低铜含钴黄铁矿浮选工艺研究.pdf

低铜含钴黄铁矿浮选工艺研究 ① 简 胜１，２，３， 任海洋１，２， 杨玉珠１，２， 金赛珍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； ３．中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 ４１００８３） 摘 要 对云南某低铜含钴黄铁矿进行了可选性试验研究。 采用铜钴混合浮选、优先浮铜再浮含钴黄铁矿两种流程，结果表明，采 用铜钴混合浮选工艺流程，可获得含 Ｃｕ ０．２１％、Ｃｏ ０．８１％、Ｓ ５２．７９％，Ｃｏ 回收率为 ９０．０７％的混合精矿，流程简单，成本低；采用优先 浮铜、再浮选钴工艺流程获得的铜精矿含 Ｃｕ ２０．１５％、Ｃｕ 回收率 ４９．１２％，钴精矿含 Ｃｏ ０．８１％、Ｃｏ 回收率 ９１．４１％，该流程复杂，但能 有效回收铜，略提高钴回收率。 关键词 混合浮选； 优先浮选； 低铜； 含钴黄铁矿 中图分类号 ＴＤ９５２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０２．０１７ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０２－００７２－０３ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｏｒ Ｃｏ⁃ｂｅａｒｉｎｇ Ｐｙｒｉｔｅ Ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ Ｌｏｗ Ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ Ｃｏｐｐｅｒ ＪＩＡＮ Ｓｈｅｎｇ１，２，３， ＲＥＮ Ｈａｉ⁃ｙａｎｇ１，２， ＹＡＮＧ Ｙｕ⁃ｚｈｕ１，２， ＪＩＮ Ｓａｉ⁃ｚｈｅｎ１，２ （１．Ｋｕｎｍｉｎｇ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００３１， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｙｕｎｎａｎ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｆｏｒ Ｎｅｗ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００３１， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｂｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｈｅ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ａ Ｃｏ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｐｙｒｉｔｅ ｗｉｔｈ ｌｏｗ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｗａｓ ｓｔｕｄｉｅｄ ｗｉｔｈ ｔｗｏ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔｓ， ａ Ｃｕ⁃Ｃｏ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ａ Ｃｕ⁃ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｉｏｒ ｔｏ ｔｈｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｃｏ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｐｙｒｉｔｅ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｓｉｍｐｌｅ ａｎｄ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ａｐｐｒｏａｃｈ ｏｆ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｌｅｄ ｔｏ ａ ｂｕｌｋ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ０．２１％ ｏｆ Ｃｕ， ０．８１％ ｏｆ Ｃｏ ａｎｄ ５２．７９％ ｏｆ Ｓ， ｗｉｔｈ ａ Ｃｏ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ９０． ０７％， ｗｈｉｌｅ ａｎｏｔｈｅｒ ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ４９． １２％ Ｃｕ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２０．１５％ Ｃｕ ａｎｄ ９１．４１％ Ｃｏ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ａ ｃｏｂａｌｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ０．８１％ Ｃｏ， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｉｔ ｃａｎ ｂｅ ｓｅｅｎ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ， ｔｈｏｕｇｈ ｃｏｍｐａｒａｔｉｖｅｌｙ ｃｏｍｐｌｅｘ， ｉｓ ｍｏｒｅ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｉｎ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｎｄ ｃａｎ ａｌｓｏ ｓｌｉｇｈｔｌｙ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｔｈｅ Ｃｏ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｃｏｐｐｅｒ； Ｃｏ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｐｙｒｉｔｅ 自然界中有 １００ 多种钴矿物和含钴矿物，但真正 有工业价值的钴矿物不到 １０ 种，且近年来我国发现的 一些钴矿床中含钴黄铁矿是提取钴金属的重要矿物原 料之一［１］。 随着我国经济的稳步快速发展，我国已成 为第三大钴消费国，但我国钴矿石的生产增长缓慢，进 口量逐年上升，钴金属已成为对外依存度最高的有色 金属，对含钴矿石的利用已成为亟需解决的课题［２－７］。 本文对云南某低铜含钴黄铁矿进行了选矿试验研 究，原矿含铜较低但具有一定的可选价值，针对这一特 点，进行了铜钴混合浮选及优先浮铜、再浮含钴黄铁矿两 种方案对比研究，为该矿石的有效利用提供技术指导。 １ 矿石性质 试验矿样由现场采集。 对采集的试验矿样进行了 化学多元素分析，结果见表 １。 原矿含 Ｃｕ ０．０８０％，含 Ｃｏ ０．２８％，主要有用矿物为铜矿、含钴黄铁矿，其中铜 矿主要为黄铜矿，伴有极少量的黝铜矿及砷黝铜矿；脉 石矿物主要有石英、铁白云母、白云母、菱铁矿等。 表 １ 原矿多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＣｏＦｅＳＣａＯＡｕ１） ０．０８００．２８１９．７９１７．７９１．０６０．４５ ＡｓＮｉＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＭｇＯＡｇ１） ０．４３０．０３５４８．２５５．１４０．３１２．０ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ２ 浮选试验 矿石中含有含钴黄铁矿及较低品位的黄铜矿，对 矿石进行探索性试验发现部分黄铁矿可浮性极好且原 ①收稿日期 ２０１４－１０－２６ 作者简介 简 胜（１９７２－），男，四川资中人，博士研究生，教授级高级工程师，主要从事选矿工艺及药剂研究。 第 ３５ 卷第 ２ 期 ２０１５ 年 ０４ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №２ Ａｐｒｉｌ ２０１５ 矿含黄铁矿较高，若与黄铜矿混合浮选再进行浮选分 离难度较大，药剂成本高且铜回收率极低，因此本文对 铜钴混合浮选及优先浮铜、再浮含钴黄铁矿两种方案 进行了对比研究。 ２．１ 铜钴混合浮选试验 前期探索试验表明使用常用药剂丁黄药进行铜钴 混合浮选能获得较好的指标。 铜钴混合浮选闭路试验 流程见图 １，结果见表 ２。 图 １ 铜钴混合浮选闭路试验流程 表 ２ 铜钴混合浮选闭路试验流程结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＣｏＳＣｕＣｏＳ 精矿３１．２９０．２１０．８１５２．７９８９．７１９０．０７９４．７２ 尾矿６８．７１０．０１１０．０４１１．３４１０．２９９．９３５．２８ 原矿１００．０００．０７２０．２８１７．４４１００．００１００．００１００．００ 试验结果说明，单独考虑回收钴金属时能获得含 Ｃｏ ０．８１％、回收率为 ９０．０７％的特级钴硫精矿，流程简 单，成本低。 ２．２ 优先浮铜、再浮含钴黄铁矿浮选试验 从混合浮选结果可以看出，黄铜矿在钴精矿中富 集，前期试验证实从混合精矿中浮选分离出铜精矿产 品难度较大且铜回收率较低，但为了能有效回收矿石 中的铜，遵循能收早收的原则，采用优先浮铜工艺流 程，见图 ２。 图 ２ 铜粗选条件试验工艺流程 ２．２．１ 石灰用量试验 石灰对黄铜矿与黄铁矿的浮 选分离至关重要，加入石灰不仅可以调节 ｐＨ 值，还能 有效抑制黄铁矿，若将石灰加入磨机中能显著提高石 灰的作用效果，提高铜精矿品位［８－１０］。 参照混合浮选 流程，固定磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，乙黄药 用量 ５０ ｇ／ ｔ，Ｚ－２００ 用量 ３２ ｇ／ ｔ，改变加入磨机的石灰 用量，试验结果见表 ３。 表 ３ 石灰用量试验结果 石灰用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ Ｃｕ 品位 ／ ％ Ｃｕ 回收率 ／ ％ 铜粗精矿１１．３３０．４６６６．４１ ３ ０００尾矿８８．６７０．０２８３３．５９ 原矿１００．０００．０７４１００．００ 铜粗精矿１．９８２．５３６７．６３ ４ ０００尾矿９８．０２０．０２４３２．３７ 原矿１００．０００．０７４１００．００ 铜粗精矿２．５３１．８９６５．５４ ５ ０００尾矿９７．４７０．０２６３４．４６ 原矿１００．０００．０７３１００．００ 铜粗精矿２．５６１．８８６４．５４ ６ ０００尾矿９７．４４０．０２７３５．４６ 原矿１００．０００．０７５１００．００ 试验结果表明，当石灰用量为 ３ ０００ ｇ／ ｔ 时，无法 有效抑制黄铁矿，铜粗精矿产率较大，品位较低，后续 精选作业难度大；当石灰用量高于 ４ ０００ ｇ／ ｔ 时，泡沫 开始发黏，铜粗精矿产率增大，Ｃｕ 品位及回收率下降。 原因是石灰用量过大，矿浆 ｐＨ 值较高，导致泡沫发 黏，同时也将抑制铜矿物的上浮［１１－１２］。 综合铜粗精矿 品位和回收率，适宜的石灰用量为 ４ ０００ ｇ／ ｔ。 ２．２．２ 乙黄药用量试验 乙黄药是黄铜矿与黄铁矿浮 选分离常用的捕收剂，在高ｐＨ 值时，乙黄药与黄铁矿作 用产生的双黄药减少，黄铁矿受到抑制［１３－１４］。 固定磨 矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，石灰用量 ４ ０００ ｇ／ ｔ， Ｚ－２００ 用量 ３２ ｇ／ ｔ，乙黄药用量试验结果见表 ４。 表 ４ 乙黄药用量试验结果 乙黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ Ｃｕ 品位 ／ ％ Ｃｕ 回收率 ／ ％ 铜粗精矿１．７０２．７５６２．８９ ３０尾矿９８．３００．０２８３７．１１ 原矿１００．０００．０７４１００．００ 铜粗精矿１．９８２．５３６７．６３ ５０尾矿９８．０２０．０２４３２．３７ 原矿１００．０００．０７４１００．００ 铜粗精矿２．５８１．９２６７．９０ ７０尾矿９７．４２０．０２４３２．１０ 原矿１００．０００．０７３１００．００ 试验结果表明，乙黄药用量为 ３０ ｇ／ ｔ 时，铜粗精矿 ３７第 ２ 期简 胜等 低铜含钴黄铁矿浮选工艺研究 回收率较低；乙黄药用量为 ７０ ｇ／ ｔ 时，铜粗精矿品位较 低，回收率较用量为 ５０ ｇ／ ｔ 时变化不明显，综合考虑铜 粗精矿品位和回收率，选择乙黄药用量为 ５０ ｇ／ ｔ。 ２．２．３ Ｚ－２００ 用量试验 Ｚ－２００ 的特点是用量少，对 黄铁矿的捕收能力极弱，对含黄铜矿和黄铁矿的矿石 优先浮铜很有效，在 ｐＨ 值 １０～１０．５ 范围内优先浮铜 效果较好，且 Ｚ－２００ 与乙黄药组合使用能取得更好的 效果［１５－１６］。 固定磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％， 石灰用量 ４ ０００ ｇ／ ｔ，乙黄药用量 ５０ ｇ／ ｔ，Ｚ－２００ 用量试 验结果见表 ５。 表 ５ Ｚ－２００ 用量试验结果 Ｚ－２００ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ Ｃｕ 品位 ／ ％ Ｃｕ 回收率 ／ ％ 铜粗精矿１．１７３．１０４８．７３ ８尾矿９８．８３０．０３９５１．２７ 原矿１００．０００．０７５１００．００ 铜粗精矿１．９８２．５３６７．６３ １６尾矿９８．０２０．０２４３２．３７ 原矿１００．０００．０７４１００．００ 铜粗精矿４．３３１．１３６８．３９ ２４尾矿９５．６７０．０２４３１．６１ 原矿１００．０００．０７４１００．００ 试验结果表明，随着 Ｚ－２００ 用量增加，铜粗精矿品 位逐渐降低，回收率逐渐增加。 当 Ｚ－２００ 用量为 ２４ ｇ／ ｔ 时，铜粗精矿产率增大，泡沫发粘，夹带严重，给后续作 业带来困难。 综合考虑，选择 Ｚ－２００ 用量为 １６ ｇ／ ｔ。 ２．２．４ 综合闭路试验 原矿优先浮铜，使用硫酸活化 被石灰抑制的含钴黄铁矿，结果见表 ６，试验工艺流程 及药剂制度见图 ３。 表 ６ 优先浮铜、再浮含钴黄铁矿闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＣｏＣｕＣｏ 铜精矿０．１７２０．１５０．２８４９．１２０．１７ 硫精矿３１．６７０．０６９０．８１３１．３４９１．４１ 尾矿６８．１６０．０２００．０３５１９．５５８．４２ 原矿１００．０００．０７００．２８１００．００１００．００ 试验结果表明，通过优先浮铜、再浮含钴黄铁矿可 获得铜精矿含 Ｃｕ ２０．１５％、Ｃｕ 回收率 ４９．１２％，钴精矿 含 Ｃｏ ０．８１％、Ｃｏ 回收率 ９１．４１％，有效利用了矿石中的 有价金属。 ２．３ 对比分析 试验结果表明，采用铜钴混合浮选工艺流程，可获 得含 Ｃｕ ０．２１％、Ｃｏ ０．８１％、Ｓ ５２．７９％，Ｃｏ 回收率为 ９０．０７％ 的 混合精矿，流程简单，成本低。采用优先浮铜、再浮 图 ３ 优先浮铜、再浮选钴闭路试验流程 选钴工艺流程，可获得铜精矿含 Ｃｕ ２０．１５％、Ｃｕ 回收 率 ４９．１２％，钴精矿含 Ｃｏ ０．８１％、Ｃｏ 回收率 ９１．４１％，流 程复杂，但能有效回收铜，略提高钴回收率。 ３ 结 语 １） 某矿含 Ｃｕ ０．０８０％、Ｃｏ ０．２８％、Ｓ １７．７９％，属于 低铜含钴黄铁矿，主要金属矿物为黄铜矿、含钴黄铁矿、 菱铁矿等；脉石矿物主要为石英、铁白云石及白云母等。 ２） 对原矿进行了铜钴混合浮选和优先浮铜、再浮 含钴黄铁矿两种方案对比研究，试验结果表明，采用铜 钴混合浮选工艺流程，可获得含 Ｃｕ ０．２１％、Ｃｏ ０􀆱 ８１％、 Ｓ ５２．７９％，Ｃｏ 回收率为 ９０．０７％的混合精矿，流程简 单，成本低；采用优先浮铜、再浮选钴工艺流程，可获得 铜精矿含 Ｃｕ ２０．１５％、Ｃｕ 回收率 ４９．１２％，钴精矿含 Ｃｏ ０．８１％、Ｃｏ 回收率 ９１．４１％，流程复杂，但能有效回收 铜，略提高钴回收率。 ３） 由于原矿铜品位较低，采用优先浮选流程铜回 收率较低，若原矿铜品位提高，铜回收率将会提高。 因 （下转第 ７９ 页） ４７矿 冶 工 程第 ３５ 卷 不含汞化合物，此时铅品位高达 ８３．２５％。 采用分步硫化沉淀浮选法处理含重金属废水，处理 后出水的Ｐｂ ２＋ 、Ｈｇ ２＋ 含量分别在０．２０ ｍｇ／ Ｌ 和０．０２ ｍｇ／ Ｌ 以下，符合 ＧＢ８９７９－１９９６污水综合排放标准 ［９］的一 级标准（总铅离子浓度不高于 １ ｍｇ／ Ｌ，总汞离子浓度 不高于 ０．０５ ｍｇ／ Ｌ）。 ３ 结 论 １） 采用分步硫化沉淀浮选法处理含重金属废水， 处理后出水的 Ｐｂ ２＋ 、Ｈｇ ２＋ 含量分别在 ０．２０ ｍｇ／ Ｌ 和 ０．０２ ｍｇ／ Ｌ 以下，符合 ＧＢ８９７９－１９９６污水综合排放标 准的一级标准（总铅离子浓度不高于 １ ｍｇ／ Ｌ，总汞离 子浓度不高于 ０．０５ ｍｇ／ Ｌ）。 ２） 影响硫化沉淀浮选效果的主要因素有废水 ｐＨ 值、硫化钠用量和捕收剂用量。 初始 ｐＨ 值为 １ 的混 合废水，加入 Ｈｇ ２＋ １．１ 倍当量 Ｎａ２Ｓ，４０ ｍｇ／ Ｌ 丁黄药， 浮选后的废水调节 ｐＨ 值至 ４，加入 Ｐｂ ２＋ １．５ 倍当量 Ｎａ２Ｓ，２５ ｍｇ／ Ｌ 丁黄药，浮选回收废渣，废水中铅和汞 回收率均在 ９９．９０％以上。 ３） 硫化沉淀浮选法具有金属离子沉淀完全、沉淀 可浮性好、能实现选择性回收多种有用成分的优点。 浮渣中铅品位为 ８３．２５％，汞品位为 ３２．４２％，经脱水后 的浮渣可得到回收，实现了资源的综合利用，因而具有 良好的经济效益和环境效益。 参考文献 ［１］ 梅光泉． 重金属废水的危害及治理［Ｊ］． 微量元素与健康研究， ２００４，２１（４）５３－５６． ［２］ 霍广生，孙培梅，李洪桂． 离子浮选法从钨酸盐溶液中分离钨钼 ［Ｊ］． 中南工业大学学报，１９９９，３０（３）２５２－２５４． ［３］ 戴文灿，陈 涛，孙水裕． 离子浮选法处理电镀废水试验研究［Ｊ］． 环境工程学报，２０１０，４（６）１３４９－１３５２． ［４］ Ｍａｌｇｏｒｚａｔａ Ｕｌｅｗｉｅｚ． Ｉｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｚｉｎｃ（Ⅱ） ａｎｄ Ｃａｄｍｉｕｍ（Ⅱ） ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｅｓｅｎｃｅ ｏｆ Ｓｉｄｅ⁃Ａｒｍｅｄ Ｄｉｐｈｏｓｐｈａｚａ⁃１６⁃Ｃｒｏｗｎ⁃６⁃Ｅ⁃ｔｈｅｒｓ［Ｊ］． Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２００３，３８（３）６３３－６４５． ［５］ 周 源，梁华银． 分步沉淀浮选分离法处理矿山酸性废水试验研 究［Ｊ］． 南方冶金学院学报，２００４（１）６７－６９． ［６］ 戴文灿，孙水裕，陈 涛． 沉淀浮选法处理电镀废水的试验研究 ［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２００９（５）１７－２０． ［７］ 王淀佐，胡岳华． 浮选溶液化学［Ｍ］． 长沙湖南科学技术出版 社，１９８８． ［８］ 李梦龙． 化学数据速查手册［Ｍ］． 北京化学工业出版社，２００３． ［９］ ＧＢ８９７９－１９９６， 污水综合排放标准［Ｓ］． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ７４ 页） 此推荐使用优先浮选流程。 该流程具有灵活性，可适 应矿石性质的变化，有利于综合利用矿石中的铜与钴。 参考文献 ［１］ 梁有彬． 含钴黄铁矿特征及其工业意义的研究［Ｊ］． 矿物岩石， １９８４（３）６３－６８． ［２］ 刘忠胜，邢 飞，段英楠． 某钴铜精矿硫酸化焙烧试验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（５）１０８－１１２． ［３］ 刘 杰． 某铁尾矿中硫化矿物的综合回收试验研究［Ｊ］． 矿冶工 程，２０１３（６）５０－５３． ［４］ 孔令强． 刚果（金）某难选铜钴矿浮选试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（３）５８－６１． ［５］ 李安国，廖春发，饶先发． 从含钴废料中回收钴的研究进展［Ｊ］． 中国资源综合利用，２００９，２７（２）１６－１８． ［６］ 赵中伟，王多冬，陈爱良，等． 从铜钴合金及含钴废料中提取钴的 研究现状与展望［Ｊ］． 湿法冶金，２００８，２７（４）１９５－１９９． ［７］ 李冠东，童 雄，叶国华，等． 铜钴分离技术研究现状与展望［Ｊ］． 湿法冶金，２００９，２８（３）１３８－１４１． ［８］ 黄忠宝，王 森． 提高某地铜铁矿石铜回收率试验研究［Ｊ］． 矿产 保护与利用，２００９（４）２６－２８． ［９］ 邱 俊，李宪俊，陈 平，等． 铁矿选矿技术［Ｍ］． 北京化学工业 出版社，２００９． ［１０］ 张忠辉，程玉刚，兰尧中． 某铜铁矿选矿工艺研究［Ｊ］． 昆明冶金 高等专科学校学报，２０１１， ２７（１）１－４． ［１１］ 孙体昌，李定一，张润仙． 石灰与黄铁矿作用时间对抑制效果的 影响及机理［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２００２（２）４１－４４． ［１２］ 邱允武． 黄铁矿与易浮雌黄铁矿浮选分离的研究［Ｊ］． 有色金属 （选矿部分），１９９１（６）５－９． ［１３］ 余雪花． 乙基黄药与黄铁矿相互作用的紫外光谱研究［Ｊ］． 湖南 有色金属，１９９５，１１（２）３０－３４． ［１４］ 见百熙． 浮选药剂［Ｍ］． 北京冶金工业出版社，１９８１． ［１５］ 朱建光． 浮选药剂［Ｍ］． 北京冶金工业出版社，１９９２． ［１６］ 张 闿． 浮选药剂的组合使用［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９９４． ９７第 ２ 期李 骞等 从含重金属废水中回收铅、汞的研究