CN107617508A

CN107617508A - 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺

Info

Publication number: CN107617508A
Application number: CN201710846004.5A
Authority: CN
Inventors: 张红新; 李洪潮; 吕振福; 冯安生; 郭珍旭
Original assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Current assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Priority date: 2017-09-19
Filing date: 2017-09-19
Publication date: 2018-01-23
Anticipated expiration: 2037-09-19
Also published as: CN107617508B

Abstract

本发明公开了一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：（1）将石英脉型钨锡共伴生矿产生的次生矿泥部分或含多金属矿浮选硫化矿后的尾矿部分破碎；（2）重选富集：重选抛尾，脉石抛尾量在60%‑85%；（3）反浮选脱硅：调整剂为碳酸钠溶液、淀粉溶液，捕收剂为醚胺溶液、十二胺溶液、十八胺溶液其中的一种或几种；（4）磁选分离钨锡矿：磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。本发明针对细粒钨锡矿，采用重选抛尾预选，反浮选脱硫脱硅，磁选分离黑钨矿和锡石的工艺，在保证精矿品位的前提下，提高黑钨矿和锡石回收率，主要应用于钨锡共伴生矿、有色金属伴生钨锡矿中钨锡的综合回收。

Description

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺

技术领域

本发明属于有色金属选矿技术领域，具体涉及一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺。

背景技术

钨锡矿性脆，在磨矿过程中易过磨，细泥级的钨锡矿回收较为困难，在处理石英脉型钨锡矿选矿时采用阶段破磨—阶段选别对粗颗粒物料回收可获得较好的分选指标，对细粒部分多采用重选和磁选联合工艺，分选效果不理想。在处理多金属矿共伴生钨锡这类矿石时，由于要兼顾回收硫化矿（如含有铜、铅、锌等），需要将磨矿细度控制在-200目含量占50%~70%，先浮选硫化矿，再从尾矿中回收钨锡矿，目前，从尾矿中钨锡矿回收工艺浮选—重选—磁选工艺流程。即：浮选作业主要目的是浮选硫化矿，根据矿石密度差异通过重选获得黑钨矿和锡石混合精矿。通过强磁选分离钨、锡。处理石英脉型细粒钨锡矿与多金属矿共伴生钨锡矿都存在着在重选过程中如果要获得较纯的钨锡混合精矿，势必要多次抛尾（或增加抛尾量）尽可能地将石英长石等脉石矿物丢弃，但是在抛尾的过程中钨锡的损失较大（主要是细颗粒钨锡矿、或部分连生体），如果想提高混合精矿的回收率，那就需要少抛尾，这样粗颗粒的脉石将会进入精矿中，影响精矿品位。钨锡矿正浮选（即从脉石矿物中浮选钨锡矿），黑钨矿和锡石都属于较难浮选的矿物，对浮选药剂和浮选条件要求较为苛刻，浮选工艺回收钨锡矿浮选药剂消耗大、生产成本较高，且分选指标也不理想。

钨锡共伴生矿在破碎磨矿过程中产生的细粒钨锡矿的分选。钨锡共伴生矿为避免在破碎磨矿过程中钨锡的泥化，常规分选工艺为阶段破磨-阶段分选，粗颗粒部分采用跳汰、摇床重选、强磁选机磁选可以获得较好的分选指标，在阶段破磨过程中，产生的细颗粒部分采用摇床、离心选矿机、强磁选分选，往往最终获得的精矿品位和回收率都较低。

有色金属中伴生钨锡矿的综合回收，如铜锌银矿中伴生的钨锡矿的回收，针对该类矿石要综合考虑铜锌矿和钨锡矿的综合回收，采用的工艺一般是将矿石磨矿至-200目含量占50%-70%，先浮选获得铜锌等硫化矿精矿，然后从尾矿中再回收钨锡矿，这就导致部分钨锡矿在磨矿过程中泥化。

发明内容

本发明针对细粒黑钨矿和锡石在常规选矿工艺中存在的选矿回收率低的问题，提供一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺。

本发明的目的是以下述方式实现的：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（1）将石英脉型钨锡共伴生矿在破碎和磨矿过程中产生的次生矿泥部分或含多金属矿浮选硫化矿后的尾矿部分破碎至粒度小于0.03mm；

（2）重选富集：采用摇床、离心选矿机、尼尔森选矿机、法尔肯选矿机、水力旋流器、螺旋溜槽其中的至少一种进行重选抛尾，脉石抛尾量在60%-85%；

（3）反浮选脱硅：调整剂为质量浓度为1-5%的碳酸钠溶液20-500g/t、质量浓度为1-5%的淀粉溶液10-200g/t，捕收剂为质量浓度为1-5%的醚胺溶液、质量浓度为1-5%的十二胺溶液、质量浓度为1-5%的十八胺溶液其中的一种或几种，用量为1-100g/t，浮选次数为1-3次；

（4）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为400KA/m-900KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

在步骤（3）之前进行反浮选脱硫步骤，具体为：活化剂采用质量浓度为1-5%的硫酸溶液或质量浓度为1-5%的硫酸铜溶液，用量为10-500g/t，捕收剂采用质量浓度为1-5%的丁基黄药溶液或质量浓度为1-5%的丁胺黑药溶液，用量为1-100g/t，起泡剂采用质量浓度为1-5%的松醇油溶液或质量浓度为1-5%的甲基异丁基甲醇（MIBC）溶液用量1-50g/t，浮选次数为1-2次。

目前醚胺类、混合胺类捕收剂对石英、长石的浮选显示出较好的分选效果，这类药剂对钨锡矿捕收性能较差，因此，采用反浮选石英长石应用到钨锡矿的选别工艺中是可行的。

相对于现有技术，本发明针对细粒钨锡矿，采用重选抛尾预选，反浮选脱硫脱硅，磁选分离黑钨矿和锡石的工艺，在保证精矿品位的前提下，提高黑钨矿和锡石回收率，主要应用于钨锡共伴生矿、有色金属伴生钨锡矿中钨锡的综合回收。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

本发明中所用原料中钨以黑钨矿为主，不含或含微量白钨矿，锡以锡石为主。矿石以多金属矿、或钨锡共伴生矿为主，脉石矿物以石英、长石为主，硫化矿以黄铁矿为主，或其它硫化矿如磁黄铁矿、毒砂、砷黄铁矿等，或不含硫化矿。

丁基黄药和丁胺黑药均购自淄博晓光化工材料有限公司，松醇油购自湖北金铭洲化学技术有限公司，甲基异丁基甲醇购自青岛新源化工助剂有限公司。

实施例1：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

在步骤（3）之前进行反浮选脱硫步骤，具体为：活化剂采用质量浓度为1-5%的硫酸溶液或质量浓度为1-5%的硫酸铜溶液，用量为10-500g/t，捕收剂采用质量浓度为1-5%的丁基黄药溶液或质量浓度为1-5%的丁胺黑药溶液，用量为1-100g/t，起泡剂采用质量浓度为1-5%的松醇油溶液或质量浓度为1-5%的甲基异丁基甲醇（MIBC）溶液用量1-50g/t，浮选次数为1-2次。如果矿石中不含有硫化物，反浮选脱硫步骤可省略。

实施例2：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用摇床进行重选抛尾，脉石抛尾量为60%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为25%，活化剂采用质量浓度为1%的硫酸溶液，用量为10g/t，pH=6，捕收剂采用质量浓度为1%的丁基黄药溶液，用量为1g/t，起泡剂采用质量浓度为1%的甲基异丁基甲醇溶液，用量1g/t，浮选时间3分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为13%，调整剂为质量浓度为1%的碳酸钠溶液20g/t、质量浓度为1%的淀粉溶液10g/t，捕收剂为质量浓度为1%的醚胺溶液，用量为1g/t；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为400KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位61.43%，回收率68.12%，锡石精矿Sn品位39.68%，回收率57.32%，锡石次精矿Sn品位9.84%，回收率7.25%，锡石精矿总回收率64.57%。

实施例3：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用离心选矿机进行重选抛尾，脉石抛尾量为65%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为26%，活化剂采用质量浓度为2%的硫酸溶液，用量为50g/t，pH=5.8，捕收剂采用质量浓度为2%的丁基黄药溶液，用量为10g/t，起泡剂采用质量浓度为2%的松醇油溶液，用量5g/t，浮选时间4分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为14%，调整剂为质量浓度为2%的碳酸钠溶液50g/t、质量浓度为2%的淀粉溶液20g/t，捕收剂为质量浓度为2%的十二胺溶液，用量为10g/t，浮选时间2分钟；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为500KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位61.80%，回收率68.46%，锡石精矿Sn品位39.94%，回收率57.62%，锡石次精矿Sn品位10.02%，回收率7.53%，锡石精矿总回收率65.15%。

实施例4：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用尼尔森选矿机进行重选抛尾，脉石抛尾量为70%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为24%，活化剂采用质量浓度为3%的硫酸铜溶液，用量为100g/t，pH=5.6，捕收剂采用质量浓度为3%的丁胺黑药溶液，用量为20g/t，起泡剂采用质量浓度为3%的甲基异丁基甲醇溶液，用量10g/t，浮选时间5分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为13%，调整剂为质量浓度为3%的碳酸钠溶液50g/t、质量浓度为3%的淀粉溶液25g/t，捕收剂为质量浓度为3%的十八胺溶液，用量为10g/t，浮选时间3分钟；一次扫选，矿浆浓度为11%，调整剂为质量浓度为3%的碳酸钠溶液50g/t、质量浓度为3%的淀粉溶液25g/t，捕收剂为质量浓度为3%的十八胺溶液，用量为10g/t，浮选时间2分钟；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为600KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位62.13%，回收率68.89%，锡石精矿Sn品位40.27%，回收率57.99%，锡石次精矿Sn品位10.43%，回收率7.86%，锡石精矿总回收率65.85%。

实施例5：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用法尔肯选矿机进行重选抛尾，脉石抛尾量为75%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为25%，活化剂采用质量浓度为3%的硫酸溶液，用量为100g/t，pH=5.5，捕收剂采用质量浓度为2%的丁基黄药溶液，用量为20g/t，起泡剂采用质量浓度为4%的松醇油溶液，用量10g/t，浮选时间5分钟；一次扫选，矿浆浓度为15%，活化剂采用质量浓度为3%的硫酸溶液，用量为100g/t，pH=5.5，捕收剂采用质量浓度为2%的丁基黄药溶液，用量为20g/t，起泡剂采用质量浓度为4%的松醇油溶液，用量10g/t，浮选时间2分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为14%，调整剂为质量浓度为3%的碳酸钠溶液100g/t、质量浓度为2%的淀粉溶液40g/t，捕收剂为质量浓度为3%的醚胺溶液和质量浓度为3%的十二胺溶液的混合溶液，用量为20g/t，醚胺溶液和十二胺溶液的质量比为1:1，浮选时间3分钟；一次扫选，矿浆浓度为10%，调整剂为质量浓度为3%的碳酸钠溶液100g/t、质量浓度为5%的淀粉溶液40g/t，捕收剂为质量浓度为3%的醚胺溶液和质量浓度为3%的十二胺溶液的混合溶液，用量为20g/t，醚胺溶液和十二胺溶液的质量比为1:1，浮选时间2分钟；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为650KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位62.54%，回收率69.20%，锡石精矿Sn品位40.65%，回收率58.37%，锡石次精矿Sn品位10.86%，回收率8.22%，锡石精矿总回收率66.59%。

实施例6：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用水力旋流器进行重选抛尾，脉石抛尾量为80%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为26%，活化剂采用质量浓度为4%的硫酸铜溶液，用量为150g/t，pH=5.4，捕收剂采用质量浓度为4%的丁基黄药溶液，用量为30g/t，起泡剂采用质量浓度为4%的松醇油溶液，用量15g/t，浮选时间4分钟；一次扫选，矿浆浓度为15%，活化剂采用质量浓度为4%的硫酸铜溶液，用量为150g/t，pH=5.4，捕收剂采用质量浓度为4%的丁基黄药溶液，用量为30g/t，起泡剂采用质量浓度为4%的松醇油溶液，用量15g/t，浮选时间3分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为14%，调整剂为质量浓度为4%的碳酸钠溶液150g/t、质量浓度为4%的淀粉溶液50g/t，捕收剂为质量浓度为4%的醚胺溶液和质量浓度为4%的十八胺溶液的混合溶液，用量为30g/t，醚胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1，浮选时间4分钟；一次扫选，矿浆浓度为11%，调整剂为质量浓度为4%的碳酸钠溶液150g/t、质量浓度为4%的淀粉溶液50g/t，捕收剂为质量浓度为4%的醚胺溶液和质量浓度为4%的十八胺溶液的混合溶液，用量为30g/t，醚胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1，浮选时间1.5分钟；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为700KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位62.93%，回收率69.67%，锡石精矿Sn品位41.03%，回收率58.86%，锡石次精矿Sn品位11.24%，回收率8.57%，锡石精矿总回收率67.43%。

实施例7：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用螺旋溜槽进行重选抛尾，脉石抛尾量为82%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为25%，活化剂采用质量浓度为5%的硫酸溶液，用量为200g/t，pH=5.2，捕收剂采用质量浓度为5%的丁胺黑药溶液，用量为40g/t，起泡剂采用质量浓度为5%的松醇油溶液，用量20g/t，浮选时间4分钟；一次扫选，矿浆浓度为15%，活化剂采用质量浓度为5%的硫酸溶液，用量为200g/t，pH=5.2，捕收剂采用质量浓度为5%的丁胺黑药溶液，用量为40g/t，起泡剂采用质量浓度为5%的松醇油溶液，用量20g/t，浮选时间3分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为15%，调整剂为质量浓度为5%的碳酸钠溶液200g/t、质量浓度为5%的淀粉溶液75g/t，捕收剂为质量浓度为5%的十二胺溶液和质量浓度为5%的十八胺溶液的混合溶液，用量为40g/t，十二胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1，浮选时间3.5分钟；扫选Ⅰ，矿浆浓度为10%，调整剂为质量浓度为5%的碳酸钠溶液100g/t、质量浓度为5%的淀粉溶液35g/t，捕收剂为质量浓度为5%的十二胺溶液和质量浓度为5%的十八胺溶液的混合溶液，用量为20g/t，十二胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1，浮选时间2分钟；扫选Ⅱ，矿浆浓度为10%，调整剂为质量浓度为5%的碳酸钠溶液100g/t、质量浓度为5%的淀粉溶液40g/t，捕收剂为质量浓度为5%的十二胺溶液和质量浓度为5%的十八胺溶液的混合溶液，用量为20g/t，十二胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1，浮选时间2分钟；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为800KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位63.20%，回收率70.14%，锡石精矿Sn品位41.58%，回收率59.33%，锡石次精矿Sn品位11.59%，回收率8.96%，锡石精矿总回收率68.29%。

实施例8：

一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，具体步骤如下：

（2）重选富集：采用摇床和离心选矿机进行重选抛尾，脉石抛尾量为85%；

（3）反浮选脱硫：一次粗选，矿浆浓度为24%，活化剂采用质量浓度为5%的硫酸溶液，用量为250g/t，pH=5，捕收剂采用质量浓度为2%的丁基黄药溶液，用量为50g/t，起泡剂采用质量浓度为3%的松醇油溶液，用量25g/t，浮选时间4分钟；一次扫选，矿浆浓度为15%，活化剂采用质量浓度为5%的硫酸溶液，用量为250g/t，pH=5，捕收剂采用质量浓度为2%的丁基黄药溶液，用量为50g/t，起泡剂采用质量浓度为3%的松醇油溶液，用量25g/t，浮选时间3分钟；

（4）反浮选脱硅：一次粗选，矿浆浓度为14%，调整剂为质量浓度为5%的碳酸钠溶液200g/t、质量浓度为4%的淀粉溶液100g/t，捕收剂为质量浓度为4%的十二胺溶液、质量浓度为4%的十八胺溶液和质量浓度为4%的醚胺溶液的混合溶液，用量为40g/t，醚胺溶液、十二胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1:1，浮选时间4分钟；扫选Ⅰ，矿浆浓度为10%，调整剂为质量浓度为5%的碳酸钠溶液150g/t、质量浓度为3%的淀粉溶液50g/t，捕收剂为质量浓度为4%的十二胺溶液、质量浓度为4%的十八胺溶液和质量浓度为4%的醚胺溶液的混合溶液，用量为30g/t，醚胺溶液、十二胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1:1，浮选时间2分钟；扫选Ⅱ，矿浆浓度为10%，调整剂为质量浓度为5%的碳酸钠溶液150g/t、质量浓度为3%的淀粉溶液50g/t，捕收剂为质量浓度为4%的十二胺溶液、质量浓度为4%的十八胺溶液和质量浓度为4%的醚胺溶液的混合溶液，用量为30g/t，醚胺溶液、十二胺溶液和十八胺溶液的质量比为1:1:1，浮选时间2分钟；

（5）磁选分离钨锡矿：磁选机磁场强度为900KA/m，磁选精矿为黑钨矿，磁选尾矿为锡石精矿。

最终黑钨精矿WO₃品位63.54%，回收率70.73%，锡石精矿Sn品位42.00%，回收率59.74%，锡石次精矿Sn品位11.98%，回收率9.23%，锡石精矿总回收率68.97%。

实验例1：石英脉型钨锡矿细粒部分回收

该矿石中主要有用矿物为黑钨矿和锡石，白钨矿含量微量。主要脉石矿物为石英和云母（包括白云母、黑云母和绢云母），两者约占矿物总量的92%，其他矿物成分含量甚微。该矿细度为-200目以下，主要来自在破碎磨矿过程中产生的次生矿泥，其中WO₃品位为0.744%，Sn品位0.29%，S品位0.009%。由于硫含量较低，可不反浮选硫。

步骤一：重选抛尾，先采用摇床重选，获得摇床粗精矿，摇床尾矿采用尼尔森选矿机再选，分选次数为一次粗选，三次扫选，摇床粗精矿、尼尔森粗精矿、尼尔森扫选粗精矿合并混匀作为粗精矿进行反浮选脱硅。

步骤二：反浮选脱硅，一次粗选，一次扫选，粗选时，矿浆浓度为15%，调整剂碳酸钠125g/t，抑制剂淀粉50g/t，捕收剂醚胺类100g/t，浮选时间4分钟，扫选矿浆浓度为12%，调整剂碳酸钠40g/t，抑制剂淀粉15g/t，捕收剂醚胺类30g/t，浮选时间2.5分钟。

步骤三：磁选，采用立环脉动高梯度磁选机，粗选磁场强度700KA/m，脉动50r/min，得到磁选尾矿（锡石精矿），精选磁场强度600KA/m，脉动50r/min，得到磁选精矿（黑钨精矿）和磁选中矿（锡石次精矿）。

试验结果见表1，最终黑钨精矿WO₃品位63.41%，回收率70.12%，锡石精矿Sn品位41.05%，回收率60.68%，锡石次精矿Sn品位11.21%，回收率8.47%，锡石精矿总回收率69.15%。

实验例2：铜锌矿尾矿中回收钨锡矿

从某铜锌矿尾矿中回收钨锡矿，矿石磨矿细度为-200目含量占50%，WO₃：0.32%，Sn ：0.076%，Cu：0.024%，Pb：0.013%，Zn：0.097%，Au：0.30g/t，Ag：8.06g/t，As：7.12%，S：6.76%，SiO₂：48.83%，Al₂O₃：9.33%。该尾矿WO₃品位为0.32%，品位较高，Sn品位0.076%，可综合利用回收。含硫矿物主要是黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等，脉石矿物主要为石英和长石。

步骤一：摇床重选抛尾，摇床尾矿70%左右，摇床中矿5.5%左右，摇床中矿可返回再选，或单独重选。

步骤二：反浮选脱硫，反浮选脱硫粗选，浮选浓度25%，硫酸用量为500g/t，pH5~6，捕收剂丁基黄药18g/t，起泡剂松醇油9g/t，浮选时间4分钟，反浮选脱硫扫选，浮选浓度15%，硫酸用量为100g/t，pH5~6，捕收剂丁基黄药6g/t，起泡剂松醇油5g/t，浮选时间2分钟。

步骤三：反浮选脱硅，粗选，浮选浓度12%，抑制剂淀粉20g/t，捕收剂醚胺类20g/t，浮选时间3分钟，扫选，浮选浓度10%，捕收剂醚胺类10g/t，浮选时间1.5分钟。

步骤四：磁选，采用立环脉动高梯度磁选机，粗选磁场强度600KA/m，脉动50r/min，得到磁选尾矿，精选磁场强度520KA/m，脉动50r/min，得到磁选精矿和磁选中矿。

试验结果见表2，最终黑钨精矿WO₃品位64.72%，回收率85.21%，锡石精矿Sn品位24.90%，回收率66.74%，锡石次精矿Sn品位13.98%，回收率6.15%，锡石精矿总回收率72.89%。

以上所述的仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本领域的技术人员来说，在不脱离本发明整体构思前提下，还可以作出若干改变和改进，这些也应该视为本发明的保护范围。

Claims

1.一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，其特征在于：具体步骤如下：

2.根据权利要求1所述的细粒钨锡共伴生矿选矿工艺，其特征在于：在步骤（3）之前进行反浮选脱硫步骤，具体为：活化剂采用质量浓度为1-5%的硫酸溶液或质量浓度为1-5%的硫酸铜溶液，用量为10-500g/t，捕收剂采用质量浓度为1-5%的丁基黄药溶液或质量浓度为1-5%的丁胺黑药溶液，用量为1-100g/t，起泡剂采用质量浓度为1-5%的松醇油溶液或质量浓度为1-5%的甲基异丁基甲醇（MIBC）溶液用量1-50g/t，浮选次数为1-2次。