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复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究 ① 张凤华１，２， 宋宝旭１，２ （１．广州有色金属研究院，广东 广州 ５１０６５１； ２．稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东 广州 ５１０６５１） 摘 要 以某含铜 ２．０８％的难选氧化铜矿为研究对象，针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点，分别进行了直 接酸浸、浮选、浮选⁃强磁选⁃强磁尾分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸以及强磁选⁃强磁精酸浸⁃强磁尾浮选 ４ 种工艺对比试验。 结果 表明，采用浮选⁃强磁选⁃分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸工艺流程指标较佳，浮选获得了铜精矿铜品位 ２２．８４％、铜回收率 ６９．４９％， 酸浸铜回收率 ２６．４０％，全流程铜总回收率为 ９５．８９％。 关键词 氧化铜矿； 氧化铁矿； 磁选； 浮选； 酸浸出 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０６．００７ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０６－００２６－０３ Ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ａ Ｃｏｍｐｌｅｘ Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ Ｃｏｐｐｅｒ Ｏｘｉｄｅ Ｏｒｅ ＺＨＡＮＧ Ｆｅｎｇ⁃ｈｕａ１，２， ＳＯＮＧ Ｂａｏ⁃ｘｕ１，２ （１．Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｎｏｎ⁃ｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ， Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ ５１０６５１， Ｇｕａｎｇｄｏｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｔａｔｅ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｒａｒｅ Ｍｅｔａｌｓ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ， Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ ５１０６５１， Ｇｕａｎｇｄｏｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｔｅｓｔｓ ｏｎ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｆｏｒ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｏｘｉｄｅ ｏｒｅ ａｓｓａｙｉｎｇ ２．０８％ Ｃｕ， ｆｏｕｒ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅｓ， ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ｄｉｒｅｃｔ ａｃｉｄ⁃ｌｅａｃｈｉｎｇ， ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｆｌｏｔａｔｉｏｎ⁃ＨＩＭＳ⁃ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ＨＩＭＳ ｔａｉｌｉｎｇｓ⁃ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｏｆ ＨＩＭＳ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｐｌｕｓ ｆｉｎｅ ｇｒａｉｎ ｏｆ ＨＩＭＳ ｔａｉｌｉｎｇｓ， ａｎｄ ＨＩＭＳ⁃ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｏｆ ＨＩＭＳ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ⁃ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ＨＩＭＳ ｔａｉｌｉｎｇｓ， ｗｅｒｅ ａｄｏｐｔｅｄ ｉｎ ｖｉｅｗ ｏｆ ｔｈｅ ｆｅａｔｕｒｅｓ ｏｆ ｐｒｅｄｏｍｉｎａｎｔ ｃｏｐｐｅｒ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｉｎ ｔｈｉｓ ｈｉｇｈ⁃ｃｏｐｐｅｒ ｏｒｅ ｂｅｉｎｇ ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｅｄ ｉｎ ｉｒｏｎ ｏｘｉｄｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｔｈｉｒｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｌｅａｄｓ ｔｏ ａ ｃｏｎｓｉｄｅｒａｂｌｙ ｇｏｏｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｎｇ ｅｆｆｅｃｔ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｆｒｏｍ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｐｐｒｏａｃｈｉｎｇ ２２．８４％ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ａｔ ６９．４９％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ， ａｎｄ ２６．４０％ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｆｒｏｍ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ， ｔｈｕｓ ｔｈｅ ｔｏｔａｌ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｍｏｕｎｔｉｎｇ ｔｏ ９５．８９％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｃｏｐｐｅｒ ｏｘｉｄｅ； ｉｒｏｎ ｏｘｉｄｅ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ 氧化铜矿常用的选矿方法有浮选法和浸出法［１］。 硫化浮选法是处理氧化铜矿应用最广的方法，常用来 处理结合铜含量较低、氧化铜矿物可浮性较好的铜矿 石；浸出法常用于处理结合铜含量较高的难处理氧化 铜矿。 常用的浸出方法有酸浸法和氨浸法。 氨浸出法 适用于处理含碱性脉石较多的铜矿物，由于其具有对 设备要求高、能耗高、氧化铜结垢、固液分离复杂、污染 环境等缺点［１］，其工业应用较少；酸浸法适合处理碱 性脉石含量较少的氧化铜矿［２］，其工业应用较广 泛［３－４］。 处理矿石性质复杂、与氧化铁矿嵌布关系密 切的复杂难选氧化铜矿，采用单一的选矿方法难以得 到较好的指标［５］，往往需要采用联合选矿工艺［６－８］。 本文以某难选氧化铜矿为研究对象，针对矿石结合铜 含量较高、赋存在氧化铁矿中的铜矿含量较大的特点， 进行了氧化铜矿高效利用新技术研究。 １ 矿石性质 １．１ 化学多元素分析和物相分析 原矿经过矿样制备后，进行了化学多元素分析和 物相分析，结果分别见表 １ 和表 ２。 多元素分析结果表明，该矿样主要有价元素为铜，含 量为２．０８％。 此外该矿ＳｉＯ２含量为７９．３５％，Ａｌ２Ｏ３含量为 １．８１％，而 ＣａＯ 和 ＭｇＯ 含量总共为 ７．９３％，说明该矿样以 酸性脉石为主，矿样中也含有一定量的碱性脉石。 表 １ 化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＳＦｅＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ２．０８０．１９０．２６０．２４８．０１７９．３５１．８１３．５８４．３５ ①收稿日期 ２０１４－０６－１４ 作者简介 张凤华（１９６１－），女，吉林长春人，高级工程师，主要研究方向为选矿工艺及自动控制。 第 ３４ 卷第 ６ 期 ２０１４ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１４ 表 ２ 物相分析结果 物相名称含量／ ％占有率／ ％ 自由氧化铜１．６３８７８．７４ 硫化铜０．０９０４．３５ 结合铜０．３５２１６．９１ 合计２．０８１００．００ 铜物相分析结果表明，该矿中铜主要以自由氧化 铜形式存在，其占有率达 ７８．７４％，而以结合铜形式存 在的铜占有率较高，达 １６．９１％。 １．２ 矿物组成及铜在矿石中的赋存状态 矿样中主要金属矿物有孔雀石、硅孔雀石、水胆矾 和氯铜矿等，以及少量的黄铜矿、辉铜矿、铜蓝等硫化 铜矿；其它金属矿物还有褐铁矿、赤铁矿、异极矿和白 铅矿等。 主要脉石矿物有石英、长石、绿泥石、绢云母 以及白云石和方解石等。 铜在矿石中的赋存状态见表 ３。 从表 ３ 可以看 出，铜主要赋存在氧化铜矿中，值得注意的是，赋存在 赤褐铁矿中的铜含量高达 ２５．９２％。 表 ３ 铜在矿石中的赋存状态 矿物种类铜分配率／ ％ 硫化铜矿４．３２ 氧化铜矿６７．９２ 赤褐铁矿２５．９２ 硅酸盐类脉石１．１８ 碳酸盐类脉石０．６６ 合计１００．００ ２ 选矿试验研究 ２．１ 酸浸流程试验 氧化铜矿选矿常用的方法有酸浸法。 由于该矿样 铜矿物以氧化铜矿为主，脉石矿物主要为酸性脉石，因 此考虑采用直接酸浸工艺回收铜。 本试验进行了直接 酸浸试验，在磨矿细度、固液比、硫酸用量和浸出时间 等条件试验基础上，确定浸出最佳工艺条件为磨矿细 度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％、固液比 ３ ∶１、硫酸用量 １００ ｋｇ／ ｔ、浸出时间 ２ ｈ。 稳定试验结果表明，采用直接酸 浸出，最终浸渣含铜 ０．１５％，渣计铜浸出率为 ９３．８６％， 由于该矿样含有一定量的碱性脉石，直接酸浸出硫酸 用量高达 １００ ｋｇ／ ｔ。 直接酸浸出工艺尽管能获得较好 的指标，但是该工艺选矿成本太大、不经济。 ２．２ 浮选流程试验 该矿样铜矿物以孔雀石为主，孔雀石可浮性相对 较好，因此考虑采用硫化浮选回收铜矿物。 本试验先 进行了氧化铜矿的硫化浮选试验研究，通过一系列的 条件试验研究，发现原矿磨矿至－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％，碳酸钠 ２ ０００ ｇ／ ｔ，粗选硫化钠 １ ５００ ｇ／ ｔ、丁黄药 ２００ ｇ／ ｔ、２＃油 ２０ ｇ／ ｔ，采用一粗、二扫、二精的闭路浮选 流程可以获得铜精矿铜品位 ２２．８４％、铜回收率 ６９􀆱４９％。 闭路流程试验结果见表 ４。 表 ４ 原矿浮选试验结果 产品名称产率／ ％Ｃｕ 品位／ ％Ｃｕ 回收率／ ％ 铜精矿６．３５２２．８４６９．４９ 尾矿９３．６５０．６８３０．５１ 原矿１００．００２．０９１００．００ 闭路试验结果表明，浮选尾矿中铜品位和铜回收 率较高，分别为 ０．６８％和 ３０．５１％。 这是由于原矿铜物 相中结合铜占有率为 １６．９１％，此部分铜很难通过浮选 方法得到回收。 并且该矿样中赋存于赤褐铁矿中的铜 占总铜的 ２５．９２％，赋存于氧化铁矿中铜矿物可浮性较 差，浮选回收效果不佳。 这部分没有上浮的铜矿物留 在尾矿中，导致浮选尾矿铜品位较高，浮选尾矿中铜矿 物的回收有待进一步研究。 ２．３ 浮选⁃强磁选⁃强磁尾矿分级⁃（磁精矿＋强磁尾细 粒）酸浸工艺 结果表明，赤褐铁矿中铜矿物占有率为 ２５．９２％， 硫化浮选氧化铜的过程中，赤褐铁矿会留在浮选尾矿 中。 鉴于赤褐铁矿的磁性特点，采用强磁选工艺回收 浮选尾矿中的铜矿物，使赋存于赤褐铁矿中的铜矿物 会随着铁矿物富集到强磁精矿中。 本试验采用脉动高梯度磁选机在磁场强度为 １ Ｔ 条件下进行浮选尾矿磁选试验，试验结果表明，强磁选 氧化铜矿得到富集，磁精矿铜品位为 ２．５８％、作业产率 为 １７．６３％、作业回收率为 ６５．６９％。 然而，强磁尾含铜 ０．３１％、铜占有率为 ３４．３１％。 为了查明强磁尾矿中铜 的分布情况，对其进行了粒度组成分析，结果见表 ５。 表 ５ 强磁尾矿粒度组成分析结果 粒级 ／ ｍｍ 产率／ ％Ｃｕ 品位／ ％ 粒级累计粒级累计 Ｃｕ 分布率 ／ ％ ＋０．０７４５４．９５ ０．１０１６．９８ －０．０７４＋０．０４３２２．８６８８．０４ ０．１４０．１３９．８９ －０．０４３＋０．０２１０．２３ ０．２６８．２２ －０．０２＋０．０１５．４４ １１．９６ ０．９５ １．６２ １５．９７ －０．０１ ６．５２２．４３４８．９５ 给矿１００．００１００．０００．３２０．３２１００．００ 从表 ５ 可以看出，强磁尾矿中＋０．０２ ｍｍ 粒级含铜 ０．１３％、累计产率为 ８８．０４％，此部分品位较低，可以作 ７２第 ６ 期张凤华等 复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究 为最终尾矿；而－０．０２ ｍｍ 粒级累计铜品位为 １．６２％、 累计产率为 １１．９６％，因此这一部分矿石可与强磁精矿 合并用来酸浸出回收铜。 在以上试验基础上，进行了原矿浮选⁃强磁选⁃强 磁尾分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸出试验，试验流 程见图 １。 原矿采用浮选⁃强磁选⁃强磁尾分级⁃（强磁 精＋强磁尾细粒）酸浸工艺，浮选阶段获得铜精矿铜品 位 ２２．８４％、铜回收率 ６９􀆱 ４９％；酸浸浸渣含铜 ０．１１％， 渣计铜浸出率为 ９４．８６％，相对原矿计为 ２６．４０％，铜总 回收率为 ９５．８９％。 该流程不仅获得较好的选矿指标， 而且酸耗大大降低，而相对于原矿酸耗为 ９．３７ ｋｇ／ ｔ。 图 １ 原矿浮选⁃强磁选⁃强磁尾分级⁃（强磁精＋强磁尾细粒）酸 浸试验流程 ２．４ 强磁选⁃强磁精酸浸⁃强磁尾浮选工艺 借助于部分铜矿物与磁性铁矿物关系密切的特 点，磁选可使赋存于铁矿物中的铜富集到磁性产品中， 同时也可以实现孔雀石等非磁性矿物分流（分类）进 入磁选尾矿中，再进行分类集中处理，基于此思想，进 行了原矿强磁选⁃强磁精酸浸⁃强磁尾矿浮选的闭路试 验，流程见图 ２，结果见表 ６。 从表 ６ 可以看出，原矿采用强磁选⁃强磁尾矿浮选 试验获得铜精矿铜品位 ２１．６１％、铜回收率为 ４５．１９％， 强磁精矿铜品位 ６．１４％、铜回收率为 ４７．９２％。 强磁精 矿酸浸渣含铜为 ０．１２％，渣计铜浸出率为 ９５．２１％，对 原矿铜回收率为 ４５．６２％，原矿采用强磁选⁃强磁精酸 浸⁃强磁尾浮选的闭路路程，获得铜总回收率为 ９３􀆱 ５４％ 的技术指标，酸耗为 ２５ ｋｇ／ ｔ。 图 ２ 强磁选⁃强磁精酸浸⁃强磁尾矿浮选闭路试验流程 表 ６ 原矿强磁选⁃强磁尾矿浮选阶段试验结果 产品名称产率／ ％Ｃｕ 品位／ ％Ｃｕ 回收率／ ％ 铜精矿４．３４２１．６１４５．１９ 强磁精矿１６．２０６．１４４７．９２ 尾矿７９．４６０．１８６．８９ 原矿１００．００２．０８１００．００ ２．５ 小 结 综上所述，将直接酸浸、浮选、浮选⁃强磁选⁃强磁 尾分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸以及强磁选⁃强磁 精酸浸⁃强磁尾浮选 ４ 种工艺进行对比可知，采用浮 选⁃强磁选⁃分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸出工艺流 程铜回收效果较好，该工艺采用硫化浮选回收可浮性 较好的铜矿物，浮选工艺容易控制，选矿成本较低；浮 选尾矿采用强磁选⁃分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸， 保证对难浮选氧化铜矿物的回收，提高了铜总回收率， 而且酸耗大大降低。 ３ 结 论 １） 该矿样铜品位为 ２．０８％，矿石高度氧化、结合 铜含量较高。 矿石中 ２５．９２％的铜赋存于赤褐铁矿中。 ２） 进行了直接酸浸出、浮选、浮选⁃强磁选⁃分级⁃ （磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸和强磁选⁃强磁精酸浸⁃强 磁尾浮选 ４ 种方案对比试验，其中采用浮选⁃强磁选⁃ 分级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸工艺铜的回收效果 较好，试验获得铜精矿铜品位 ２２． ８４％、 铜回收率 ６９􀆱 ４９％，酸浸铜回收率为 ２６． ４０％，铜总回收率为 ９５􀆱 ８９％，并且其选矿药剂成本最低。 浮选⁃强磁选⁃分 级⁃（磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸工艺，采用硫化浮选先 （下转第 ３２ 页） ８２矿 冶 工 程第 ３４ 卷 ３．３ 正确运行除铁工序 除铁工序易被忽略，因为绝大多数厂矿都是从选铁 尾矿中进行钛铁矿回收。 选铁时已将钛磁铁矿进行了 回收。 但实际上在选铁工艺流程中设置两段除铁是非 常必要的，这个工序起着举足轻重的作用。 因为磁性稍 弱的钛磁铁矿可浮性与钛铁矿基本相似，会严重影响浮 选的指标，包括药剂消耗。 实验室证明白马选铁尾矿采 用 １２０ ｋＡ／ ｍ 和 ２００ ｋＡ／ ｍ 磁选机进行除铁，浮选效果 相差较大，如表 ８ 所示，浮选操作难度也不同。 经 ２００ ｋＡ／ ｍ 磁选机除铁尾矿浮选较易得到合格的钛精矿，而 １２０ ｋＡ／ ｍ 磁选机除铁尾矿中 ＴｉＯ２品位虽达到 １３．０７％， 但最终浮选精矿 ＴｉＯ２品位仅为 ４５􀆱 ３２％。 表 ８ 两种磁场强度下浮选指标对比 除铁磁场 ／ （ｋＡｍ －１ ） 除铁尾矿品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 精矿品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ １２０１３．０７１２．８７４５．３２４４．６３ ２００１１．０７９．８１４７．９３４２．４７ 注对比试验原矿 ＴｉＯ２品位均为 ４．８１％。 ３．４ 正确使用混合捕收剂 试验证明每一种钛铁矿浮选捕收剂都有其独特 性，一种药剂是难以兼顾捕收性和选择性的，就像一段 强磁选尾矿是难以兼顾钛铁矿的品位和回收率一样。 由于白马选铁尾矿钛品位非常低，选比较大，造成粗细 粒级物料需要混合进入浮选，试验证明采用混合捕收 剂指标优于单一捕收剂，如表 ９ 所示。 ４ 结 语 攀枝花白马选铁尾矿中钛含量低、钛铁矿矿品位 低及矿物组成复杂决定了白马选钛产业化道路坎坷。 采用“强磁⁃重选⁃强磁⁃浮选”新型工艺流程能高效、经 表 ９ 白马样不同捕收剂条件试验结果 捕收剂类型产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ Ｓ 精矿９．１６８．０８５．２８ 粗粒 ＭＯＨ 粗精矿３７．５９２２．００５９．０３ 尾矿５３．２５９．３９３５．６９ 给矿１００．００１４．０１１００．００ Ｓ 精矿９．２３８．０６５．３１ 细粒 ＭＯＨ 粗精矿４３．９３２２．１５６９．４５ 尾矿４６．８４７．５５２５．２４ 给矿１００．００１４．０１１００．００ Ｓ 精矿１０．７８８．３５６．４２ １∶１粗细混合 ＭＯＨ 粗精矿５４．４５２０．８０８０．８４ 尾矿３４．７７５．１３１２．７４ 给矿１００．００１４．０１１００．００ Ｓ 精矿１１．０１８．２６．４４ １∶２粗细混合 ＭＯＨ 粗精矿５２．８２１９．６１７３．９３ 尾矿３６．１７７．６０１９．６２ 给矿１００．００１４．０１１００．００ Ｓ 精矿１０．４５８．０１５．９７ １∶３粗细混合 ＭＯＨ 粗精矿４４．５８２３．１９７３．７９ 尾矿４４．９７６．３０２０．２３ 给矿１００．００１４．０１１００．００ 济回收攀枝花白马选铁尾矿中的钛铁矿，单位钛精矿 选矿成本较常用工艺流程低约 ３００ 元。 为有效规避白 马钛精矿市场风险，经济回收选铁尾矿中的钛铁矿，在 项目设计中选用大型、高效的强磁选机，在生产管理中 正确运行重选作业、两段除铁作业和正确使用混合捕 收剂非常关键。 参考文献 ［１］ 朱俊士． 中国钒钛磁铁矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社，１９９５． ［２］ 吴本羡，孟长春，范章杰，等． 攀枝花钒钛磁铁矿工艺矿物学［Ｍ］． 成都四川科学技术出版社，１９９８． ［３］ 王 勇，吴雪红． 白马选铁尾矿回收钛铁矿流程优化研究［Ｒ］． 攀 钢集团矿业有限公司设计研究院，２０１２． ［４］ 赣州金环磁选设备有限公司． ＳＬｏｎ－４０００ 立环脉动高梯度磁选机 设备介绍［Ｒ］． ２０１２． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ２８ 页） 回收可浮性较好的铜矿物；浮选尾矿采用强磁选⁃分级⁃ （磁精矿＋强磁尾细粒）酸浸工艺，保证对难浮选氧化 铜矿的回收，大大降低了酸耗。 参考文献 ［１］ 温盛来． 低品位氧化铜矿选矿技术综述［Ｊ］． 现代矿业，２０１０（２） ５７－５９． ［２］ 毛素荣，杨晓军，何 剑，等． 难选氧化铜矿的处理工艺与前景 ［Ｊ］． 国外金属矿选矿，２００８（８）５－８． ［３］ 程 琼，张文彬． 汤丹高钙镁氧化铜矿氨浸技术的进展［Ｊ］． 云南 冶金，２００５，３４（６）１７－２０． ［４］ 臧 宏，温建康，陈勃伟，等． 高碱性低品位氧化铜矿氨浸⁃萃取⁃电 积工业试验［Ｊ］． 金属矿山，２０１０（１１）８７－９０． ［５］ 张建文，覃文庆，张雁生，等． 某低品位难选氧化铜矿浮选试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程，２００９（２）３９－４３． ［６］ 叶富兴，李秀娟，邹坚坚，等． 氧化铜精矿酸浸渣综合回收银铅试 验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（１）２８－３１． ［７］ 余 成，杜 新，谢 林． 含碳难选氧化铜矿抑碳浮铜⁃中矿酸浸⁃ 置换⁃浮选试验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（１）４７－５０． ［８］ 王昌良，廖详文，饶系英，等． 西藏某铜矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿产 综合利用，２００６（５）３－６． ２３矿 冶 工 程第 ３４ 卷