CN114054201A - 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 - Google Patents
一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN114054201A CN114054201A CN202111356857.3A CN202111356857A CN114054201A CN 114054201 A CN114054201 A CN 114054201A CN 202111356857 A CN202111356857 A CN 202111356857A CN 114054201 A CN114054201 A CN 114054201A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ore
- copper
- cobalt
- sulfide
- roughing
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B1/00—Conditioning for facilitating separation by altering physical properties of the matter to be treated
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,包括以下步骤:(1)硫化矿粗选;(2)硫化矿精选,获得硫化铜钴精矿;(3)氧化矿粗选,获得氧化铜钴粗精矿;(4)氧化铜钴粗精矿湿法炼铜。本发明通过分步浮选工艺分获得硫化精矿和氧化粗精矿,同时分离出大部分钙镁脉石矿物,获得的氧化铜钴粗精矿进入下一道湿法炼铜工序,经浮选富集后所需处理的矿量仅有原来的约30%,同时大幅度降低后续湿法浸出的酸耗,达到节约资源、降低成本的目的。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,尤其是一种针对含高钙镁脉石矿物的复杂硫氧混合型铜钴矿的选矿处理方法。
背景技术
目前氧化铜钴矿的主要处理工艺流程为破碎-磨矿-湿法工艺处理得到铜钴产品,硫化铜钴矿的主要处理工艺为破碎-磨矿-浮选得到硫化铜精矿再进一步处理。针对同时有氧化铜和硫化铜的高钙镁硫氧混合型铜钴矿,由于硫化矿物无法被酸直接浸出,直接采用湿法工艺浸出率偏低;此外,高钙镁碱性脉石的存在也会大幅提升浸出酸耗,增加成本,降低生产工艺的经济性。本方法通过分步浮选工艺分获得硫化精矿和氧化粗精矿,同时分离出大部分钙镁脉石矿物,获得的氧化铜钴粗精矿进入下一道湿法炼铜工序,经浮选富集后所需处理的矿量仅有原来的约30%,同时大幅度降低后续湿法浸出的酸耗,达到节约资源、降低成本的目的。
现有的一种氧化铜矿的浮选方法,氧化铜矿经棒磨、球磨,再经过弱磁选、强磁选***进行磁选,再经过浮选和浓缩,最后分离得到氧化铜精矿和尾矿,未明确描述铜的回收率及精矿的铜品位;现有的一种氧化铜钴矿的选矿方法,氧化铜钴矿经氧化铜浮选得到氧化铜精矿和浮选尾矿,浮选尾矿进行磁选得到钴精矿和磁选尾矿,铜的回收率>80%,钴的回收率>70%,该方法适用的原料主要以氧化铜钴矿为主,未对硫化铜钴矿做进一步研究;一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法,复杂氧化铜矿经硫化铜浮选、氧化铜浮选后得到硫化铜精矿和氧化铜精矿,氧化铜精矿和硫化铜矿浮选的矿泥一起经酸浸得到酸浸铜液,该方法流程长,药剂种类多、消耗量较大。
发明内容
本发明提供一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,解决现有技术的缺陷。
为了解决以上技术问题,本发明提供了一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,包括以下步骤:(1)硫化矿粗选;(2)硫化矿精选,获得硫化铜钴精矿;(3)氧化矿粗选,获得氧化铜钴粗精矿;(4)氧化铜钴粗精矿湿法炼铜。
有益效果:本发明分步浮选工艺分获得硫化精矿和氧化粗精矿,同时分离出大部分钙镁脉石矿物,获得的氧化铜钴粗精矿进入下一道湿法炼铜工序,经浮选富集后所需处理的矿量仅有原来的约30%,同时大幅度降低后续湿法浸出的酸耗,达到节约资源、降低成本的目的。
附图说明
图1为本发明流程示意图。
具体实施方式
为使本发明的目的、内容和优点更加清楚,下面对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。
本发明提出的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,包括以下步骤:
S1、硫化矿粗选(含破碎磨矿);
1)原矿(主要成分Cu1.0%~3.5%,Co0%~0.5%,S0%~0.5%,CaO5%~20%,MgO5%~15%),经破碎磨矿成粒径小于0.074mm含量占70~80wt%的原矿浆;
2)一次粗选:上述原矿浆中依次添加NaHS 500g/t、戊钾黄药100~200g/t、2号油20~60g/t,搅拌1~2分钟;浮选2~5min,获得一次粗选中矿和一次粗选尾矿;
3)二次粗选:上述一次粗选尾矿浆中依次添加戊钾黄药50~100g/t、2号油7~14g/t,搅拌1~2分钟;浮选2~5min,获得二次粗选中矿和二次粗选尾矿。
S2、硫化矿精选,获得硫化铜钴精矿;
一次和二次硫化矿粗选获得的中矿合并进行三级精选,浮选浓度25%~35%,获得硫化精矿,尾矿返回硫化矿一次粗选流程。
S3、氧化矿粗选,获得氧化铜钴粗精矿;
1)一次粗选:将硫化矿二次粗选获得的尾矿中依次添加NaHS 1000~2000g/t、戊钾黄药1000~2000g/t、2号油10~20g/t,搅拌1~2分钟;浮选2~5min,获得一次粗选氧化精矿和一次粗选尾矿;
2)二次粗选:将上述步骤获得的一次粗选尾矿中依次添加NaHS 200~300g/t、戊钾黄药200~300g/t、2号油7~12g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得二次粗选氧化精矿和二次粗选尾矿;
3)三次粗选:将上述步骤获得的二次粗选尾矿依次添加NaHS 100~200g/t、戊钾黄药100~200g/t、2号油7~12g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得三次粗选氧化精矿和三次粗选尾矿;
4)四次粗选:将上述步骤获得的三次粗选尾矿依次添加NaHS 100g/t、戊钾黄药100g/t、2号油7~8g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得四次粗选氧化精矿和最终尾矿。
S4、氧化铜钴粗精矿湿法炼铜:
上述四次氧化矿浮粗选的精矿合并,后续进入湿法浸出工艺分别回收铜钴。
实施例1:
某铜钴矿矿石中铜矿物主要为孔雀石,其次为硅孔雀石,少量的辉铜矿,微量的黄铜矿、斑铜矿、磷铜矿、铜蓝、自然铜等;钴矿物主要为水钴矿,少量的硫铜钴矿、菱钴矿,另外在一些白云石、黄铁矿、绿泥石中含有微量的钴。铁矿物主要为褐铁矿,微量的赤铁矿等;其他金属矿物主要有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等。非金属矿物主要为白云石和石英,其次为绿泥石、白云母和高岭石,微量的菱镁矿、方解石、伊利石、磷灰石、金红石、滑石等。
原矿中主要有价元素为铜、钴,其中含铜2.47%,含钴0.06%,其它多元素成分分析结果如下:
化学成分 | Cu | Pb | Zn | Co | S | Fe | Mo | C | SiO<sub>2</sub> |
含量,% | 2.47 | <0.005 | 0.007 | 0.060 | 0.24 | 2.88 | <0.005 | 2.25 | 60.99 |
化学成分 | Ag* | Au* | As | K<sub>2</sub>O | CaO | Na<sub>2</sub>O | Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> | MgO | / |
含量,% | <2.00 | 0.18 | <0.005 | 3.16 | 4.76 | 0.12 | 14.58 | 6.80 | / |
应用本发明处理上述铜矿,包括如下步骤
1,硫化矿粗选:
1)原矿经破碎磨矿成粒径小于0.074mm含量占75wt%的原矿浆;
2)一次粗选:上述原矿浆中依次添加NaHS 800g/t、戊钾黄药200g/t、2号油35g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得一次粗选中矿和一次粗选尾矿;
3)二次粗选:上述一次粗选尾矿浆中依次添加戊钾黄药50g/t、2号油7g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得二次粗选中矿和二次粗选尾矿。
2,硫化矿精选:
一次和二次硫化矿粗选获得的中矿合并进行三级精选,浮选浓度33%,获得硫化精矿,尾矿返回硫化矿一次粗选流程。
3,氧化矿粗选:
1)一次粗选:将硫化矿二次粗选获得的尾矿中依次添加NaHS 1700g/t、戊钾黄药2000g/t、2号油14g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得一次粗选氧化精矿和一次粗选尾矿;
2)二次粗选:将上述步骤获得的一次粗选尾矿中依次添加NaHS200g/t、戊钾黄药200g/t、2号油7g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得二次粗选氧化精矿和二次粗选尾矿;
3)三次粗选:将上述步骤获得的二次粗选尾矿依次添加NaHS 100g/t、戊钾黄药200g/t、2号油7g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得三次粗选氧化精矿和三次粗选尾矿;
4)四次粗选:将上述步骤获得的三次粗选尾矿依次添加NaHS 100g/t、戊钾黄药200g/t、2号油7g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得四次粗选氧化精矿和最终尾矿。
4,湿法炼铜:
上述四次氧化矿浮选粗精矿合并,后续进入湿法浸出工艺分别回收铜钴。
最终,获得产率1.77%,铜品位25.51%,铜回收率18.42%,钴品位1.40%,钴回收率42.29%的硫化精矿;产率34.85%,铜品位4.69%,铜回收率66.70%,钴品位0.053%,钴回收率31.64%的氧化粗精矿。铜选矿综合回收率85.12%,钴选矿综合回收率73.93%。
表1实施例1结果
实施例2:
刚果(金)某铜钴矿矿石中铜矿物主要为孔雀石,其次为硅孔雀石,少量的辉铜矿,微量的黄铜矿、斑铜矿、磷铜矿、铜蓝、自然铜等;钴矿物主要为水钴矿,少量的硫铜钴矿、菱钴矿,另外在一些白云石、黄铁矿、绿泥石中含有微量的钴。铁矿物主要为褐铁矿,微量的赤铁矿等;其他金属矿物主要有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等。非金属矿物主要为白云石和石英,其次为绿泥石、白云母和高岭石,微量的菱镁矿、方解石、伊利石、磷灰石、金红石、滑石等。
原矿中主要有价元素为铜、钴,其中含铜0.94%,含钴0.41%,其它多元素成分分析结果如下:
化学成分 | Cu | Pb | Zn | Co | S | Fe | Mo | C | SiO<sub>2</sub> |
含量,% | 0.94 | 0.005 | <0.005 | 0.41 | 0.13 | 2.16 | <0.005 | 1.76 | 68.94 |
化学成分 | Ag* | Au* | As | K<sub>2</sub>O | CaO | Na<sub>2</sub>O | Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> | MgO | / |
含量,% | <2.00 | 0.04 | <0.005 | 1.74 | 4.12 | 0.11 | 11.30 | 7.31 | / |
应用本发明处理上述铜矿,包括如下步骤
1,硫化矿粗选:
1)原矿经破碎磨矿成粒径小于0.074mm含量占75wt%的原矿浆;
2)一次粗选:上述原矿浆中依次添加NaHS 500g/t、戊钾黄药100g/t、2号油20g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得一次粗选中矿和一次粗选尾矿;
3)二次粗选:上述一次粗选尾矿浆中依次添加戊钾黄药50g/t、2号油8g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得二次粗选中矿和二次粗选尾矿。
2,硫化矿精选:
一次和二次硫化矿粗选获得的中矿合并进行三级精选,浮选浓度33%,获得硫化精矿,尾矿返回硫化矿一次粗选流程。
3,氧化矿粗选:
1)一次粗选:将硫化矿二次粗选获得的尾矿中依次添加NaHS 1000g/t、戊钾黄药1000g/t、2号油20g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得一次粗选氧化精矿和一次粗选尾矿;
2)二次粗选:将上述步骤获得的一次粗选尾矿中依次添加NaHS300g/t、戊钾黄药300g/t、2号油12g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得二次粗选氧化精矿和二次粗选尾矿;
3)三次粗选:将上述步骤获得的二次粗选尾矿依次添加NaHS 200g/t、戊钾黄药200g/t、2号油8g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得三次粗选氧化精矿和三次粗选尾矿;
4)四次粗选:将上述步骤获得的三次粗选尾矿依次添加NaHS 200g/t、戊钾黄药200g/t、2号油7g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得四次粗选氧化精矿和最终尾矿。
4,湿法炼铜:
上述四次氧化矿浮选粗精矿合并,后续进入湿法浸出工艺分别回收铜钴。
最终,获得产率0.58%,铜品位20.78%,铜回收率12.24%,钴品位7.98%,钴回收率11.08%的硫化精矿;产率31.63%,铜品位2.11%,铜回收率67.79%,钴品位0.96%,钴回收率72.69%的氧化粗精矿。铜选矿综合回收率80.03%,钴选矿综合回收率83.77%。
表2实施例2结果
以上硫化矿粗选、硫化矿精选和氧化矿粗选的级数均可以按照原矿矿石性质以及后段湿法浸出的工艺需求变化进行调整。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明技术原理的前提下,还可以做出若干改进和变形,这些改进和变形也应视为本发明的保护范围。
Claims (8)
1.一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,包括以下步骤:
S1、硫化矿粗选;
S2、硫化矿精选,获得硫化铜钴精矿;
S3、氧化矿粗选,获得氧化铜钴粗精矿;
S4、氧化铜钴粗精矿湿法炼铜。
2.根据权利要求1所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,S1所述的硫化矿包含破碎磨矿。
3.根据权利要求1所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,S1包括以下步骤:
1)原矿经破碎磨矿成粒径小于0.074mm含量占70~80wt%的原矿浆;
2)一次粗选:上述原矿浆中依次添加NaHS 500g/t、戊钾黄药100~200g/t、2号油20~60g/t,搅拌1~2分钟;浮选2~5min,获得一次粗选中矿和一次粗选尾矿;
3)二次粗选:上述一次粗选尾矿浆中依次添加戊钾黄药50~100g/t、2号油7~14g/t,搅拌1~2分钟;浮选2~5min,获得二次粗选中矿和二次粗选尾矿。
4.根据权利要求3所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,S1的步骤1)中,所述原矿主要成分和重量百分比为:Cu1.0%~3.5%,Co0%~0.5%,S0%~0.5%,CaO5%~20%,MgO5%~15%。
5.根据权利要求1所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,S2中,将S1中一次和二次硫化矿粗选获得的中矿合并进行三级精选,浮选浓度25%~35%,获得硫化精矿,尾矿返回硫化矿一次粗选流程。
6.根据权利要求1所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,S3具体步骤如下:
1)一次粗选:将硫化矿二次粗选获得的尾矿中依次添加NaHS 1000~2000g/t、戊钾黄药1000~2000g/t、2号油10~20g/t,搅拌1~2分钟;浮选2~5min,获得一次粗选氧化精矿和一次粗选尾矿;
2)二次粗选:将上述步骤获得的一次粗选尾矿中依次添加NaHS 200~300g/t、戊钾黄药200~300g/t、2号油7~12g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得二次粗选氧化精矿和二次粗选尾矿;
3)三次粗选:将上述步骤获得的二次粗选尾矿依次添加NaHS 100~200g/t、戊钾黄药100~200g/t、2号油7~12g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得三次粗选氧化精矿和三次粗选尾矿;
4)四次粗选:将上述步骤获得的三次粗选尾矿依次添加NaHS 100g/t、戊钾黄药100g/t、2号油7~8g/t,搅拌2分钟;浮选5min,获得四次粗选氧化精矿和最终尾矿。
7.根据权利要求1-7任一项所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,S4具体为:将S3中四次氧化矿粗选的精矿合并,后续进入湿法浸出工艺分别回收铜钴。
8.根据权利要求7所述的一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法,其特征在于,上述硫化矿粗选、硫化矿精选和氧化矿粗选的级数均可以按照原矿矿石性质以及后段湿法浸出的工艺需求变化进行调整。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202111356857.3A CN114054201A (zh) | 2021-11-16 | 2021-11-16 | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202111356857.3A CN114054201A (zh) | 2021-11-16 | 2021-11-16 | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN114054201A true CN114054201A (zh) | 2022-02-18 |
Family
ID=80273045
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202111356857.3A Pending CN114054201A (zh) | 2021-11-16 | 2021-11-16 | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN114054201A (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114950712A (zh) * | 2022-05-27 | 2022-08-30 | 华刚矿业股份有限公司 | 一种综合回收铜钴的联合处理工艺 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102218377A (zh) * | 2011-02-09 | 2011-10-19 | 湖南华雄新材料有限公司 | 一种高效氧化铜钴矿组合捕收剂及氧化铜矿选矿方法 |
CN103143447A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-06-12 | 湖南有色金属研究院 | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 |
CN108580053A (zh) * | 2018-03-28 | 2018-09-28 | 万宝矿产有限公司 | 一种铜钴分离的选矿方法 |
CN110038730A (zh) * | 2019-05-20 | 2019-07-23 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种含两种类型含钴矿物硫化铜钴矿的选矿方法 |
CN110681477A (zh) * | 2018-07-06 | 2020-01-14 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法 |
CN110813546A (zh) * | 2019-11-28 | 2020-02-21 | 昆明理工大学 | 一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法 |
CN113893952A (zh) * | 2021-09-18 | 2022-01-07 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜钴矿选矿方法 |
-
2021
- 2021-11-16 CN CN202111356857.3A patent/CN114054201A/zh active Pending
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102218377A (zh) * | 2011-02-09 | 2011-10-19 | 湖南华雄新材料有限公司 | 一种高效氧化铜钴矿组合捕收剂及氧化铜矿选矿方法 |
CN103143447A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-06-12 | 湖南有色金属研究院 | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 |
CN108580053A (zh) * | 2018-03-28 | 2018-09-28 | 万宝矿产有限公司 | 一种铜钴分离的选矿方法 |
CN110681477A (zh) * | 2018-07-06 | 2020-01-14 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法 |
CN110038730A (zh) * | 2019-05-20 | 2019-07-23 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种含两种类型含钴矿物硫化铜钴矿的选矿方法 |
CN110813546A (zh) * | 2019-11-28 | 2020-02-21 | 昆明理工大学 | 一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法 |
CN113893952A (zh) * | 2021-09-18 | 2022-01-07 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜钴矿选矿方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
段景文等: "刚果( 金) 某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究", 《矿冶工程》 * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114950712A (zh) * | 2022-05-27 | 2022-08-30 | 华刚矿业股份有限公司 | 一种综合回收铜钴的联合处理工艺 |
CN114950712B (zh) * | 2022-05-27 | 2023-10-13 | 华刚矿业股份有限公司 | 一种综合回收铜钴的联合处理工艺 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US3954450A (en) | Recovery of lead, zinc and iron sulfide | |
US4024218A (en) | Process for hydrometallurgical upgrading | |
CN107617508B (zh) | 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺 | |
CN110292984A (zh) | 含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法 | |
CN102240600A (zh) | 一种从含硫、砷物料中分离回收硫、砷的方法 | |
CN108160307A (zh) | 一种含碳及高磁黄铁矿型硫化铅锌矿的选矿方法 | |
CN110013918B (zh) | 一种全浮选工艺提高半原生半氧化金矿金回收率的方法 | |
CN105327771A (zh) | 一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法 | |
CN107362899A (zh) | 一种处理复杂钨钼铜铅锌多金属矿的重浮选矿组合工艺 | |
CN105381870A (zh) | 一种氧化钼矿的选矿富集方法 | |
CN111790517A (zh) | 一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法 | |
CN112221699A (zh) | 一种复杂含金银铜铅锌复合矿清洁高效选矿方法 | |
WO1993004783A1 (en) | Processing of ores | |
CN1017686B (zh) | 一种从含铜、铅、锌多金属复杂硫化矿中浮选铜精矿的方法 | |
CN114054201A (zh) | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 | |
CN111778406B (zh) | 一种锌焙烧氧化废渣综合利用方法 | |
US3834894A (en) | Process for recovering molybdenum values from molybdenite ore materials | |
O'Connor et al. | The practice of pyrite flotation in South Africa and Australia | |
Lager et al. | Current processing technology for antimony-bearing ores a review, part 2 | |
CN109971952B (zh) | 一种含金银的复杂铜锌矿的选冶工艺 | |
US8931642B2 (en) | Activated flotation circuit for processing combined oxide and sulfide ores | |
CN115228613A (zh) | 一种提高低品位高氧化率钼矿石选矿指标的方法 | |
CN112547312B (zh) | 一种以铁闪锌矿为主的银铅锌矿浮选方法 | |
CN112619878B (zh) | 一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺 | |
CN114749271A (zh) | 一种含磁黄铁矿的铅锌硫化矿分质分级分选和中矿选择性再磨方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20220218 |
|
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |