CN105517714A - 从含硫化铁矿石中回收硫化铜的方法 - Google Patents
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Abstract
在一种从含硫化铁矿石中通过浮选法回收硫化铜精矿的方法中，在浮选之前或期间在已调节的矿质浆中添加过氧化氢，溶解氧的浓度在添加过氧化氢后确定，调节过氧化氢的添加量以保持溶解氧的浓度为预定目标浓度的1-5倍，以针对矿石组成调节过氧化氢的量。
Description
技术领域
本发明涉及一种从含硫化铁矿石中回收硫化铜精矿(concentrate)的方法，其提供了精矿品位(grade)和硫化铜的回收的提高，工艺化学物质的消耗量低，并且能够容易地适应变化的矿石组成。
背景技术
从矿石中回收硫化铜精矿最常用的方法是通过浮选法。矿石湿磨形成矿质浆，其通常利用吸附在硫化铜矿物表面并使得硫化铜矿物表面更为疏水的捕集剂化合物来调节。然后气体通过矿质浆形成气泡，矿质浆的疏水颗粒主要附在气泡的气相/液相界面结合，并携带气泡到泡沫，形成在矿质浆顶部。泡沫从液体表面被去除，从而回收了硫化铜精矿。
大多数的硫化铜矿石除了含硫化铜之外还含有硫化铁，并且一方面是为了获得硫化铜的选择性浮选，硫化铁仍然留在浮选尾矿中。
US5110455公开了一种从沸腾硫化铁中分离硫化铜的方法，其使用氧化剂调节矿质浆，该氧化剂优选地为过氧化氢。该文献教导了加入一定数量的氧化剂，将矿质浆的氧化还原电势提高20-500mV。
Uribe-Salas等人在Int.J.Miner.Process.，59(2000)的第69-83页中记载了通过在浮选之前加入过氧化氢将矿质浆的氧化还原电势提高0.1V从而提高了从黄铁矿基体矿石中浮选出黄铜矿的选择性。所加入的过氧化氢的量被调整为提供常量氧化还原电势。
发明内容
本发明的发明人发现，精矿品位和硫化铜的回收率的显著提高能够通过在浮选之前或过程中添加少量的过氧化氢到已调节的矿质浆中实现。这种少量过氧化氢的添加不会导致如现有技术所教导的浆料氧化还原电势的增加，但产生了降低的氧化还原电位。发明人还观察到对于该工艺过氧化氢的最佳量不对应于矿质浆中氧化还原电位的特定值，氧化还原电位相对于过氧化氢的量绘制的曲线可以显示出低于最佳量或到最佳量的几个最大和最小的过氧化氢的量。因此，当矿石组成变化时，矿质浆的氧化还原电位不能用于调节过氧化氢的量为最佳值。本发明的发明人进一步发现，所用的过氧化氢的最佳值可以基于在添加过氧化氢后矿质浆中溶解氧的浓度来确定，并且硫化铜的最佳回收率能够通过调节过氧化氢的量以保持预定的溶解氧浓度来保持。这允许使该方法适应矿石组成的改变而无需进行矿石分析或额外的优化实验。
因此本发明涉及一种从含硫化铁的矿石中回收硫化铜的方法，包括如下步骤：
a)将矿石用研磨介质湿磨形成矿质浆，
b)用捕集剂化合物调节矿质浆形成已调节的矿质浆，并且
c)已调节的矿质浆进行浮选，形成泡沫和浮选尾矿，将泡沫从浮选尾矿中分离以回收硫化铜精矿，
其中，在步骤b)和c)之间或在步骤c)中添加过氧化氢到已调节的矿质浆，在添加过氧化氢后确定矿质浆中溶解氧的浓度，调节过氧化氢的添加量，以保持溶解氧的浓度是预定目标浓度的1-5倍。
附图说明
图1显示了针对实施例1的实验中氧化还原电势Eh相对于过氧化氢的添加量绘制的图形。
图2显示了实施例1的实验中的DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的图形。
图3显示了实施例2和3的累积铜精矿品位(y轴)相对于累计铜回收率(x轴)绘制的曲线。
图4显示了实施例4的实验的氧化还原电势Eh相对于过氧化氢的添加量绘制的图形。
图5显示了实施例4的实验的DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的图形。
图6显示实施例5-7中累计铜精矿品位(y轴)相对于累计铜回收率(x轴)绘制的曲线。
图7显示实施例8的实验中氧化还原电势Eh相对于过氧化氢的添加量绘制的图形。
图8显示实施例8的实验中DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的图形。
图9显示实施例9和10中累计铜精矿品位(y轴)相对于累计铜回收率(x轴)绘制的曲线图。
图10显示实施例11实验中氧化还原电势Eh相对于过氧化氢的添加量绘制的图形。
图11显示实施例11的实验中DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的图形。
图12显示实施例12和13中累计铜精矿品位(y轴)相对于累计铜回收率(x轴)绘制的曲线。
发明详情
本发明的方法采用三步骤法从含硫化铁矿石中回收硫化铜精矿。
在本发明的方法的第一步中，矿石采用研磨介质研磨形成矿质浆，即研磨的矿石的含水悬浮液。用来研磨矿石的合适的研磨介质在现有技术中是已知的。在优选实施方式中，研磨介质包括由铁含量为至少90重量％的钢或铸铁制备的研磨表面。研磨能够以现有技术中采用研磨介质的任何磨机进行。适宜的磨机为采用球作为研磨介质的球磨机或采用棒作为研磨介质的棒磨机，优选球磨机。磨机优选具有耐磨材料内衬。
矿石湿磨形成矿质浆，即研磨过的矿石的含水悬浮液。矿石可以和水加入磨机。或者，矿石和水分别加入。研磨典型地可以进行至平均粒径为50-200μm。优选地，矿石研磨至所谓的游离尺寸(liberationsize)，即基本上所有的硫化铜暴露到颗粒表面并且基本上没有硫化铜保持被包覆在颗粒内的最大中值粒径。
在本发明方法的第二步骤中，矿石用捕集剂化合物调节形成已调节的矿质浆。捕集剂化合物是指添加到矿质浆后吸附到硫化铜表面并使该表面疏水的化合物。适用于硫化铜浮选的捕集剂化合物在现有技术中是公知的。优选，烷基黄原酸碱金属盐用作捕集剂，如戊基黄原酸钾或乙基黄原酸钠。调节典型地通过添加调节剂到矿质浆中并混合足以实现调节剂吸附到矿物表面的时间典型地小于15分钟来进行，优选为0.5到15分钟来进行。或者，在研磨的第一步骤中添加捕集剂，调节通过保持矿质浆相应时间进行。
其他试剂，如起泡剂、pH调节剂、抑制剂及其混合物也可以在研磨步骤、调节步骤中添加或在两个步骤中均添加。起泡剂是稳定浮选中形成的泡沫的化合物，适宜的起泡剂可以市售获得，如，来自Huntman的商品名称为抑制剂为使不需要的矿物表面更亲水的化合物。多胺如二乙烯三胺或三亚乙基四胺是现有技术中公知的，可以用来作为硫化铁的抑制剂。pH调节剂，如氧化钙，氢氧化钙或碳酸钠，可以加入以调节矿质浆的pH到需要值，优选至在7到11范围内的值。
在本发明方法的第三步骤中，已调节的矿质浆进行浮选以形成泡沫和浮选尾矿，同时在浮选过程中或在调节矿质浆的第二步骤和浮选步骤之间将过氧化氢添加到已调节的矿质浆中。将泡沫从浮选尾矿中分离，以回收硫化铜精矿。浮选可以采用浮选铜矿石技术领域的人员公知的设备和工艺进行。
浮选可以作为单级浮选或者作为多级浮选进行，采用如粗选，扫选阶段(scavenger)和清选阶段。在多级浮选中，过氧化氢优选在第一浮选阶段之前或在第一浮选阶段过程中添加。
在矿质浆调节步骤和浮选步骤之间添加过氧化氢时，添加过氧化氢和浮选之间的时间段优选小于15分钟，更优选小于3分钟，最优选小于1分钟。限制添加过氧化氢和浮选之间的时间段提高了精矿品位(concentrategrade)和硫化铜的回收率。
在本发明的优选实施方式中，浮选连续进行，并且过氧化氢在浮选期间连续添加。
过氧化氢优选以含0.5-5重量％的过氧化氢的水溶液的形式添加。添加这种稀释的过氧化氢溶液提供了比使用同样量的更浓缩的过氧化氢溶液而获得的精矿品位和回收率更好的精矿品位和回收率。因此，优选的是，将商用包含30-70重量％的过氧化氢的过氧化氢溶液在本发明方法中加入之前稀释为包含0.5-5重量％的过氧化氢的稀释溶液。
已调节的浆料中添加的过氧化氢的量可以根据矿石组成在宽范围内变化。本发明的方法中仅需要少量的过氧化氢。通常，一吨矿石中需要小于100g的过氧化氢，优选小于50g/t。本方法可以每吨矿石使用小至2g/t的过氧化氢进行，并且优选使用至少5g/t。
通常，存在取决于矿石组成的相对于每吨矿石的最佳量的过氧化氢。增加过氧化氢的添加量直至最佳量将会导致精矿品位和硫化铜回收率的增加，而增加过氧化氢的添加量超出了最佳量不会导致任何进一步的改进，但通常会甚至导致精矿品位和硫化铜回收率的减少。过氧化氢的最佳量对应于添加过氧化氢后在矿质浆中溶解氧的特定浓度，该浓度取决于矿石的类型。在矿床内发生的特定矿石类型的矿石组成的小改变将需要调节过氧化氢的添加量，但通常不会影响对应于过氧化氢最佳量的溶解氧浓度的特定值。因此，在本发明的方法中，在矿质浆中溶解氧的浓度在添加过氧化氢后确定，并且调节过氧化氢的添加量以保持溶解氧的浓度是预定目标浓度的1-5倍。优选地，调节过氧化氢的添加量以保持溶解氧的浓度为预定目标浓度的1-2倍。这样的调节能够有定期进行或当矿石组成改变发生时进行。
矿质浆中溶解氧的浓度可以采用现有技术中的已知的设备进行确定。确定溶解氧浓度的优选传感器是通过氧的电化学还原或通过氧导致的颜料的荧光猝灭测量氧浓度的电流传感器或光学传感器。传感器优选在氧感应设备上具有氧气渗透性膜，该膜具有过氧化氢的低渗透性。
用于本发明方法的溶解氧的预定目标浓度能够通过以下方法确定：进行一系列改变过氧化氢添加量的浮选实验，测量添加过氧化氢后矿质浆中溶解氧的浓度，分析所回收的硫化铜精矿(concentrate)，选择实现最佳精矿品位和硫化铜回收率的溶解氧的临界浓度，并选择为临界浓度的1.1-2倍的目标浓度。
在本发明的一个优选实施方式中，溶解氧的目标浓度在一系列的改变过氧化氢添加量的预备实验中确定，在添加过氧化氢后确定矿质浆中溶解氧的浓度，溶解氧的浓度相对于添加的过氧化氢的量绘制得到具有一个转折点的曲线，溶解氧转折点浓度确定为溶解氧在转折点的临界浓度，选择目标浓度是临界浓度的1.1到2倍。优选地，将溶解氧的浓度相对于过氧化氢添加量的对数绘制，得到在转折点的两侧具有基本上恒定斜率的曲线。该实施方式允许选择溶解氧的目标浓度而不用进行矿石分析或额外的优化实验。
当使用包括由铁含量为至少90重量％的钢或铸铁制成的研磨表面的研磨介质时，溶解氧的浓度相对于过氧化氢添加量的对数绘制的曲线对于低于转折点的过氧化氢的量通常是平的或具有一个小斜率，并且对于高于转折点的过氧化氢的量具有一个较大的正斜率。对于这样的研磨介质，溶解氧的目标浓度优选选择为大于为低于转折点的过氧化氢的量而测量的任何溶解氧浓度的值，以确保该方法的稳定操作，避免过氧化氢的给量过小。
本发明的方法通过在浮选过程中或浮选之前添加少量的过氧化氢至已调节的矿质浆而提供了在从含有硫化铁的矿石的回收硫化铜的浮选过程中精矿品位和硫化铜回收率的显著增加，并且提供了一种调节过氧化氢的所需量适应矿石组成的改变而无需矿石分析或额外的优化实验的简单方法。
以下实施例描述了本发明，但不会限制本发明的保护范围。
实施例
在所有的浮选实验中，使用配有16*1英寸锻压碳钢棒作为研磨介质的实验室Magotteaux将矿石研磨成粒径P80为200微米。所产生的矿质浆输送到实验室浮选槽并混合两分钟至均匀。将乙基黄原酸钠作为捕集剂以每吨矿石加入21g的量加入，然后每吨矿石加入来自Huntsman的H27起泡剂5g。所产生的矿质浆在浮选开始之前通过引入空气调节1分钟。在实施例中指定给定间隔在浮选期间收集四次定时的精矿。每一精矿通过将泡沫从矿质浆表面每隔10秒手动刮一次而收集。精矿被称重、分析，且累积品位和回收率都由这些数据计算。将品位相对于回收率绘制，下表中给出的在特定铜回收率下的品位值和在特定铜品位下的回收率值是从这些曲线上读取出来的。
实施例1-3
具有1.74％Cu，9.95％Fe，3.27ppmAu，168ppmBi，和3.21％S原矿分析成分(headassay)的沉积铜/金矿石进行浮选。
在实施例1中，在开始浮选之前即刻加入变化量的过氧化氢，在浮选开始之后立刻确定氧化还原电势(Eh)和溶解氧的含量(DO)。结果如表1所示。图1显示了相对于过氧化氢的添加量绘制的Eh的值。图2显示了DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的曲线。图2的曲线显示了为约66g/t的过氧化氢的量的转折点，添加较小量时DO稍微降低，而添加较大量时DO快速增加。图1的Eh的值看上去对于少量添加的过氧化氢具有至少两个最小的和一个最大的Eh。针对最佳量的过氧化氢观察到的相同的Eh也可以针对小得多的量的过氧化氢观察到，使得Eh不适宜在矿石组成变化后用于调节过氧化氢的量。
表1所添加的过氧化氢的量的变化
在实施例2和3中，用在0.5分钟、2分钟、5分钟和10分钟间隔收集的精矿进行浮选。在实施例2中没有添加过氧化氢。在实施例3中，在开始浮选之前立即以75g/吨矿石的量加入1重量％的过氧化氢水溶液。
图3显示实施例2和3中累计铜精矿品位相对于累计铜回收率的曲线，表2和3比较了85％的铜回收率下以及18％的精矿铜品位(concentratecoppergrade)下的这些结果。
表2在85％铜回收率下铜和金精矿品位、铜和稀释液的回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表3在18％精矿铜品位下铜和金回收率以及精矿金和稀释液品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
实施例4-7
具有2.63％Cu，19.2％Fe，15.9％S原矿分析成分的火山形成的硫化物沉积矿石进行浮选。
在实施例4中，变化量的过氧化氢在开始浮选之前就马上加入，且氧化还原电势(Eh)和溶解氧的含量(DO)在浮选开始之后马上被确定。结果如表4所示。
表4所加入过氧化氢量的变化
图4显示了Eh相对于过氧化氢添加量绘制的值。图5显示了DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的曲线。图5的曲线显示约为190g/t的过氧化氢的量的转折点，较小量的添加时DO没有明显的改变，较大量的添加时DO快速增加。图4的Eh的值看起来对于少量的添加的过氧化氢具有至少两个最小的和一个最大的Eh。
实施例5-7中，对在间隔为0.5分钟、2分钟、4分钟和7分钟收集的精矿进行浮选。没有过氧化氢在实施例5中添加。在实施例6和7中，浮选开始之前马上以每吨矿石15克和240克的量加入1重量％的过氧化氢水溶液。
图6显示了针对实施例5到7相对于累积铜回收率绘制的累计铜精矿品位的曲线。表5和6比较了90％铜回收率和18％精矿铜品位时的这些结果。
表5在90％铜回收率下，铜和铁精矿品位、稀释液回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表6在18％精矿铜品位下，铜和铁回收率以及精矿稀释液品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
实施例8到10
具有0.43％Cu，5.4％Fe，0.18％ppmAu和5.0％S原矿分析成分的斑岩铜/金矿石进行浮选。
在实施例8中，变化量的过氧化氢在开始浮选之前就马上加入，且氧化还原电势(Eh)和溶解氧的含量(DO)在浮选开始之后马上被确定。结果如表7所示。图7显示了Eh的值相对于过氧化氢的添加量的曲线。图8显示了DO相对于过氧化氢添加量的对数的曲线。图8中的曲线显示了为约95g/t的过氧化氢的量的转折点，较少量的添加时DO没有显著改变，并且较大量的添加时DO迅速增加。对于少量添加的过氧化氢，图7中Eh值看起来具有至少两个最小的和一个最大的Eh。针对最佳量的过氧化氢观察到的相同的Eh也可以针对小得多的量的过氧化氢观察到，使得Eh不适宜在矿石组成变化后用于调节过氧化氢的量。
表7所加入过氧化氢量的变化
在实施例9和10中，用在间隔为0.5分钟、2分钟、4分钟和9分钟收集的精矿进行浮选。在实施例9中没有添加过氧化氢。在实施例10中，浮选开始之前马上以每吨矿石120克的量加入1重量％的过氧化氢水溶液。
图9显示了实施例9和10的累积铜精矿品位和累积铜回收率之间的关系曲线。表8和9比较了70％铜回收率下和9％精矿铜品位下的这些结果。
表8在70％铜回收率下铜和金精矿品位、铜和稀释液的回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表9在9％精矿铜品位下铜和金回收率、以及精矿金和稀释液品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
图9显示了在铜和金的回收率上有额外的提高。
实施例11到13
具有0.83％Cu、21.7％Fe、0.39％ppmAu、568ppmAs和4.0％S原矿分析成分的铁氧化物基质的(hosted)的铜/金矿石进行浮选。
在实施例11中，变化量的过氧化氢在开始浮选之前就马上加入，且氧化还原电势(Eh)和溶解氧的含量(DO)在浮选开始之后马上被确定。结果如表10所示。图10显示了相对于过氧化氢的添加量绘制的Eh的值。图11显示了DO相对于过氧化氢添加量的对数绘制的曲线。图11的曲线显示了约为64g/t的过氧化氢的量的转折点，较少量的添加时DO没有显著改变，并且较大量的添加时DO迅速增加。图10中Eh的值看起来对于少量的添加的过氧化氢具有一个最小的Eh。针对最佳量的过氧化氢观察到的相同的Eh针对小得多的量的过氧化氢也观察得到，使得Eh不适宜在改变矿石组成后用于调节过氧化氢的量。
表10所加入过氧化氢量的变化
在实施例12和13中，对间隔为0.5分钟，2分钟，4分钟和8分钟收集的精矿进行浮选。在实施例12中没有添加过氧化氢。在实施例13中，浮选开始之前马上以每吨矿石50克的量加入1重量％的过氧化氢水溶液。
图12显示了实施例12和13的累积铜精矿品位和累积铜回收率之间的关系曲线。表11和12比较了80％铜回收率和13％精矿铜品位时的这些结果。
表11在80％铜回收率下铜和金精矿品位、铜和稀释液的回收率
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
表12在13％精矿铜品位下铜和金回收率以及精矿金和稀释液品位
*不是根据本发明
IS＝硫化铁，NSG＝非硫化物尾矿
Claims (7)
1.从含有硫化铁的矿石中回收硫化铜的方法，包括如下步骤：
a)将矿石用研磨介质湿磨形成矿质浆，
b)利用捕集剂化合物调节矿质浆形成已调节的矿质浆，并且
c)浮选已调节的矿质浆，形成泡沫和浮选尾矿，将泡沫从浮选尾矿中分离以回收硫化铜精矿，
其中，在步骤b)和c)之间或在步骤c)期间将过氧化氢添加至已调节的矿质浆，在添加过氧化氢后确定矿质浆中溶解氧的浓度，并且调节过氧化氢的添加量，以保持溶解氧的浓度是预定目标浓度的1-5倍。
2.如权利要求1所述的方法，其中溶解氧的目标浓度在一系列改变过氧化氢添加量的预备试验中确定，在添加过氧化氢后确定矿质浆中溶解氧的浓度，将溶解氧的浓度相对于过氧化氢的添加量进行绘制以得到具有拐点的曲线，溶解氧的临界浓度确定为溶解氧在拐点处的浓度，并且目标浓度选择为临界浓度的1.1-2倍。
3.如权利要求1或2所述的方法，其中将过氧化氢在为浮选引入气体前少于15分钟时加入。
4.如权利要求1或2所述的方法，其中浮选连续进行，并且过氧化氢在浮选期间连续加入。
5.如权利要求1至4中任一项的方法，其中将过氧化氢作为含有0.5-5重量％的过氧化氢的含水溶液加入。
6.如权利要求1至5中任一项的方法，其中烷基黄原酸碱金属盐作为捕集剂。
7.如权利要求1至5中任一项的方法，其中研磨介质包含由铁离子含量为至少90重量％的钢制成的研磨表面。
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Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111804441A (zh) * | 2020-07-20 | 2020-10-23 | 中南大学 | 在磨矿过程中加入制氧剂调控含高硫铁硫化矿浮选的方法 |
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Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3137649A (en) * | 1962-02-09 | 1964-06-16 | Shell Oil Co | Separation of sulfide ores |
| US4702824A (en) * | 1985-07-08 | 1987-10-27 | Khodabandeh Abadi | Ore and coal beneficiation method |
| US6390303B1 (en) * | 1998-07-24 | 2002-05-21 | Boc Gases Austrailia Ltd. | Method for optimizing flotation recovery |
| CN1533305A (zh) * | 2001-07-27 | 2004-09-29 | 异羟肟酸化合物组合物及泡沫浮选方法 | |
| CN101120106A (zh) * | 2005-02-16 | 2008-02-06 | 奥图泰有限公司 | 从硫化物精矿中回收金的方法 |
| CN101583728A (zh) * | 2006-11-15 | 2009-11-18 | 开普敦大学 | 提高氧化和表面氧化的贱金属和贵金属矿物回收率的硫化方法和设备 |
Family Cites Families (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS56141856A (en) * | 1980-04-03 | 1981-11-05 | Dowa Mining Co Ltd | Flotation method of zinc ore |
| GB8527214D0 (en) * | 1985-11-05 | 1985-12-11 | British Petroleum Co Plc | Separation process |
| US5110455A (en) * | 1990-12-13 | 1992-05-05 | Cyprus Minerals Company | Method for achieving enhanced copper flotation concentrate grade by oxidation and flotation |
| ATE194929T1 (de) * | 1995-06-07 | 2000-08-15 | Cytec Tech Corp | Verfahren zum drücken nichtsulfidischer silikatischer gangarten |
| US6210648B1 (en) * | 1996-10-23 | 2001-04-03 | Newmont Mining Corporation | Method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate |
| BR0315150B1 (pt) * | 2002-10-15 | 2012-02-07 | processo de flotação por espuma para beneficiamento de um minério. | |
| WO2013110420A1 (en) * | 2012-01-27 | 2013-08-01 | Evonik Degussa Gmbh | Enrichment of metal sulfide ores by oxidant assisted froth flotation |
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Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3137649A (en) * | 1962-02-09 | 1964-06-16 | Shell Oil Co | Separation of sulfide ores |
| US4702824A (en) * | 1985-07-08 | 1987-10-27 | Khodabandeh Abadi | Ore and coal beneficiation method |
| US6390303B1 (en) * | 1998-07-24 | 2002-05-21 | Boc Gases Austrailia Ltd. | Method for optimizing flotation recovery |
| CN1533305A (zh) * | 2001-07-27 | 2004-09-29 | 异羟肟酸化合物组合物及泡沫浮选方法 | |
| CN101120106A (zh) * | 2005-02-16 | 2008-02-06 | 奥图泰有限公司 | 从硫化物精矿中回收金的方法 |
| CN101583728A (zh) * | 2006-11-15 | 2009-11-18 | 开普敦大学 | 提高氧化和表面氧化的贱金属和贵金属矿物回收率的硫化方法和设备 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| A. URIBE-SALAS等: "Metallurgical improvement of a lead/copper flotation stage by pulp potential control", 《INTERNATIONAL JOURNAL OF MINERAL PROCESSING》 * |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111804441A (zh) * | 2020-07-20 | 2020-10-23 | 中南大学 | 在磨矿过程中加入制氧剂调控含高硫铁硫化矿浮选的方法 |
| CN111804440A (zh) * | 2020-07-20 | 2020-10-23 | 中南大学 | 通过矿浆中溶解氧含量调控硫化矿浮选的方法 |
| CN111804440B (zh) * | 2020-07-20 | 2021-12-03 | 中南大学 | 通过矿浆中溶解氧含量调控硫化矿浮选的方法 |
| CN111804441B (zh) * | 2020-07-20 | 2022-03-01 | 中南大学 | 在磨矿过程中加入制氧剂调控含高硫铁硫化矿浮选的方法 |
| CN114345557A (zh) * | 2022-01-17 | 2022-04-15 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种不同氧化程度黄铁矿的制备方法 |
| CN114345557B (zh) * | 2022-01-17 | 2022-11-25 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种不同氧化程度黄铁矿的制备方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
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