增加，且在最佳药剂用量条件下，无论是采用丁基黄药或是乙基黄药作捕收剂，铜硫的综合回收率几乎是相同的，考虑到乙基黄药选择性强，有利于后续铜硫分离作业，选择乙基黄药作铜硫混选的捕收剂，其用量为７０＋３０ｇ／ｔ（粗选＋扫选）。３．２铜硫混选硫酸铜用量试验在不添加活化剂的条件下，铜硫混选中硫的回收率只有７４％，为了进一步提高铜硫混选中硫的回收率，在铜硫混选时添加硫酸铜作为硫矿物的活化剂。７４第２期乔吉波等澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究在磨矿粒度－０．０７４ｍｍ粒级占７０％、乙基黄药用量７０＋３０ｇ／ｔ（粗选＋扫选）的条件下，进行了铜硫混选硫酸铜用量试验，试验流程为一粗一扫，试验结果见图３。图３铜硫混选硫酸铜用量试验结果图３结果表明随着硫酸铜用量增加，铜硫混选时硫回收率并未增加，而是基本保持不变，因此铜硫混选不需添加硫酸铜作为活化剂。这可能是矿石中本身就有铜离子，已对硫矿物进行了活化，因而不需额外添加硫酸铜来活化了。３．３铜硫混选后尾矿弱磁选磁选强度试验对原矿在磨矿粒度－０．０７４ｍｍ粒级占７０％、乙基黄药７０＋３０ｇ／ｔ（粗选＋扫选）的条件下进行一粗一扫铜硫混选后的尾矿进行一粗一精弱磁选磁场强度试验（弱磁选粗选、精选的磁场强度相同），试验结果见图４。图４弱磁选磁场强度试验结果试验结果表明随着磁场强度提高，铁精矿品位略有下降，但下降幅度不大，铁回收率略有所提高。表明矿石中的铁较易选，在０．１Ｔ的磁场强度下即可得到高品位和回收率的铁精矿。同时经铜硫混合浮选后，磁选所得的铁精矿含硫品位较低。３．４磨矿粒度试验原矿在不同的磨矿粒度条件下先进行一粗一扫的铜硫混选后进行一粗一精的弱磁选试验，以考查不同磨矿粒度对回收矿石中铜铁硫的综合影响。为了加强对粗磨条件下磁铁矿物的回收，将弱磁选磁场强度从０．１Ｔ提高至０．２Ｔ，磨矿粒度试验结果见图５～６。图５不同磨矿粒度条件下铜硫混选试验结果图６不同磨矿粒度条件下浮选尾矿弱磁选试验结果试验结果表明随着磨矿粒度从－０．０７４ｍｍ粒级占５０％提高到７０％，铜硫混选所得粗精矿中铜品位及回收率变化不大，铜硫精矿中硫品位变化也不大，但硫回收率有所提高。弱磁选所得铁精矿中铁品位及回收率变化也很小，但铁精矿中硫含量逐步降低。综合考虑，磨矿粒度以－０．０７４ｍｍ粒级占７０％为宜。３．５铜硫分离及铜精选中石灰用量试验在磨矿粒度为－０．０７４ｍｍ粒级占７０％的条件下，铜硫混选的粗精矿经两次精选后进行铜硫分离及铜精选试验中的石灰用量试验，试验结果见图７。图７铜硫分离及铜精选中石灰用量试验结果８４矿冶工程第３４卷试验结果表明随着铜硫分离中石灰用量从１０００ｇ／ｔ增至２０００ｇ／ｔ（铜精选中石灰用量均为６００ｇ／ｔ），铜精矿中铜品位逐步提高，但铜回收率大幅下降。这主要是由于铜硫连生体在石灰用量较大、矿浆ｐＨ值过大时被抑制所致。为了得到铜品位及回收率较高的铜精矿，在铜硫分离及精选作业中石灰用量以２０００＋６００ｇ／ｔ为宜，同时铜硫混选粗精矿还需再磨以使铜硫连生体解离，以提高铜的回收率。３．６小型闭路试验根据条件试验的结果及在闭路试验中对某些药剂条件进行适当优化，分别进行了铜硫混选粗精矿不磨及再磨至－０．０７４ｍｍ粒级占８５％和９５％等不同再磨粒度条件下原矿粗磨（－０．０７４ｍｍ粒级占７０％）⁃铜硫混选后分离⁃弱磁选流程的闭路试验，试验流程见图８，结果见表４。图８铜硫混选粗精矿再磨粒度不同的小型闭路试验流程表４小型闭路试验结果流程产品名称产率／％品位／％回收率／％ＣｕＳＦｅＣｕＳＦｅ原矿粗磨⁃铜硫混选后不磨分离⁃磁选流程铜精矿１．８４１９．７７４０．３０３７．１８７４．６２３３．２８１．２７硫精矿２．７４２．０３３０．４１３９．１７１１．４６３７．５５１．９９铁精矿６７．５４０．４４７１．０６１３．４６８８．８６尾矿２７．８８１．２５１５．２７１５．７１７．８８原矿１００．０００．４９２．２２５４．０１１００．００１００．００１００．００原矿粗磨⁃铜硫混选后粗精矿再磨至－０．０７４ｍｍ粒级占８５％分离⁃磁选流程铜精矿１．９６１９．８７３８．４４４６．３１７８．４９３２．２７１．６７硫精矿３．２３１．６１３０．５１３９．７６１０．４９４２．２８２．３７铁精矿６７．５１０．４２７１．３７１２．１５８８．９５尾矿２７．３０１．１５１３．９１１３．３１７．０１原矿１００．０００．４９２．３３５４．１７１００．００１００．００１００．００原矿粗磨⁃铜硫混选后粗精矿再磨－０．０７４ｍｍ粒级占９５％分离⁃磁选流程铜精矿１．９９１９．９３３８．１７４５．９７８０．３５３３．１１１．６９硫精矿２．８７１．３６３２．７５３８．７７７．９７４１．１３２．０６铁精矿６７．６４０．３４７１．４５１０．１５８９．４４尾矿２７．５０１．３０１３．３９１５．６１６．８１原矿１００．０００．４９２．２９５４．０４１００．００１００．００１００．００在３种不同再磨粒度条件下的闭路试验中，磁铁矿物的选别指标较好，铁精矿品位在７１％左右、铁回收率在８９％左右，随着再磨粒度变细，铁精矿含硫品位下降，铜精矿中铜品位变化不大，但是铜回收率有较大提高。因此，铜硫粗精矿宜适当再磨才能得到较好的铜选矿指标。在铜硫粗精矿再磨至－０．０７４ｍｍ粒级占９５％时可以获得铜精矿品位１９．９３％、铜回收率８０􀆱 ３５％，硫精矿品位３２．７５％、硫回收率４１．１３％，铁精矿品位７１．４５％、铁回收率８９．４４％的指标。４结语１）矿石中的矿物组成比较复杂，主要金属矿物有磁铁矿、（磁）黄铁矿、黄铜矿等，脉石矿物以石英、白云母为主。矿石中有用矿物种类多，需要将它们有效分离才能得到高质量的精矿，这就涉及浮选、磁选等工艺流程的联合使用。２）采用原矿粗磨（－０．０７４ｍｍ粒级占７０％）、铜硫混选后铜硫分离、铜硫混选尾矿再磁选的原则流程，可以将铜硫有效分离且分别得到高质量的精矿。在粗精矿再磨至－０．０７４ｍｍ粒级占９５％时小型闭路试验可获得铜精矿品位１９􀆱 ９３％、铜回收率８０．３５％；硫精矿品位３２．７５％、硫回收率４１．１３％；铁精矿品位７１．４５％、铁回收率８９．４４％的指标（杂质硫含量０．３４％）。３）矿石磨矿后经铜硫混选⁃分离作业，已将铜硫矿物尽量选别干净，降低了硫矿物特别是磁黄铁矿对后续磁选作业的干扰，有利于减少铁精矿中杂质硫的含量，提高铁精矿质量。（下转第５３页）９４第２期乔吉波等澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究表９推荐流程试验结果产品名称产率／％Ａｕ品位／（ｇｔ－１）Ａｕ浸出率／％全流程Ａｕ回收率／％贵液１．５０７１．４６５９．７９浸渣６．６８２．８２２８．５４２３．８８尾矿９３．３２０．１１１６．３３原矿１００．０００．６３１００．００经浮选⁃焙烧⁃氰化浸出，可获得Ａｕ浸出率７１􀆱４６％、Ａｕ总回收率５９．７９％的指标，可有效提取金。３结论１）原矿Ａｕ品位０．６４ｇ／ｔ，含Ａｓ０．１９％，含ＴＣ１􀆱 １３％。金的存在形式以硫化物包裹金（占５９．７０％）和石英、硅酸盐包裹金（占３４．３３％）为主，裸露和半裸露金仅占２．９９％。因此，该矿石确定为含砷含碳双重难处理金矿石。２）金以极微细粒形态被含砷硫化物及含碳基质包裹，在氰化浸出过程中，金很难与浸出药剂相结合，全泥氰化浸出工艺、氰化炭浸工艺、氯化氧化⁃氰化浸出工艺获得金的浸出率都很低，因此，该矿石属于极难浸金矿石。３）推荐浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出工艺，首先是将原矿中的载金矿物通过浮选富集到精矿中，然后浮选精矿再经过低温焙烧（以脱砷为主）和高温焙烧（主要脱除硫和碳），使被包裹的金暴露，同时形成有利于浸出的多孔、渗透性好的焙砂，有利于金的浸出。该工艺可以获得Ａｕ浸出率７１．４６％、Ａｕ总回收率５９．７９％，技术上可以有效的提取金。参考文献［１］朱长亮，杨洪英，王大文，等．含砷含碳双重难处理金矿石预处理方法研究现状［Ｊ］．中国矿业，２００９（４）６６－５９．［２］陶建利，周清波．贵州某金矿选矿试验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１３（１）５２－５５．［３］易峦，钟义，朱超英．某极微细粒难选金矿选冶工艺研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１２（６）５８－６１．［４］李志辉，刘有才，刘洪萍，等．某硫化铜金矿选矿试验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１３（１）４１－４４．［５］朱军，王毅，祁栋，等．高砷低品位金矿的提金实验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１１（３）８１－８４．［６］崔日成．不同类型高砷难处理金矿的细菌氧化⁃提金工艺研究［Ｄ］．沈阳东北大学材料与冶金学院，２０１１．［７］殷书岩．湖南某高砷难处理金精矿的催化酸性加压氧化预处理与细菌氧化预处理试验研究［Ｄ］．沈阳东北大学材料与冶金学院，２００６．［８］俞海平，刘菁．难处理金矿石浸出工艺研究现状［Ｊ］．广州化工，２０１１（１７）２５－２７．［９］李云，袁朝新．难处理砷金矿原矿焙烧试验研究［Ｊ］．有色金属（选矿部分），２００５（２）２１－２３． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第４９页）４）铜硫混选粗精矿中含有部分铜硫连生体，将铜硫混合粗精矿适当再磨后再选，有利于降低铜精矿中杂质硫的含量，提高铜的品位及回收率。５）铁精矿中硫的含量为０．３４％，若要再继续降低其中杂质硫的含量，可以考虑① 将矿石进一步磨细（－０．０７４ｍｍ粒级超过７０％），使与铁共生的那部分硫解离后再选； ② 添加适当的活化剂或加强捕收以使难浮的磁黄铁矿上浮，这需进一步研究。参考文献［１］简胜，张晶，乔吉波，等．云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１３（４）６３－６６．［２］李汉文，胡真，汪泰，等．采用重⁃浮联合流程分离辉铋矿和黄铜矿的试验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１３（２）５９－６２．［３］李晓波，夏国进，余夏静，等．某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１１（４）５９－６２．［４］邱廷省，徐其红，匡敬忠，等．某复杂硫化铜矿铜硫分离试验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１１（２）４５－４８．［５］乔吉波．云南某铁铜矿选矿试验研究［Ｊ］．云南冶金，２００９（２）２９－３１．［６］王宇斌，卫亚儒，谢建宏，等．某难选铜铁矿综合利用工艺研究［Ｊ］．现代矿业，２００９（９）３３－３５．［７］王立刚．赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究［Ｊ］．有色金属（选矿部分），２００８（５）３４－３７．［８］曾海鹏．丰山铜矿铁精矿脱硫试验研究［Ｊ］．湖南有色金属，２００８（６）２０－２２．［９］曾建红，张明强，包志威．某高硫尾矿中铁矿物的回收试验研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１０（３）４９－５２．［１０］周怡玫．四川某含铁铜硫矿选矿工艺研究及生产实践［Ｊ］．矿产综合利用，２０１２（５）６０－６４．［１１］邵凤俊，代淑娟，孟宇群，等．某高硫含金铜矿石流程对比试验研究［Ｊ］．矿山机械，２００９（２３）８８－９１．３５第２期牛艳萍等某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究

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