某高结合率氧化铜渣的浮选试验研究.pdf

第3 l 卷第3 期 2 0 1 1 年0 6 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 l №3 J u n e2 0 1 1 某高结合率氧化铜渣的浮选试验研究① 杨威，刘有才，符剑刚，何章兴 中南大学化学化工学院，湖南长沙4 1 0 0 8 3 摘要对某氧化率高、结合率高、主要矿物成分为硅孔雀石的的氧化铜渣进行了浮选试验研究。确定了获得最佳硫化效果时硫 化钠与硫酸铵的用量比例，研究了矿浆p H 值对硫化浮选指标的影响，并考察了两种羟肟酸与Y 8 9 、丁胺黑药混合捕收剂的协同捕 收作用。结果表明，在p H 5 左右，硫化剂硫酸钠和硫酸铵比例为1 1 ，以磷酸乙二胺作活化剂，Y 8 9 和丁胺黑药混合，并添加烷基 C ，一。 羟肟酸作捕收剂，经一粗一扫两精两段磨浮开路流程，获得铜精矿品位为1 1 ．5 2 ％，回收率达5 9 ．8 9 ％。 关键词浮选；氧化铜渣；硅孔雀石；羟肟酸 中图分类号T D 9 2 3文献标识码A文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 1 0 3 0 0 5 1 一0 4 F l o t a t i o nI n v e s t i g a t i o no fH i g hC o m b i n a t i o nR a t i oC o p p e rO x i d eR e s i d u e Y A N GW e i ，L I UY o u - c a i ，F UJ i a n - g a n g ，H EZ h a n g - x i n g C o l l e g eo fC h e m i s t r ya n dC h e m i c a lE n g i n e e r i n g ，C e n t r a lS o u t hU n i v e 瑙i t y ，C h a n g s h a4 1 0 0 8 3 ，H u n a n ，C h i n a A b s t r a c t F l o t a t i o nt e s t sw e r ec a r r i e do u tt ot r e a tac o p p e ro x i d er e s i d u ew i t hh i l g ho x i d a t i o nr a t e ，h i g hc o m b i n a t i o nr a t i o ， a n dw i t hc h r y s o c o l l aa st h em a i nm i n e r a l ．T h ed o s a g ep r o p o r t i o nr a t i oo fs o d i u ms u l f i d ea n da m m o n i u ms u l f a t et oa c t u a l i z e t h eb e s ts u l f u r a t i o ne f f e c tw a sd e t e r m i n e d ，t h ee f f e c to fp u l pp Ho ns u l p h i d i z i n gf l o t a t i o ni n d e xw a ss t u d i e d ，a n dt h e s y n e r g yc o l l e c t i n ga c t i o no fm i x e dc o l l e c t o r sc o m p o s e db yt w oh y d r o x i m i ca c i dw i t hY 8 9a n db u t y l a m i n ed i t h i o p h o s p h a t e w a si n v e s t i g a t e d ．T h er e s u l t ss h o wt h a t ，丽t l las o d i u ms u l f i d e ／a m m o n i u ms u l f a t er a t i oo fI l ，w i t he t h a n e d i a m i n e p h o s p h a t ea st h ea c t i v a t o r ，稍t l la l k y l C 5 。9 h y d r o x i m i ca c i da n d am i x t u r eo fY 8 9a n db u t y l a m i n ed i t h i o p h o s p h a t e 鼬 t h ec o m b i n e dc o l l e c t o r 。a n da d o p t i n gat w o - s t a g eg r i n d i n g f l o t a t i o no p e n c i r c u i tf l o w s h e e tw i t ho n er o u g h i n g ，o n e s c a v e n g i n ga n dt w oc l e a n i n g s 。ac o p p e rc o n c e n t r a t ew i t hg r a d eo f 儿．5 2 ％a n dr e c o v e r yo f5 9 。8 9 ％w a so b t a i n e d ． K e yw o r d s f l o t a t i o n ；c o p p e ro x i d er e s i d u e ；c h r y s o c o l l a ；h y d r o x i m i ca c i d 随着铜矿资源的不断开采，相对易选矿逐年减少， 资源短缺加剧，因而对低品位氧化铜矿的应用研究与 开发已引起高度重视。该类型的矿物一般都具有氧化 率高、结合率高、嵌布粒度细、含泥量大、多金属共生等 特点，用常规选冶技术难于取得较好的技术经济指标。 氧化铜矿的选矿研究在我国已有5 0 多年的历史，其处 理技术取得了长足发展j 。氧化铜矿的处理方法有 浮选法、氨浸法【2 “J 、硫酸浸出法肾一7J 、细菌浸出 法【8 。93 和离析浮选法【l 刨等，其中浮选法是氧化铜矿各 种处理方法中应用最广泛、工艺最成熟的一种L l 。铜 渣属于铜矿经提取分离后的产物，各种氧化铜矿的处 理方法对氧化铜渣仍然适用。本试验中原料来自广西 某铜矿，富矿中的铜等有价金属被提取后，贫矿与一些 固体废弃物经火法煅烧，大量的氧化铜渣堆弃于排土 场。从资源利用角度，极具综合回收利用价值。本文 对该矿山废弃的氧化铜渣进行了浮选试验研究。 1 原矿性质 原矿试样经x 射线衍射分析、工艺矿物学研究， 表明铜渣中含铜矿物主要是硅孔雀石，其次为孔雀石、 蓝铜矿，并含少量自然铜；脉石矿物以方解石、斜长石 为主，次为高岭石、褐铁矿。原矿x 射线荧光光谱分 析结果见表l ，铜物相分析结果见表2 。由表1 可知， 铜渣中含大量有价金属，回收再利用价值高。本文主 要研究有价金属铜的浮选回收。 表1原矿X 射线荧光光谱分析结果 质量分数 ／％ 1 单位为y t 。 ①收稿日期2 0 1 0 1 2 - 2 0 作者简介杨威 1 9 8 6 一 ，男，湖北监利人。硕士研究生，主要从事资源化工、冶金化工研究。 万方数据 矿冶工程第3 l 卷 表2 原矿中铜物相分析 由表2 知，矿渣风化程度严重，氧化率为 9 6 ．2 3 ％，结合率达7 7 ．1 0 ％，表现为高氧化率、高结合 率的特点，属难选氧化铜渣。 2 浮选试验研究 浮选回收氧化铜矿通常采用硫化浮选和直接浮选 两种方法0 1 2 - 1 3 ] 。硫化浮选适用于以孔雀石、蓝铜矿、 赤铜矿等为主的氧化矿，其特点是将氧化铜矿用硫化 钠进行硫化处理，然后再用硫化矿类捕收剂 如黄药、 黑药 进行捕收4 I 。直接浮选只适于处理以孔雀石为 主、脉石简单、原矿品位高的矿石[ 15 I 。根据该氧化铜 渣的性质，选择硫化浮选法进行试验，以硫化钠为硫化 剂，并添加硫酸铵作硫化促进剂。有研究表明，磷酸乙 二胺浮选高结合率氧化铜取得了较好效果，尤其适于 活化难浮的硅孔雀石引，因此本文以磷酸乙二胺作浮 选活化剂，粗选阶段将其直接加入球磨机中，以达到深 度活化的效果。 2 ．1 磨矿粒度 磨矿粒度对浮选指标有很大的影响，要得到最好的 指标需确定最佳磨矿粒度，由于该氧化铜矿嵌布粒度 细，所以细磨才能使有用矿物充分解离，增加氧化铜矿 物被硫化捕收的机会，提高铜选矿指标和综合经济效 益。同时又不能产生过磨和泥化，以避免捕收剂的过量 消耗和铜的流失。试验采用一粗一扫流程，试验条件 为磷酸乙二胺用量为2 0 0g ／t ，硫酸用量为10 0 0g ／t ，加 入磨机，粗选硫化钠用量为20 0 0g ／t ，硫酸铵用量为 2 0 0 0g ／t ，捕收剂Y 8 9 与丁胺黑药按3 l 混合，总用量为 3 2 0g ／t ，2 4 油用量为6 0g ／t ，扫选药剂用量减半。试验结 果见图1 。由图1 可知，随着物料被磨细，尾矿铜品位降 低，粗精矿回收率明显提高，但磨矿粒度为一o ．0 7 4m m 粒级占9 3 ％时比一0 ．0 7 4m m 粒级占9 0 ％时的尾矿品 位增加了0 ．0 3 ％，而粗精矿回收率下降了2 ．4 ％。故确 定磨矿粒度为一0 ．0 7 4m m 粒级占9 0 ％。 2 ．2 硫化钠与硫酸铵比例 硫化效果的好坏直接影响氧化铜矿硫化浮选的各 项指标。硫化即在矿物表面形成硫化膜的过程，只有 坚实、稳定的硫化膜才有利于捕收剂吸附。硫酸铵对 氧化铜矿的硫化浮选具有硫化促进作用，表现为催化 效应、稳定效应和疏水效应。因此，广大选矿工作者常 - 0 ．0 7 4m m 粒级含量／％ 图l 磨矿粒度试验结果 用硫化钠与硫酸铵组合作氧化铜矿的浮选活化剂。本 次试验考察了硫化钠与硫酸铵用量比例对铜浮选回收 率的影响，磷酸乙二胺用量为2 0 0g ／t ，硫酸用量为 10 0 0g , ／t ，加入磨机，捕收剂Y 8 9 与丁胺黑药按3 1 混 合，总用量为3 2 0g ／t ，2 。油用量为6 0g ／t ，扫选药剂用 量减半，试验结果见表3 。 表3 硫化钠和硫酸铵用量比例试验结果 试验结果表明，硫化钠用最为25 0 0g ／t 时，相比 加入硫酸铵15 0 0g ／ t ，硫酸铵添加量为25 0 0 ∥t 时尾 矿品位下降0 ．0 8 ％，精矿和I } I 矿总回收率提高4 ．9 ％。 硫化钠用量为4 0 0 0g ／t 时，J J 【1 人硫酸铵40 0 0 9 ／t 比硫 酸铵加入量为20 0 0 和30 0 0g ／t 时尾矿品位分别下降 了0 ．2 1 ％和0 ．0 9 ％，精矿和中矿总回收率分别提高了 5 ．7 4 ％和3 ．3 6 ％。可见硫化钠‘．j 硫酸铵按1 l 混合作 硫化浮选的活化剂，硫酸铵的促进作用才最显著。 万方数据 第3 期杨威等某高结合率氧化铜渣的浮选试验研究 5 3 2 ．3 硫化钠用量 在浮选溶液中，硫化钠用量适当时是氧化铜矿的 活化剂；硫化钠用量过大时则表现为抑制作用【1 7J 。为 了防止或减轻这种抑制作用，须严格控制硫化钠用量， 通常采用分段加药的方式。试验流程为一粗一扫。磷 酸乙二胺用量为2 0 0g ／t ，硫酸用量为l0 0 0g ／t ，加入 磨机，粗选硫酸铵与硫化钠1 1 配比分段添加，捕收剂 Y 8 9 与丁胺黑药按3 l 混合，总用量为3 2 0g ／t ，2 ”油用 量为6 0g ／ t ，扫选药剂用量减半。研究了硫化钠用量 对铜浮选粗精矿回收率和尾矿品位的影响，试验结果 见图2 。由图2 可见，随着硫化钠用量增加，尾矿品位 先降低后增大，粗精矿回收率则与之相反，两者变化曲 线的临界硫化钠用量为40 0 0g ／t 。说明硫化钠总用量 为40 0 0g ／t 时，硫化浮选指标较优。 N a z S 用量／t z t - 1 图2 硫化钠用量拭验结果 2 ．4 矿浆p H 值 在硫化浮选中，所加硫化剂N a z S 为强碱弱酸盐， 在水溶液中首先水解生成H s ，然后分两步解离- H 2 S 叫H H S H S 一} H S 一 有文献报道，硫化过程起作用的主要组分为 H s - 【1 8J 。由于p H 值是影响溶液中H s 一浓度的一个十 分重要的因素，在氧化铜矿硫化浮选过程中掌握好浮 选矿浆p H 值非常关键。本次试验通过调节加入磨机 中的H s o 。或N a C O ，用量，得出了在不同矿浆p H 值 下的浮选结果。磷酸乙二胺用量为2 0 0g ／t ，加入磨 机，粗选硫化钠用量为30 0 0g ／t ，硫酸铵用量为30 0 0 g ／t ，捕收剂Y 8 9 与丁胺黑药按3 1 混合，总用量为3 2 0 g ／t ，2 ”油用量为6 0g ／t ，扫选硫化钠用量为10 0 0g ／t ， 硫酸铵用量为l0 0 0g ／t ，捕收剂和起泡剂用量减半。 试验结果见图3 。图3 结果表明，在矿浆p H 7 时，硫化浮选的效果均不理想。当H S O 。用量为 l0 0 0g ／t ，即矿浆p H 5 时，铜浮选回收率达最高，为 5 8 ．8 5 ％，尾矿品位降至1 ．0 2 ％。可见，该氧化铜渣的 硫化浮选需在弱酸性介质中进行。 零 ＼ 遥 喀 k 哑 矿浆p H 值 图3 矿浆p H 值对浮选的影响 2 ．5 羟肟酸捕收剂种类和用量 羟肟酸是一类选择性能良好的螯合捕收剂，许多 矿物工程的研究人员将该类捕收剂用于赤铁矿、钛铁 矿、硅孔雀石等各类矿物的浮选工艺，取得了较好的浮 选效果9 ‘2 1 。。近年来，将羟肟酸捕收剂与黄药、黑药 等组合来提高矿物浮选指标的研究较多∽] 。该类捕 收剂种类很多，不同种类的羟肟酸捕收能力差异明显。 鉴于试验对象属高结合率难选氧化铜矿，为最大限度 地发挥废弃资源的回收利用价值，进一步降低铜浮选 尾矿品位，并提高精矿回收率，依靠单一的Y 8 9 和丁 胺黑药混合捕收剂很难取得理想效果。因此选择合适 的羟肟酸捕收剂与Y 8 9 、丁胺黑药组合使用，以求发挥 捕收协同作用十分重要。 本次试验考察了苯甲羟肟酸和烷基 c ，，。 羟肟 酸在不同用量下对浮选结果的影响。试验条件为磷 酸乙二胺用量为2 0 0g ／t ，硫酸用量为10 0 0g ／t ，加入 磨机，粗选硫化钠用量为30 0 0g ／t ，硫酸铵用量为3 0 0 0g ／t ，捕收剂Y 8 9 与丁胺黑药按3 1 混合，总用量为 3 2 0g ／t ，羟肟酸加入浮选槽，2 。油用量为6 0g ／t ，扫选 硫化钠用量为10 0 0g ／t ，硫酸铵用量为l0 0 0g ／t ，捕收 剂和起泡剂用量减半。试验结果见图4 。从图4 可以 看出，相比苯甲羟肟酸，烷基 C ，．。 羟肟酸在小用量 条件下即可明显降低浮选尾矿品位，说明烷基 c ，．， 羟肟酸用量／ g ．t - 图4 羟肟酸种类和用量试验结果 硒惦∞弱如篮加2埘惦∞蜡 1 ■，■●■ l ●■ l l l 1■1■l 0 万方数据 矿冶工程第3 1 卷 羟肟酸对该氧化铜渣具有更强的捕收能力。且加入烷 基羟肟酸后，粗精矿回收率相比图3 中最佳矿浆p H 值条件下的回收率提高了1 ．7 ％。 2 。6 全流程开路试验 采用一粗一扫两精“两段磨浮”流程进行了开路 实验。原矿中分布的自然铜可通过“一段磨矿 8 0 目 O ．1 8m l T l 筛筛析”的方法富集，一段磨矿粒度达到 一0 ．0 7 4m m 粒级占9 0 ％，加入活化剂磷酸乙二胺，并 在粗选阶段加入少量硫化钠促进活化，主要回收铜渣 中相对易浮的蓝铜矿和游离孔雀石。二段强化细磨， 使原矿中包裹的铜矿物达到充分的单体解离，由于试 验矿样结合铜含量很高，二段主要是为回收这部分难 浮的铜矿物，所以大部分硫化剂用于该段。在条件试 验的基础上确定药剂总用量为硫化钠4 0 0 0g ／t ，硫酸 铵4 0 0 0g ／t ，烷基 C ，。9 羟肟酸2 0 0g ／t ，各段硫酸添 加量为10 0 0g ／t ，磷酸乙二胺2 0 0g ／t 。流程如图5 所 示，试验结果见表4 。试验结果表明，经过两段流程， 该氧化铜渣浮选尾矿品位降至1 ％，精矿品位可达 1 1 ．5 2 ％，精矿和中矿铜的总回收率为5 9 ．8 9 ％。 精 精矿3中矿3 图5 开路试验流程 表4 全流程开路试验结果 3 结语 1 通过工艺矿物学、物相分析可知，某高结合率 氧化铜渣中含铜矿物以硅孔雀石为主，脉石矿物主要 是方解石、斜长石。矿渣含铜量为1 ．7 2 ％，但氧化程 度高，为9 6 ．2 3 ％，且结合率高达7 7 ．1 0 ％。认定该矿 属难选氧化铜矿。 2 磷酸乙二胺对高结合率氧化铜矿起深度活化 作用。硫酸铵是铜浮选的硫化促进剂，为获好的浮选 效果，硫酸铵与硫化钠的最佳用量比例为l 1 ，且硫化 浮选在弱酸性介质中进行时选别指标较好。 3 由于原矿氧化程度高，引入羟肟酸螯合捕收剂 与Y 8 9 、丁胺黑药组合使用非常必要。添加烷基 C ，～。 羟肟酸后，显著改良了单一使用Y 8 9 和丁胺黑 药混合捕收剂时的浮选指标，烷基羟肟酸用量为2 0 0 s ／t ，可使尾矿品位降至1 ％，粗精矿回收率达 5 9 ．8 9 ％。 4 从硫化浮选试验结果来看，尾矿品位始终无法 降至理想效果，直接导致部分铜的流失。因此可考虑 浸出一萃取一电积工艺将这部分浮选尾矿中的铜富集回 收，以求该废弃氧化钢渣的综合利用实现最大价值。 参考文献 [ 1 ] 刘殿文，张文彬，文书明．氧化铜矿浮选技术[ M ] ．北京冶金工 业出版社，2 0 0 9 ． [ 2 ]程琼。章晓林，张文彬，等．某高碱性氧化铜矿常温常压氨浸试 验研究[ J ] ．湿法冶金，2 0 0 6 ，2 5 2 7 4 - 7 7 ． [ 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．2 0 0 5 ，3 4 6 1 7 2 0 ． [ 4 ]宋志鹏，胡国荣，彭忠东，等．碳酸铵溶液浸出非洲氧化铜矿的研 究[ J ] ．矿冶工程，2 0 0 8 ，2 8 3 4 4 4 7 ． [ 5 ]A n t o n l j c v i eMM ，D i m i t r i j e r i ，s t e v a n o v i cz0 ，e ta l 。l n v e s t i g a - t i o no ft h ep o s s i b i l i t yo fc o p p e rr e c o v e r yf r o m t h e f l o t a t i o nt a i l i n g sb y a c i dl e a c h i n g [ J ] ．J o u r n a lo fH a z a r d o u sM a t e r i a l s ，2 0 0 8 ，1 5 8 1 2 3 3 4 ． [ 6 ] 刘小平，刘炳贵．氧化铜矿搅拌酸浸试验研究[ J ] ．矿冶工程， 2 0 0 4 ，2 4 6 5 l 一5 2 ． [ 7 ]朱屯．现代铜湿法冶金[ M ] ．北京冶金工业出版社。2 0 0 2 ． 下转第5 8 页 万方数据 矿冶工程第3 l 卷 由图5 可知，细菌浸出7 2d ，A c 、A f 和高温菌对砷 的液计浸出率分别为2 9 ．5 ％、2 8 ．4 ％和1 6 ％；砷的渣 计浸出率分别为2 9 ．6 ％、3 0 ．3 ％、1 8 ．8 ％。由此可以 推断中温菌对砷的浸出效果明显比高温菌好，且砷主 要存在于浸出液中。可见，高温菌浸出高砷原生硫化 铜矿时，主要浸出有用元素铜，而对砷的浸出较少，即 C u 2 进入溶液中，而大部分的砷留在浸渣中，固液分 离即可脱砷。由于铜和砷的标准电位很近，砷就会在 阴极析出，如果电解液中的砷含量较高，就会影响电铜 质量，因此低砷含量的浸出液有利于后续的铜萃取电 积工艺。但是高温菌对砷的耐受能力不及中温菌，若 对高温菌进行进一步的耐砷能力驯化或采用其他诱变 方法训化高温菌，将会得到理想的高砷原生硫化铜矿 浸矿菌。 3 结语 1 浸出试验表明，高砷原生硫化铜矿的浸出受 细菌控制，在细菌作用下铜浸出率大幅度提高。在中 温条件下，A c 对高砷原生硫化铜矿的浸出效果比A f 好。细菌接种量对高砷原生硫化铜矿的浸出有一定的 影响，接种量为1 0 ％时，对高砷原生硫化铜矿的浸出 效果最好。 2 提高温度有利于初始阶段铜的浸出，随着浸出 的进行，温度的影响逐渐降低，细菌作用占主导作用； 中温菌对砷的耐受能力比高温菌强，A c 在高砷原生硫 化铜矿的浸出环境中的活性比F e r r o p l a s m a 属古菌强， 对铜、砷的浸出效果较好。 3 高温菌浸出高砷原生硫化铜矿时，主要浸出有 用元素铜，对砷的浸出少，砷主要留在浸渣中。因此，驯 化高砷耐受能力的高温菌将成为进一步的研究目标。 参考文献 [ 1 ] W a f t i n gHR ．1 1 l eb i o l e a c h i n go fs u l p h i d em i n e r a l sw i t he m p h a s i so n c o p p e rs I l l p h i d e s Ar e v i e w [ J ] ．H y d m m e t a l l u r g y ，2 0 0 6 ，8 4 8 1 1 0 8 ． [ 2 ]李秋元，郑敏，王永生．我国矿产资源开发对环境的影响[ J ] ． 中国矿业，2 0 0 2 2 4 7 5 1 ． [ 3 ]戎志梅．生物技术在资源与环境保护领域中的应用[ J ] ．化工科 技市场，2 0 0 2 7 5 7 ． [ 4 ] Z E N GW e i - m i n ，W UC h a n g - b i n ，Z H A N GR u - b i n g ．I s o l a t i o na n d i d e n t i f i c a t i o no fm o d e r a t e l yt h e r m o p h i l i ca c i d o p h i l i ci r o n - o x i d i z i n g b a c t e r i u ma n di t s b i o l e a c h i n gc h a r a c t e r i z a t i o n [ J ] ．T r a n s a c t i o n so f N o n f e r r o u sM e t a l sS o c i e t yo fC h i n a ，2 0 0 9 ，1 9 1 2 2 2 2 2 7 ． [ 5 ] V i l c a ’e zJ ，S u t oK ，I n o u eC ．R e s p o n s eo ft h e r m o p h i l e st ot h es i m u l t a n e o u 8a d d i t i o no fs u l f u ra n df e r r i ci o nt oe r t h s f f l e et h eb i o l e a c h i n go f c h a l c o p y r i t e [ J ] ．M i n e r a l sE n g i n e e r i n g ，2 0 0 8 ，2 1 1 0 6 3 1 0 7 4 ． [ 6 ]R o d r i g u e zY ，B a l l e s t e rA ．N e wi n f o r m a t i o no nt h ec h a l c o p y r i t e b i o l e a c h i n gm e c h a n i s ma tl o wa n dh i g ht e m p e r a t u r e [ J ] ．H y d r o m e t a l l u r g y ．2 0 0 3 。7 I 4 7 5 6 ． [ 7 ] R o d r l ’g u e zY ，B a l l e s t e rA ，B i a ’z q u e z ML ，e ta 1 ．N e wi n f o r m a t i o no n t h ec h a l c o p y r i t eb i o l e a c h i n g m e c h a n i s ma tl o wa n dh i g ht e m p e r a t u r e [ J ] ．H y d r o m e t a l | u r g y ，2 0 0 3 ，7 1 4 7 - 5 6 ． [ 8 ]李秀艳．金属硫化物矿物生物浸出过程中细菌吸附作用的研究 [ D ] ．沈阳东北大学资源与土木工程学院，2 0 0 1 ． [ 9 ]谢海云．高砷硫化铜精矿细菌浸出及砷的综合利用工艺及理论 研究[ D ] ．昆明昆明理工大学国土资源工程学院，2 0 0 8 ． [ 1 0 ]杨松荣，邱冠周，胡岳华．A s 3 及A s 5 对生物氧化过程的影响 及其转化过程的探讨[ J ] ．国外金属矿选矿，2 0 0 3 1 4 7 ． 上接第5 4 页 [ 8 ] B r i e r l e yCL ．B a c t e r i a ls u c c e s s i o ni nb i o h e a pl e a c h i n g [ J ] ．H y d r o m e t - a l l u r g y ，2 0 0 0 3 2 4 9 2 5 4 ． [ 9 ] 尤腾胜，文书明，徐风平，等．低品位铜矿微生物浸出技术研究及 应用现状[ J ] ．国外金属矿选矿，2 0 0 7 1 1 2 7 2 9 ． [ 1 0 ] 陈连秀，刘中华．难选氧化铜矿离析一浮选试验研究[ J ] ．新疆有 色金属，2 0 0 3 1 1 5 一1 7 ． [ 1 1 ] 田 锋，张锦柱，师伟红，等．氧化铜浮选研究现状与前景[ J ] ． 甘肃冶金，2 0 0 6 4 9 1 0 ． [ 1 2 ]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，2 0 0 9 ，2 9 4 5 1 5 4 ． [ 1 3 ] 杜淑华，潘邦龙．云南某难选氧化铜矿选矿试验研究[ J ] ．矿产 综合利用，2 0 0 8 6 1 4 1 6 ． [ 1 4 ] 赵涌泉．氧化铜矿的处理[ M ] ．北京冶金工业出版社，1 9 8 2 ． [ 1 5 ] 何晓娟，郑少冰．铜录山低品位高含泥氧化铜矿直接浮选工艺试 验[ J ] ．矿产综合利用，1 9 9 9 3 1 1 1 4 ． [ 1 6 ] L a s k o w s k iJ ．硅孔雀石浮选的研究[ J ] ．国外金属矿选矿。1 9 8 7 1 2 2 0 2 9 ． [ 1 7 ] [ 1 8 ] [ 1 9 ] [ 2 0 ] [ 2 1 ] [ 2 2 ] 高起鹏，宿静，秦贵杰．氧化铜矿硫化浮选的几个问题[ J ] ．有 色矿冶，2 0 0 3 2 2 2 2 4 ． 胡岳华，邱冠周，王淀佐，等，孔雀石／菱锌石浮选溶液化学研究 [ J ] ．有色金属，1 9 9 6 2 4 0 一“． 刘文刚，王本英，代淑娟，等．羟肟酸类捕收剂在浮选中的应用现 状及发展前景[ J ] ．有色矿冶，2 0 0 6 ，2 2 4 3 2 3 3 ． 高颖剑，林江顺．国内外羟肟酸的合成及其在浮选中的应用[ J ] ． 国外金属矿选矿。1 9 9 7 6 5 4 5 8 ． 罗传胜．羟酸钠浮选氧化铜矿的研究[ J ] ，广东有色金属学报， 1 9 9 7 2 8 5 8 9 ． 徐晓军，刘邦瑞．黄药浮选氧化铜矿物时螯合剂的协同活化作用 [ J ] ．中国有色金属学报．1 9 9 5 2 6 l 一6 4 ． 万方数据