CN115672558B - 一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种氧化锌矿全粒级强化硫化‑分级浮选回收的方法，属于矿物加工技术领域。本发明将氧化锌矿破碎、磨细，调浆，加入复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，再加入铜盐进行协同活化得到活化矿浆；将硫化剂加入到活化矿浆中进行强化硫化得到硫化矿浆；硫化矿浆调浆后进行粗细矿粒分级，得到粗粒级浆料和细粒级浆料；在细粒级浆料中加入铜氨络合物进行活化，然后依次加入黄药类捕收剂和起泡剂，调浆后进行浮选得到细粒级锌精矿和细粒级浮选尾矿；在粗粒级浆料中加入调整剂和胺类捕收剂，调浆后进行浮选得到粗粒级锌精矿和粗粒级浮选尾矿；将细粒级锌精矿和粗粒级锌精矿合并为浮选锌精矿；将细粒级浮选尾矿和粗粒级浮选尾矿合并为浮选尾矿。
Description
技术领域
本发明涉及一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
随着锌的需求量逐年增加，优质锌矿资源储量锐减，可利用的锌矿资源存在“贫、细、杂、难”的特点，回收难度较大，资源综合利用率较低。氧化锌矿属于难处理的锌矿资源，可通过火法冶炼富集生产氧化锌粉，但存在投资高、污染大、回收率低等缺点；湿法冶金同样可以处理氧化锌矿，但其适应性与矿石性质紧密相关，当矿石中碱性脉石矿物的含量较高时，浸出所需的酸量大，生产成本高；另外，浸出过程中矿石中的铁、硅等杂质元素也会进入浸出液，导致后续工艺处理困难。因此，对于低品位氧化锌矿，通常需要采用选矿进行富集。
氧化锌矿石中的锌矿物嵌布粒度较细，通常需要细磨处理才能达到浮选要求，但矿石中不同矿物的硬度存在较大差异，细磨会导致磨矿产品粒度分布不均匀，并生成大量的细粒级矿物；这些细粒级矿石中不仅有脉石矿物，同时还存在氧化锌矿物，因此细粒级矿石中的氧化锌矿物的高效回收非常必要。硫化浮选是氧化锌矿常用的回收方法，根据捕收剂的不同，硫化浮选分为“硫化—胺浮选法”和“硫化—黄药浮选法”，其中“硫化—胺浮选法”能够处理粗粒级氧化锌矿，对细粒级氧化锌矿的适应性较差；与“硫化—胺浮选法”相比，“硫化—黄药浮选法”能够处理细粒级氧化锌矿，但矿石中的氧化锌矿物需要得到充分硫化。因此，针对含细粒级的氧化锌矿可通过粗细分级，粗粒级部分采用“硫化—胺浮选法”、细粒级部分采用“硫化—黄药浮选法”分别回收其中的锌矿物，从而避免细粒级矿物对粗粒级氧化锌矿物的干扰，从而提高分选效率和浮选精矿质量，降低浮选药剂的消耗。
然而，不管“硫化—胺浮选法”，还是“硫化—黄药浮选法”，在加入捕收剂之前均需要将矿石中的氧化锌矿物充分硫化，使其表面生成稳定的硫化产物，从而有利于后续的浮选工艺，但常规硫化法存在硫化效果较差、硫化效率低、硫化产物不稳定等缺点；另外，细粒级氧化锌矿物的高效活化，以及胺法浮选过程中泡沫调控是解决氧化锌矿浮选回收的难点。
因此，亟需开发新的浮选技术，使其不仅实现细粒级氧化锌矿物黄药浮选回收，同时还能解决粗粒级氧化锌矿物胺法浮选过程中的调泡问题，从而满足粗细粒级氧化锌矿分级浮选回收。
发明内容
本发明针对现有技术中细粒级氧化锌矿物黄药浮选回收困难和粗粒级氧化锌矿物胺法浮选过程中调泡的问题，提出了一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，即采用复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，复合铵盐再和铜盐对矿石中的氧化锌矿物进行协同活化，提高矿物表面与硫化剂的反应活性，促进硫离子快速、高效吸附，在氧化锌矿物表面生成致密、稳定的硫化层，然后通过粒度分级得到强化硫化的细粒级浆料和粗粒级浆料，其中细粒级浆料采用新型铜氨络合物活化-黄药类捕收剂进行浮选回收，粗粒级浆料采用新型调整剂调浆-胺类捕收剂进行浮选回收，实现氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收，提高难处理锌矿资源的利用率。
一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，包括以下具体步骤：
(1)将氧化锌矿破碎、磨细至-74μm粒级占85～90wt.％，调浆至矿浆质量百分浓度为28～32％，在矿浆中加入复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，再加入铜盐对改性后的氧化锌矿物表面进行协同活化得到活化矿浆；
(2)将硫化剂加入到活化矿浆中对氧化锌矿物进行强化硫化得到硫化矿浆；
(3)硫化矿浆调浆后进行粗细矿粒分级，得到粗粒级浆料和细粒级浆料；其中粗粒级浆料的粒径不小于38μm，细粒级浆料的粒径小于38μm；
(4)在细粒级浆料中加入铜氨络合物对硫化矿浆中的氧化锌矿物进行活化，然后依次加入黄药类捕收剂和起泡剂，调浆后进行浮选得到细粒级锌精矿和细粒级浮选尾矿；
(5)在粗粒级浆料中加入调整剂和胺类捕收剂，调浆后进行浮选得到粗粒级锌精矿和粗粒级浮选尾矿；
(6)将步骤(4)得到的细粒级锌精矿和步骤(5)得到的粗粒级锌精矿合并，得到浮选锌精矿；将步骤(4)得到的细粒级浮选尾矿和步骤(5)得到的粗粒级浮选尾矿合并，作为浮选尾矿。
所述步骤(1)氧化锌矿中锌的质量百分数含量为6.5～14.5％。
以每吨氧化锌矿计，铜盐加入量为300～500g、复合铵盐加入量900～1500g，铜盐为硫酸铜和/或氯化铜，复合铵盐由草酸铵、磷酸铵、海藻酸铵和氯化铵组成，以复合铵盐的质量分数为100％计，草酸铵占25～35％、磷酸铵占15～25％、海藻酸铵占15～25％，氯化铵占25～35％。
以每吨氧化锌矿计，步骤(2)硫化剂加入量为6000～9000g，硫化剂为硫化钠、硫氢化钠、多硫化钠中的一种或多种。
以每吨氧化锌矿计，步骤(4)铜氨络合物的加入量为400～600g、黄药类捕收剂加入量为600～1000g、起泡剂加入量为40～80g。
所述铜氨络合物的制备方法为：
1)采用氨水-铵盐对多相碳酸盐型氧化铜矿物进行搅拌浸出得到铜氨络合物溶液；
2)将步骤1)得到的铜氨络合物溶液置于乙醇溶液中进行多次结晶，得到铜氨络合物活化剂。
所述黄药类捕收剂由异戊基黄药和仲辛基黄药组成，异戊基黄药和仲辛基黄药的质量比为4～5:1，起泡剂为松醇油。
以每吨氧化锌矿计，调整剂加入量为400～600g、胺类捕收剂加入量为300～500g。
所述调整剂由乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑组成，乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑的质量比为5～7:3～4:2。
所述胺类捕收剂为十二胺。
本发明的有益效果是：
(1)本发明复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，复合铵盐再和铜盐对矿石中的氧化锌矿物进行协同活化，极大地提高了矿物表面与硫化剂的反应活性，促进了硫离子快速、高效吸附，在氧化锌矿物表面生成致密、稳定的硫化层，实现了氧化锌矿全粒级强化硫化；
(2)本发明通过对强化硫化的氧化锌矿进行粒度分级，得到强化硫化的细粒级浆料和粗粒级浆料，无需对各种粒级的氧化锌矿进行硫化，简化了硫化流程，节省了硫化设备，提高了硫化效率，实现了粗细粒级氧化锌矿物的靶向加药；
(3)本发明针对强化硫化的细粒级浆料，采用新型铜氨络合物进行活化，增强氧化锌矿物表面的反应活性，促进黄药类捕收剂吸附；对于粗粒级浆料，通过添加新型调整剂对矿浆粘度进行调控，改善胺类捕收剂在浮选过程中泡沫难消的技术难题。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
实施例1：一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法(见图1)，具体步骤如下：
(1)将氧化锌矿破碎、磨细至-74μm粒级占85wt.％，调浆至矿浆质量百分浓度为32％，其中氧化锌矿中锌的质量百分数含量为6.5％；在矿浆中加入复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，再加入铜盐(硫酸铜)，利用复合铵盐和铜盐对改性后的氧化锌矿物表面进行协同活化得到活化矿浆；以每吨氧化锌矿计，铜盐(硫酸铜)加入量为300g、复合铵盐加入量900g，复合铵盐由草酸铵、磷酸铵、海藻酸铵和氯化铵组成，以复合铵盐的质量分数为100％计，草酸铵占25％、磷酸铵占20％、海藻酸铵占25％，氯化铵占30％；
(2)将硫化剂(硫化钠)加入到活化矿浆中对氧化锌矿物进行强化硫化，在氧化锌矿物表面生成致密、稳定的硫化层，得到硫化矿浆；以每吨氧化锌矿计，硫化剂加入量为6000g；
(3)硫化矿浆调浆后进行粗细矿粒分级，得到粗粒级浆料和细粒级浆料；其中粗粒级浆料的粒径不小于38μm，细粒级浆料的粒径小于38μm；
(4)在细粒级浆料中加入铜氨络合物对硫化矿浆中的氧化锌矿物进行活化，然后依次加入黄药类捕收剂和起泡剂(松醇油)，调浆后进行浮选得到细粒级锌精矿和细粒级浮选尾矿；以细粒级浆料中每吨氧化锌矿计，铜氨络合物的加入量为400g、黄药类捕收剂加入量为600g、起泡剂加入量为40g；其中黄药类捕收剂由异戊基黄药和仲辛基黄药组成，异戊基黄药和仲辛基黄药的质量比为4:1；铜氨络合物的制备方法为：
1)采用氨水-铵盐对多相碳酸盐型氧化铜矿物进行搅拌浸出得到铜氨络合物溶液；
2)将步骤1)得到的铜氨络合物溶液置于乙醇溶液中进行多次结晶，得到铜氨络合物活化剂；
(5)在粗粒级浆料中加入调整剂和胺类捕收剂(十二胺)，调浆后进行浮选得到粗粒级锌精矿和粗粒级浮选尾矿；以粗粒级浆料中每吨氧化锌矿计，调整剂加入量为400g、胺类捕收剂加入量为300g；其中调整剂由乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑组成，乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑的质量比为5:3:2；
(6)将步骤(4)得到的细粒级锌精矿和步骤(5)得到的粗粒级锌精矿合并，得到浮选锌精矿；将步骤(4)得到的细粒级浮选尾矿和步骤(5)得到的粗粒级浮选尾矿合并，作为浮选尾矿；
本实施例中锌的浮选回收率为82.7％。
实施例2：一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法(见图1)，具体步骤如下：
(1)将氧化锌矿破碎、磨细至-74μm粒级占87wt.％，调浆至矿浆质量百分浓度为30％，其中氧化锌矿中锌的质量百分数含量为10.5％；在矿浆中加入复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，再加入铜盐(氯化铜)，利用复合铵盐和铜盐对改性后的氧化锌矿物表面进行协同活化得到活化矿浆；以每吨氧化锌矿计，铜盐(氯化铜)加入量为400g、复合铵盐加入量1200g，复合铵盐由草酸铵、磷酸铵、海藻酸铵和氯化铵组成，以复合铵盐的质量分数为100％计，草酸铵占30％、磷酸铵占15％、海藻酸铵占20％，氯化铵占35％；
(2)将硫化剂(硫氢化钠)加入到活化矿浆中对氧化锌矿物进行强化硫化，在氧化锌矿物表面生成致密、稳定的硫化层，得到硫化矿浆；以每吨氧化锌矿计，硫化剂加入量为7500g；
(3)硫化矿浆调浆后进行粗细矿粒分级，得到粗粒级浆料和细粒级浆料；其中粗粒级浆料的粒径不小于38μm，细粒级浆料的粒径小于38μm；
(4)在细粒级浆料中加入铜氨络合物对硫化矿浆中的氧化锌矿物进行活化，然后依次加入黄药类捕收剂和起泡剂(松醇油)，调浆后进行浮选得到细粒级锌精矿和细粒级浮选尾矿；以细粒级浆料中每吨氧化锌矿计，铜氨络合物的加入量为500g、黄药类捕收剂加入量为800g、起泡剂加入量为60g；其中黄药类捕收剂由异戊基黄药和仲辛基黄药组成，异戊基黄药和仲辛基黄药的质量比为4.5:1；铜氨络合物的制备方法与实施例1相同；
(5)在粗粒级浆料中加入调整剂和胺类捕收剂(十二胺)，调浆后进行浮选得到粗粒级锌精矿和粗粒级浮选尾矿；以粗粒级浆料中每吨氧化锌矿计，调整剂加入量为500g、胺类捕收剂加入量为400g；其中调整剂由乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑组成，乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑的质量比为6:3.5:2；
(6)将步骤(4)得到的细粒级锌精矿和步骤(5)得到的粗粒级锌精矿合并，得到浮选锌精矿；将步骤(4)得到的细粒级浮选尾矿和步骤(5)得到的粗粒级浮选尾矿合并，作为浮选尾矿；
本实施例中锌的浮选回收率为83.9％。
实施例3：一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法(见图1)，具体步骤如下：
(1)将氧化锌矿破碎、磨细至-74μm粒级占90wt.％，调浆至矿浆质量百分浓度为28％，其中氧化锌矿中锌的质量百分数含量为14.5％；在矿浆中加入复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，再加入铜盐(硫酸铜)，利用复合铵盐和铜盐对改性后的氧化锌矿物表面进行协同活化得到活化矿浆；以每吨氧化锌矿计，铜盐(硫酸铜)加入量为500g、复合铵盐加入量1500g，复合铵盐由草酸铵、磷酸铵、海藻酸铵和氯化铵组成，以复合铵盐的质量分数为100％计，草酸铵占35％、磷酸铵占25％、海藻酸铵占15％，氯化铵占25％；
(2)将硫化剂(多硫化钠)加入到活化矿浆中对氧化锌矿物进行强化硫化，在氧化锌矿物表面生成致密、稳定的硫化层，得到硫化矿浆；以每吨氧化锌矿计，硫化剂加入量为9000g；
(3)硫化矿浆调浆后进行粗细矿粒分级，得到粗粒级浆料和细粒级浆料；其中粗粒级浆料的粒径不小于38μm，细粒级浆料的粒径小于38μm；
(4)在细粒级浆料中加入铜氨络合物对硫化矿浆中的氧化锌矿物进行活化，然后依次加入黄药类捕收剂和起泡剂(松醇油)，调浆后进行浮选得到细粒级锌精矿和细粒级浮选尾矿；以细粒级浆料中每吨氧化锌矿计，铜氨络合物的加入量为600g、黄药类捕收剂加入量为1000g、起泡剂加入量为80g；其中黄药类捕收剂由异戊基黄药和仲辛基黄药组成，异戊基黄药和仲辛基黄药的质量比为5:1；铜氨络合物的制备方法与实施例1相同；
(5)在粗粒级浆料中加入调整剂和胺类捕收剂(十二胺)，调浆后进行浮选得到粗粒级锌精矿和粗粒级浮选尾矿；以粗粒级浆料中每吨氧化锌矿计，调整剂加入量为600g、胺类捕收剂加入量为500g；其中调整剂由乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑组成，乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑的质量比为7:4:2；
(6)将步骤(4)得到的细粒级锌精矿和步骤(5)得到的粗粒级锌精矿合并，得到浮选锌精矿；将步骤(4)得到的细粒级浮选尾矿和步骤(5)得到的粗粒级浮选尾矿合并，作为浮选尾矿；
本实施例中锌的浮选回收率为85.1％。
以上对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
Claims (9)
1.一种氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于，包括以下具体步骤：
（1）将氧化锌矿破碎、磨细至-74μm粒级占85~90wt.%，调浆至矿浆质量百分浓度为28~32%，在矿浆中加入复合铵盐对氧化锌矿物表面进行改性，再加入铜盐对改性后的氧化锌矿物表面进行协同活化得到活化矿浆；以每吨氧化锌矿计，铜盐加入量为300~500 g、复合铵盐加入量900~1500 g，铜盐为硫酸铜和/或氯化铜，复合铵盐由草酸铵、磷酸铵、海藻酸铵和氯化铵组成，以复合铵盐的质量分数为100%计，草酸铵占25~35 %、磷酸铵占15~25 %、海藻酸铵占15~25 %，氯化铵占25~35 %；
（2）将硫化剂加入到活化矿浆中对氧化锌矿物进行强化硫化得到硫化矿浆；
（3）硫化矿浆调浆后进行粗细矿粒分级，得到粗粒级浆料和细粒级浆料；
（4）在细粒级浆料中加入铜氨络合物对硫化矿浆中的氧化锌矿物进行活化，然后依次加入黄药类捕收剂和起泡剂，调浆后进行浮选得到细粒级锌精矿和细粒级浮选尾矿；
（5）在粗粒级浆料中加入调整剂和胺类捕收剂，调浆后进行浮选得到粗粒级锌精矿和粗粒级浮选尾矿；
（6）将步骤（4）得到的细粒级锌精矿和步骤（5）得到的粗粒级锌精矿合并，得到浮选锌精矿；将步骤（4）得到的细粒级浮选尾矿和步骤（5）得到的粗粒级浮选尾矿合并，作为浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：步骤（1）氧化锌矿中锌的质量百分数含量为6.5~14.5%。
3.根据权利要求1所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：以每吨氧化锌矿计，步骤（2）硫化剂加入量为6000~9000g，硫化剂为硫化钠、硫氢化钠、多硫化钠中的一种或多种。
4.根据权利要求1所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：以每吨氧化锌矿计，步骤（4）铜氨络合物的加入量为400~600g、黄药类捕收剂加入量为600~ 1000 g、起泡剂加入量为40 ~ 80 g。
5.根据权利要求4所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于，铜氨络合物的制备方法为：
1）采用氨水-铵盐对多相碳酸盐型氧化铜矿物进行搅拌浸出得到铜氨络合物溶液；
2）将步骤1）得到的铜氨络合物溶液置于乙醇溶液中进行多次结晶，得到铜氨络合物活化剂。
6.根据权利要求4所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：黄药类捕收剂由异戊基黄药和仲辛基黄药组成，异戊基黄药和仲辛基黄药的质量比为4~5:1，起泡剂为松醇油。
7.根据权利要求1所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：以每吨氧化锌矿计，调整剂加入量为400~600g、胺类捕收剂加入量为300 ~ 500 g。
8.根据权利要求7所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：调整剂由乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑组成，乙醇、十二烷基磺酸钠和巯基苯并噻唑的质量比为5~7 :3~4 :2。
9.根据权利要求7所述氧化锌矿全粒级强化硫化-分级浮选回收的方法，其特征在于：胺类捕收剂为十二胺。
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Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101530826A (zh) * | 2009-03-13 | 2009-09-16 | 昆明理工大学 | 选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法 |
| CN102728475A (zh) * | 2012-06-19 | 2012-10-17 | 昆明理工大学 | 硫化铜矿流体包裹体组分自活化浮选方法 |
| CN103071598A (zh) * | 2013-01-30 | 2013-05-01 | 昆明理工大学 | 从炼铜炉渣中浮选回收铜的方法 |
| CN105665152A (zh) * | 2016-04-12 | 2016-06-15 | 兰州大学 | 一种用于硫化铜镍矿浮选的活化剂 |
| CN106179761A (zh) * | 2016-07-15 | 2016-12-07 | 昆明理工大学 | 一种氧化锌矿的选矿方法 |
| AU2017101078A4 (en) * | 2017-06-23 | 2017-09-21 | Shen Zhen Qian Hai Zhong He Sen Mining Technology Industrial Co., Ltd | Beneficiation method for high-clay mixed lead-zinc oxide-sulfide ore |
| CN107442293A (zh) * | 2017-08-31 | 2017-12-08 | 中国矿业大学 | 一种超细粒次烟煤选择性絮凝‑反浮选降灰方法 |
| CN110773313A (zh) * | 2019-11-13 | 2020-02-11 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高硫铅锌矿的环保高效分离工艺 |
| CN111530639A (zh) * | 2020-05-09 | 2020-08-14 | 昆明理工大学 | 一种微细粒氧化锌矿铜氨络合物梯级活化-强化硫化浮选方法 |
| CN113102109A (zh) * | 2021-03-26 | 2021-07-13 | 西部矿业股份有限公司 | 一种含铁闪锌矿与黄铁矿的铅锌硫化矿选矿方法 |
| AU2021104912A4 (en) * | 2021-08-04 | 2021-09-30 | Dawei Feng | Method for Recovering Gold from Auriferous Tailings |
-
2022
- 2022-10-31 CN CN202211347011.8A patent/CN115672558B/zh active Active
Patent Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101530826A (zh) * | 2009-03-13 | 2009-09-16 | 昆明理工大学 | 选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法 |
| CN102728475A (zh) * | 2012-06-19 | 2012-10-17 | 昆明理工大学 | 硫化铜矿流体包裹体组分自活化浮选方法 |
| CN103071598A (zh) * | 2013-01-30 | 2013-05-01 | 昆明理工大学 | 从炼铜炉渣中浮选回收铜的方法 |
| CN105665152A (zh) * | 2016-04-12 | 2016-06-15 | 兰州大学 | 一种用于硫化铜镍矿浮选的活化剂 |
| CN106179761A (zh) * | 2016-07-15 | 2016-12-07 | 昆明理工大学 | 一种氧化锌矿的选矿方法 |
| AU2017101078A4 (en) * | 2017-06-23 | 2017-09-21 | Shen Zhen Qian Hai Zhong He Sen Mining Technology Industrial Co., Ltd | Beneficiation method for high-clay mixed lead-zinc oxide-sulfide ore |
| CN107442293A (zh) * | 2017-08-31 | 2017-12-08 | 中国矿业大学 | 一种超细粒次烟煤选择性絮凝‑反浮选降灰方法 |
| CN110773313A (zh) * | 2019-11-13 | 2020-02-11 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高硫铅锌矿的环保高效分离工艺 |
| CN111530639A (zh) * | 2020-05-09 | 2020-08-14 | 昆明理工大学 | 一种微细粒氧化锌矿铜氨络合物梯级活化-强化硫化浮选方法 |
| CN113102109A (zh) * | 2021-03-26 | 2021-07-13 | 西部矿业股份有限公司 | 一种含铁闪锌矿与黄铁矿的铅锌硫化矿选矿方法 |
| AU2021104912A4 (en) * | 2021-08-04 | 2021-09-30 | Dawei Feng | Method for Recovering Gold from Auriferous Tailings |
Non-Patent Citations (1)
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|---|
| 基于铜-铵协同活化的菱锌矿强化硫化浮选理论研究;赵文娟;《博士论文电子数据库 工程科技I辑》(第2期);全文 * |
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