CN102869449A - 回收有价值的金属的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从电解锌工艺的残余物中回收有价值金属如铅、银和金的方法，其中使得源自所述锌工艺的残余物悬浮并硫化以将铅化合物和银化合物转化成硫化物的形式，进一步浮选以形成含有有价值金属的浮选浓缩物，其中对所述硫化和浮选工艺进行电化学控制，从而利用氧化还原电位将进料至所述硫化阶段中的硫离子的含量调节至其中产生的有价值金属硫化物的粒度足以被浮选的水平，并将所述浮选阶段的所述氧化还原电位调节至其中所述收集剂化学品粘附到被浮选的所述矿物上但所述硫化物未被氧化的范围内。
Description
发明领域
本发明涉及从电解锌工艺的残余物中回收有价值的金属如铅、银和金的方法。
发明背景
除了锌之外，锌浓缩物还含有其他有价值的金属如铅、银和金，当总体上观察锌工艺时，回收这些金属具有显著意义。当使得工艺改变时必须考虑这些元素的行为。当由硫化锌浓缩物电解制造金属锌时，首先全部或部分地对浓缩物进行焙烧，其中将浓缩物的硫化锌被氧化成氧化物，因为氧化锌比硫化物易于浸出。大部分氧化锌在中性浸出阶段中浸出而剩下（into）硫化锌。在焙烧中，部分浓缩物形成含有锌的铁酸盐，铁酸盐的浸出要求比浸出氧化物更高的酸含量，并将该浸出阶段称作强酸浸出。作为浸出阶段的结果，得到硫化锌溶液和流出液，所述流出液主要含有源自所述浓缩物的铁和硫以及源自所述浓缩物的铅和其他有价值的金属。目前，趋势越来越朝向其中在不焙烧的条件下直接浸出所述浓缩物或其至少一部分的方向发展。
美国专利公布5,120,353描述了与锌工艺结合的除去贵金属的一些方法。根据所述公布，在其中将铁主要溶于溶液中的条件下实施强酸浸出，且产生的沉淀物含有元素硫以及少量保持为未溶解的硫化物。能够将所述沉淀物直接进行热冶处理，或能够从沉淀物中浮选硫，其后能够对含有硫酸铅和贵金属的未浮选的残余物进行热冶处理。
美国专利公布3,968,032描述了一种通过浮选从锌工艺残余物中回收铅和锌的方法。在所述残余物中，铅主要以硫酸盐的形式存在，且银主要以硫化物的形式存在。所述方法以使得铅和银两者都浮选的方式选择浮选条件为基础。如果在残余物中锌和元素硫的量高，则当其通常能够以一个单个阶段的方式实施时，以两个阶段的方式实施浮选。当以两个阶段的方式实施浮选时，将沉淀物悬浮并首先进行粗浮选，其中在其中添加收集剂。在粗浮选中，对银、硫和锌进行浮选，但未对铅进行浮选。对源自浮选的溢流进行净化器浮选和清洁器浮选，从而得到富集银的浓缩物。将清洁器浮选阶段的pH调节至2~4.5。在第一浮选阶段之后，对残余物进行第二浮选阶段，向其中还进料硫化剂如硫化钠以活化硫酸铅，且所使用的浮选试剂是黄原酸盐和/或二硫代磷酸盐以浮选铅。如果在高收率下从残余物中回收铅和银两者时，根据所述方法必须对所述铅和银分别进行浮选，即所述方法需要两阶段浮选。
在公布US 4,385,038中对从锌工艺的残余物中分离铅、银和金的还另一种已知方法进行了简介。根据所述方法，得自中间浸出阶段的铁素体浸出残余物，通过将其进行硫化阶段进行加工。在发生硫化反应之后，对得到的浆料进行浮选阶段，并对硫化物进行浮选。在所述浮选阶段中，将硫化相、铁素体相和溶液相分离。目的是尽可能全部得到浮选浓缩物中的硫化铅和硫化银。
关于分离有价值金属的上述方法存在一些缺点，例如在浮选期间发生金属硫化物的有害重新氧化的事实。这意味着，例如当在易于充气的浮选单元中氧化电位足够高时，不再对所述金属硫化物进行浮选。在所述情况中，得到的结果为例如硫酸铅。熟知的事实是，电化学现象在硫化物矿物的浮选中具有显著意义。如果电位过负，则收集剂化学品不能粘附。另一方面，如果当电位过正时氧化空间过高，作为矿物氧化的结果，硫化物矿物的浮选弱化。特别是在其中协同制备铅和银的硫化物矿物的情况中，由于其结构和精细区分的组成而极快速地发生氧化。当将空气用作电化学失控空间中的浮选气体时，铅和银的硫化物的浮选性能快速弱化，且不能发生浮选。诸如硫酸铅的金属硫酸盐的浮选极其困难，这使得有价值金属的回收更加困难。
发明目的
本发明的目的是介绍一种从锌的浸出残余物中分离有价值金属如金、铅和银的新型且更高效的方式。
发明概述
利用根据本发明的方法，可将有价值金属如金、银和铅从电解锌工艺如强酸浸出和中性浸出的残余物中的回收最大化。通过所述方法呈现的优势是明显的，且根据所分离的有价值金属，收率能够提高50%以上。关于铅，实现了特别明显的优势，精细区分的铅的硫化物在充气的浮选浆料中易于氧化，但关于银，还实现了收率的明显提高。
根据附属的权利要求书，使得本发明的基本特性特征明显。
根据本发明的方法涉及从电解锌工艺的残余物中回收有价值金属如铅、银和金，使得源自锌工艺的残余物悬浮并硫化，以将铅化合物和银化合物转化成硫化物的形式，并进一步浮选以产生含有有价值金属的浮选浓缩物，在所述情况中，对硫化和浮选工艺进行电化学控制，从而利用氧化还原电位将进料至硫化阶段中的硫离子的含量调节至其中产生的有价值金属硫化物的粒度足以被浮选的水平，并将浮选阶段的氧化还原电位调节至其中收集剂化学品粘附到所浮选的矿物上但硫化物未被氧化的范围内。利用根据本发明的电化学调节概念，可产生用于硫化物矿物的最佳浮选条件，其中收集剂化学品粘附到期望的矿物表面上，但不发生硫化物矿物的有害氧化。
根据本发明的实施方案，在至少一个阶段中，对工艺的氧化还原电位进行测量并在硫化阶段中进行调节。根据本发明，在浮选阶段中，在至少一个阶段中对氧化还原电位进行测量并进行调节。通过贵金属电极、或通过金属电极、玻璃碳电极或矿物电极、或其组合对浆料的氧化还原电位进行测量。
根据本发明的实施方案，为了将氧化还原电位调节至期望水平，在浮选阶段中在浆料中添加合适的还原化学品。根据本发明的另一个实施方案，为了将氧化还原电位调节至期望水平，在浮选阶段中进料惰性气体。作为替代，根据本发明，在浮选阶段中进料气体混合物，所述气体混合物部分含有惰性气体并部分含有空气。
根据本发明的实施方案，将从浮选阶段中除去的至少部分气体再循环回至浮选工艺。由此，将待被除去的气体用在调节浮选中。
根据本发明的实施方案，在浮选阶段中产生的含有金属的浮选浓缩物的至少一部分，例如其10~30%，返回至硫化阶段。根据本发明的优选实施方案，以一个阶段的方式实施有价值金属的浮选。
根据本发明，在硫化阶段中进料的硫离子的量，相对于在浆料中含有的银和铅的量是化学计量的量。通过使用如下组中的至少一种化学品将硫离子导入溶液中：Na2S、NaHS、Ca(HS)2和H2S。
根据本发明的实施方案，将pH调节至1~4的范围内。根据本发明的实施方案，当在浮选中使用典型的硫化物矿物收集剂化学品时，将氧化还原电位调节至相对于SHE为-50~+350mV的范围内。根据本发明，在硫化中，将氧化还原电位调节至相对于SHE为2500mV的范围内。在上述条件下，获得了有价值金属的有利收率。
附图列表
参考附图对根据本发明的安排进行更详细地说明，其中
图1是显示根据本发明方法的框图。
发明详述
图1显示了根据本发明的一种方法，所述方法通过利用硫化-浮选法从锌的电解生产中得到的浸出残余物中回收有价值的金属。典型地，将所述方法应用于源自所谓的强酸浸出的残余物，大部分铁溶于先前的工艺阶段中，但还能够将所述方法应用于锌工艺的其他残余物，或应用于中间产物诸如源自中性浸出的残余物。在这些残余物中，铅通常以硫酸盐的形式存在，银以硫酸盐或盐酸盐化合物的形式存在，且金主要以元素形式存在。根据本发明，通过使用对于铅和银为化学计量的量的硫化物在密闭反应器中将铅化合物和银化合物转化成相应的硫化物。所述硫化物可以例如为如下形式中的一种：Na2S、NaHS、Ca(HS)2或H2S。在硫化中发生的反应如下：
PbSO4(s)+Na2S(aq)=PbS(s)+Na2SO4(aq)
2AgCl(s)+Na2S(s)=Ag2S(s)+2NaCl(aq)
将源自硫化阶段的固体浆料经历浮选阶段，其中通过使用硫化物矿物用的典型的收集剂化学品、发泡剂以及当需要时的另外的抑制剂在浮选单元中实施浮选。其中，适用于所述阶段的收集剂化学品为例如黄原酸盐、二硫代磷酸盐和二硫代膦酸盐。在所述浮选工艺中，通过控制pH和氧化-还原状态，从所述浆料中分离PbS和Ag2S，从而形成相应的Pb-Ag浓缩物。就此而论，也对大部分金进行浓缩。通常，浮选阶段包括粗浮选、净化器浮选和清洁器浮选，利用所述浮选阶段的目的是最大化收率和产物的含量两者。待回收的有价值金属的浮选通常在一个单个阶段中进行，而在先前技术中所指的方法需要两个分离阶段来回收银和铅。
根据本发明的电化学调节概念使得可产生硫化物矿物用最佳浮选条件，其中将收集剂化学品粘附到期望的矿物表面上，但未发生硫化物矿物的有害氧化。在硫化中形成的硫化物，例如铅、银和可能的锌的硫化物，是所谓的合成的硫化物而不是天然矿物。与沉淀一起形成合成的硫化物，其极精细地区分并因此易于重新氧化。因此重要的是，在硫化和浮选阶段中，将氧化还原电位调节至恰当的范围内。所述恰当的氧化还原电位取决于几种不同因素，例如用于浮选中的收集剂、待回收的有价值金属的浓度和浆料的pH。
下面对用于浮选中的根据本发明的工艺调节方法进行描述。为了控制浆料的氧化-还原状态，使用惰性气体如氮气或空气和惰性气体的混合物。通过向浆料中加入影响氧化-还原状态的化学品如硫化钠、硫化氢钠或二氧化硫也能够进行所述调节。通过再循环浮选气体、典型地为空气，也能够实现合适的条件，从而减少气体中氧气的份额。在所述情况中，例如通过在循环气体混合物中添加合适量的新鲜空气实现调节效果。在为正式浮选做准备的粗浮选阶段中，将浮选化学品如收集剂和发泡剂混合在浆料中，并对浆料的pH和氧化还原电位进行调节以适用于浮选。在粗浮选阶段中和在正式浮选中，将氧化还原电位保持在其中通过硫化形成的硫化铅和硫化银不会被氧化的范围内，同时，电化学条件要有利于收集剂化学品粘附在产生的矿物和金的表面上。在所述方法的典型运行范围内，在2~4的pH下，通过铂电极测量的电位相对于SHE在-50~350mV的范围内。然而，需要指出的是，用于浮选工艺中的收集剂化学品的类型以及其在溶液中的含量，也影响氧化还原电位。
通过在溶液中使用最佳的硫化物水平将电化学调节方法用于硫化阶段中。测量所述溶液的氧化还原电位，其与溶液的活性硫离子含量相关。如果硫化阶段中硫化物的含量高，则其主要由负电位表示，另一方面，如果硫化物含量低，则电位值达到更正的读数。关于沉淀速度，有利地在溶液中使用高硫离子含量，但缺点是产生的硫化物沉淀物对于浮选而言过于精细分开。这种条件有助于产生新核，生长晶体的程度更小。另一方面，如果硫化物含量太低，则晶体生长条件更好，但硫化工艺变得太慢。由于这些事实，电化学调节在对于总体工艺足够快的速率下产生对于浮选工艺足够粗糙粒度的硫化物晶体。除了提供合适条件之外，通过在浮选工艺中添加硫化铅和硫化银以作为晶核，例如通过再循环一部分浮选浓缩物如10~30%的浮选浓缩物至沉淀过程，也可改善晶体的生长。
实施例
实施例1
在强酸浸出之后，利用实验室试验对残余物的硫化和浮选进行研究。就主要组分而言，供应材料的组成如下：Pb 19.3%，Ag 720g/t，Au 2.3g/t。另外，所述材料主要由锌和铁的化合物、石膏和硅酸盐矿物构成。
在强酸浸出之后，通过使用相对于铅化学计量量的硫化物，在1.5~3的pH下，在50℃的温度下，在密闭反应器中对残余物进行硫化，在3小时期间内将所述硫化物进料至浆料中，作为2.5M的溶液。
在硫化之后，将浆料进行浮选以浓缩铅、银和铅。所述浮选工艺由粗浮选阶段和四个清洁器浮选阶段构成。在实验1中，在浮选中未应用电化学调节，但其通常在空气作为浮选气体的条件下实施。在实验中，将浆料的pH调节为2.0，且所使用的收集剂试剂为450g/tAerophine 3418A(二硫代磷酸盐衍生物)，且所使用的发泡剂为60g/tDowfroth 250。粗浮选阶段持续16分钟，且清洁器浮选阶段持续5~10分钟。在浮选工艺开始时，通过铂电极测量的氧化还原电位为120mVvs.SHE，但在充气开始时，其快速升至+450~600mV vs.SHE的水平。在此情况中，在第四个清洁器浓缩物中铅的收率为41.0%，且在所述浓缩物中的含量为24.7%。银的收率为77.3%，且其在浓缩物中的含量为1740g/t。金的收率为66.7%，且其在浓缩物中的含量为4.8g/t。
实施例2
在实验2中，以与实施例1中相同的方式另外实施浮选，但在浮选阶段中，利用浮选气体的组成并添加NaHS溶液将电位调节至相对于SHE高达+200mV的值。
现在，在第四个清洁器浓缩物中铅的收率为87.9%，且在浓缩物中的含量为56.2%。关于银，相应的读数为：收率90.6%和2160g/t。金的收率为77.5%，且其在浓缩物中的含量为5.8g/t。
该实施例显示，通过将浮选阶段中的浆料电位调节至合适范围，可防止硫化物矿物的有害氧化，同时，然而，保持这种电化学条件有利于浮选。根据收集剂化学品及其含量，适用于pH范围2~4的氧化还原电位典型地相对于SHE为-50~+350mV。
对于领域中的技术人员，明显的是，随着技术的开发，本发明的主要理念能够以多种方式实现。由此，不能将本发明及其实施方案限制为上述实例，但其可在附属权利要求书的范围内变化。
Claims (16)
1.一种从电解锌工艺的残余物中回收有价值金属例如铅、银和金的方法，其中使得源自所述锌工艺的残余物悬浮并硫化以将铅化合物和银化合物转化成硫化物的形式，和进一步浮选以形成含有有价值金属的浮选浓缩物，所述方法的特征在于，对硫化和浮选工艺进行电化学控制，从而利用氧化还原电位将进料至所述硫化阶段中的硫离子的含量调节至其中产生的有价值金属硫化物的粒度足以使其被浮选的水平，并将所述浮选阶段中的所述氧化还原电位调节至其中所述收集剂化学品粘附到待被浮选的所述矿物上但所述硫化物未被氧化的范围内。
2.根据权利要求1的方法，其特征在于，在所述硫化阶段中，至少在一个阶段中对所述工艺的氧化还原电位进行测量并进行调节。
3.根据权利要求1的方法，其特征在于，在所述浮选阶段中，在至少一个阶段中对氧化还原电位进行测量并进行调节。
4.根据权利要求1、2或3的方法，其特征在于，通过有价值的金属或金属电极、玻璃碳电极或矿物电极、或其组合对所述浆料的氧化还原电位进行测量。
5.根据权利要求1的方法，其特征在于，在浮选阶段中，在所述浆料中添加合适的还原化学品以将所述氧化还原电位调节至期望水平。
6.根据权利要求1的方法，其特征在于，在所述浮选阶段中进料惰性气体以将所述氧化还原电位调节至期望水平。
7.根据权利要求1的方法，其特征在于，在浮选阶段中进料气体混合物，所述气体混合物部分含有惰性气体并部分含有空气。
8.根据权利要求1的方法，其特征在于，将从所述浮选阶段中除去的至少部分气体再循环回至浮选工艺。
9.根据权利要求1的方法，其特征在于，将在所述浮选阶段中产生的所述金属浮选浓缩物的至少一部分返回至硫化阶段。
10.根据权利要求9的方法，其特征在于，在所述浮选阶段中产生的金属浮选浓缩物的10~30%返回至硫化阶段。
11.根据权利要求1的方法，其特征在于，以一个单个阶段的方式实施所述有价值金属的浮选。
12.根据权利要求1的方法，其特征在于，待供给到所述硫化阶段中的所述硫离子的量，相对于在所述浆料中含有的银和铅的量是化学计量的量。
13.根据权利要求1或12的方法，其特征在于，通过使用如下组中的至少一种化学品将硫离子导入溶液中：Na2S、NaHS、Ca(HS)2和H2S。
14.根据权利要求1的方法，其特征在于，将pH调节至1~4的范围内。
15.根据权利要求1的方法，其特征在于，当在所述浮选中使用典型的硫化物矿物收集剂化学品时，将所述氧化还原电位调节至相对于SHE为-50~+350mV的范围内。
16.根据权利要求1的方法，其特征在于，在硫化中，将所述氧化还原电位调节至相对于SHE为-250～-0mV的范围内。
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Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104841564A (zh) * | 2015-05-15 | 2015-08-19 | 西北矿冶研究院 | 一种铅银渣浮选组合捕收剂及应用工艺 |
| CN109107773A (zh) * | 2018-08-17 | 2019-01-01 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法 |
Families Citing this family (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102614991A (zh) * | 2012-03-19 | 2012-08-01 | 赤峰中色锌业有限公司 | 一种利用中矿再选法从高浸渣中回收银的浮选工艺 |
| CN104451173B (zh) * | 2014-12-11 | 2015-10-07 | 江西一元再生资源有限公司 | 一种从生物预氧化-炭浆法提金尾渣中浮选回收金的方法 |
| CN105170309A (zh) * | 2015-10-12 | 2015-12-23 | 长春黄金研究院 | 一种多金属含金矿石的铅锌分离方法 |
| CN112536157B (zh) * | 2020-11-19 | 2022-07-01 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种高碳难选铅锌矿的选矿方法 |
| KR102655006B1 (ko) | 2022-01-06 | 2024-04-04 | 정병렬 | 광물을 이용한 유가금속의 회수방법 |
Citations (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3883421A (en) * | 1972-09-12 | 1975-05-13 | Dale Emerson Cutting | Measurement of oxidation reduction potential in ore beneficiation |
| US3968032A (en) * | 1973-01-27 | 1976-07-06 | Asturiana De Zinc S.A. | Process for concentrating lead and silver by flotation in products which contain oxidized lead |
| US4366127A (en) * | 1980-09-30 | 1982-12-28 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgical process for the recovery of lead, silver and gold, as well as zinc, from impure jarosite residues of an electrolytic zinc process |
| US4385038A (en) * | 1980-09-30 | 1983-05-24 | Outokumpu Oy | Flotation recovery of lead, silver and gold as sulfides from electrolytic zinc process residues |
| US4561970A (en) * | 1982-11-02 | 1985-12-31 | Outokumpu Oy | Process for the froth flotation of complex metal compounds |
| JPH02133531A (ja) * | 1988-03-24 | 1990-05-22 | Korea Zinc Co Ltd | 鉛／銀ケーキからの銀の回収方法 |
| US5120353A (en) * | 1990-02-16 | 1992-06-09 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgic method for processing raw materials containing zinc sulphide |
| CN1087559A (zh) * | 1992-11-12 | 1994-06-08 | 金属股份有限公司 | 铜-铅-锌硫化物矿石的优先浮选法 |
| WO1998041328A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-24 | Ruhr-Zink Gmbh | Verfahren zur anreicherung von silber oder anderen wertmetallen durch flotation aus einer suspension, beispielsweise aus den rückständen der zinklaugung |
| US5855770A (en) * | 1994-11-25 | 1999-01-05 | Boc Gases Australia Limited | Base metal mineral flotation processes |
| US7219804B2 (en) * | 2003-08-26 | 2007-05-22 | Newmont Usa Limited | Flotation processing including recovery of soluble nonferrous base metal values |
| CN101384736A (zh) * | 2006-02-17 | 2009-03-11 | 奥图泰有限公司 | 从硫化铜矿石中回收铜的方法 |
Family Cites Families (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| BE829988A (fr) * | 1975-06-06 | 1975-10-01 | Procede de traitement des residus de lixiviation des minerais de zinc | |
| FI78990C (fi) * | 1984-10-30 | 1989-10-10 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer maetning och reglering av den elektrokemiska potentialen och/eller komponenthalten i en behandlingsprocess av vaerdematerial. |
| CA2107963A1 (en) * | 1992-10-09 | 1994-04-10 | Nathaniel Arbiter | Tailings retreatment |
| JP3602329B2 (ja) * | 1998-03-20 | 2004-12-15 | 同和鉱業株式会社 | インジウム含有物からインジウムを回収する方法 |
| KR20070019428A (ko) * | 2005-08-12 | 2007-02-15 | 에스케이 주식회사 | 유기황화합물 제거용 탈황제, 이의 제조방법 및 이를이용한 유기황화합물의 제거방법 |
| AU2008300273B2 (en) * | 2007-09-18 | 2012-03-22 | Barrick Gold Corporation | Process for recovering gold and silver from refractory ores |
| JP5046306B2 (ja) * | 2008-08-27 | 2012-10-10 | 太平洋セメント株式会社 | カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法並びに処理システム |
-
2010
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-
2011
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-
2012
- 2012-10-15 ZA ZA2012/07731A patent/ZA201207731B/en unknown
Patent Citations (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3883421A (en) * | 1972-09-12 | 1975-05-13 | Dale Emerson Cutting | Measurement of oxidation reduction potential in ore beneficiation |
| US3968032A (en) * | 1973-01-27 | 1976-07-06 | Asturiana De Zinc S.A. | Process for concentrating lead and silver by flotation in products which contain oxidized lead |
| US4366127A (en) * | 1980-09-30 | 1982-12-28 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgical process for the recovery of lead, silver and gold, as well as zinc, from impure jarosite residues of an electrolytic zinc process |
| US4385038A (en) * | 1980-09-30 | 1983-05-24 | Outokumpu Oy | Flotation recovery of lead, silver and gold as sulfides from electrolytic zinc process residues |
| US4561970A (en) * | 1982-11-02 | 1985-12-31 | Outokumpu Oy | Process for the froth flotation of complex metal compounds |
| JPH02133531A (ja) * | 1988-03-24 | 1990-05-22 | Korea Zinc Co Ltd | 鉛／銀ケーキからの銀の回収方法 |
| US5120353A (en) * | 1990-02-16 | 1992-06-09 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgic method for processing raw materials containing zinc sulphide |
| CN1087559A (zh) * | 1992-11-12 | 1994-06-08 | 金属股份有限公司 | 铜-铅-锌硫化物矿石的优先浮选法 |
| US5855770A (en) * | 1994-11-25 | 1999-01-05 | Boc Gases Australia Limited | Base metal mineral flotation processes |
| WO1998041328A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-24 | Ruhr-Zink Gmbh | Verfahren zur anreicherung von silber oder anderen wertmetallen durch flotation aus einer suspension, beispielsweise aus den rückständen der zinklaugung |
| US7219804B2 (en) * | 2003-08-26 | 2007-05-22 | Newmont Usa Limited | Flotation processing including recovery of soluble nonferrous base metal values |
| CN101384736A (zh) * | 2006-02-17 | 2009-03-11 | 奥图泰有限公司 | 从硫化铜矿石中回收铜的方法 |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104841564A (zh) * | 2015-05-15 | 2015-08-19 | 西北矿冶研究院 | 一种铅银渣浮选组合捕收剂及应用工艺 |
| CN109107773A (zh) * | 2018-08-17 | 2019-01-01 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
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| EP2563522B1 (en) | 2017-04-19 |
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