CN105903571B - 一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法 - Google Patents
一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN105903571B CN105903571B CN201610210533.1A CN201610210533A CN105903571B CN 105903571 B CN105903571 B CN 105903571B CN 201610210533 A CN201610210533 A CN 201610210533A CN 105903571 B CN105903571 B CN 105903571B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ore
- comminution
- flotation
- xanthate
- foaming agent
- 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.)
- Active
Links
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
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
-
- 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
-
- 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
- B03B1/04—Conditioning for facilitating separation by altering physical properties of the matter to be treated by additives
-
- 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
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/025—Precious metal ores
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明属于金矿的选矿技术领域,特别涉及一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法。该方法采用矿石碎磨、矿泥分散、调浆活化、浮选捕收活化矿石四个工序来实现,它采用有针对性的硫酸铜、碳酸钠作为活化剂,又使用丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药作为捕收剂,采用松醇油、醚醇类起泡剂作为起泡剂。优点是它适用于处理金品位2~3g/t的高砷高碳微细粒蚀变岩型的半氧化难选金矿,工艺简单可靠,环境污染小,生产成本降低,经浮选后得到的金精粉矿品位可达20~30g/t,其回收率由原有的60~70%提高到高于80%,且对于矿石的适应性较强,浮选指标稳定可靠,其经济和社会效益十分明显。
Description
一、技术领域:
本发明属于金矿的选矿技术领域,特别涉及一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法。
二、背景技术:
我国难选的冶金矿资源丰富,现已探明的黄金地质储量中,约有1200吨左右都属于难选冶的金矿资源,它约占总探明储量的1/3左右。这类资源分布广泛,如贵州烂泥沟金矿(52t)、青海大柴旦金矿(50t)、青海五龙沟金矿(50t)、辽宁凤城(38t)、甘肃岷县鹿儿坝矿区(30t)、广西金牙金矿(30t)、贵州紫木函矿区(26t)、贵州丫他金矿(16t)、广东长坑金矿(25t),安徽马山金矿(14t)、甘肃舟曲坪定金矿(10t)、云南镇沅冬瓜要金矿(10t)等。造成这些矿石难以处理的原因是多方面的,但矿石中金的赋存状态和矿物的组成确是它最难以处理的根本原因,根据工艺矿物学的特点研究分析,这些难以处理的金矿资源大体上可分为三种主要类型。
第一种为高砷、碳、硫类型的金矿石,在此类型的矿中,含砷3%以上,含碳1~2%,含硫5~6%,用常规的氰化提金工艺,其金的浸出率一般为20~50%,且需消耗大量的NaCN,采用浮选工艺富集时,虽能获得较高的金精矿品位,但精矿中含有的砷、碳、锑等有害元素高,给下一步的提金工艺带来很大影响。
第二种为金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物及有害杂质中的含金矿石,在此类型矿中,金属硫化物含量少,约为1~2%,嵌布于脉石矿物晶体中的微细粒金占到20~30%,采用常规氰化提金,或浮选法富集,其金的回收率均很低。
第三种为金与砷、硫嵌布关系密切的金矿石,其特点是砷与硫为金的主要载体矿物,砷含量为中等,此类型的矿石如采用单一氰化提金工艺其金的浸出率较低,若采用浮选法富集,金也可以获得较高的回收率,但因含砷超标销售价格也相对较低。
众所周知,对于矿物组成较为简单的高氧化金矿石,一般采用氰化浸出工艺可以获得较高的金浸出率。而对于半氧化矿,特别是含砷、硫及有机碳等有害组分的半氧化矿而言,采用浸出工艺提金存在很多不足,一是金的回收率不高;二是需要对半氧化矿进行预处理,氧化有害组分元素后再进行浸出,可提高金的浸出率,但工艺复杂,生产成本高;三是矿石中含有有机碳,在浸出过程中,会产生“劫金”现象,降低金的浸出率;四是这些氧化矿中含有大量的原生矿泥,同时氧化矿的可浮性较差,浮选回收率不高。由上述分析可见高砷高碳微细粒半氧化金矿石属难选矿石。对目前美国、南非、澳大利亚、加拿大等国非常重视这些难处理金矿石的选冶技术研究与开发。
一、发明内容:
本发明的目的是针对现有技术中存在的上述不足,而研制一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,提高高砷高碳半氧化金矿的浮选回收率。本发明技术的特点是它适用于处理金品位2~3g/t的高砷高碳微细粒蚀变岩型的半氧化难选金矿,它采用有针对性的硫酸铜、碳酸钠作为活化剂,硫酸铜为硫化矿的活化剂硫化钠为氧化矿的活化剂,又使用丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药作为捕收剂,采用松醇油、醚醇类起泡剂作为起泡剂,工艺简单可靠,环境污染小,生产成本降低,经浮选后得到的金精粉矿品位可达20~30g/t,其回收率高于80%,且对于矿石的适应性较强,浮选指标较稳定,有效解决了高砷高碳半氧化金矿浮选指标较低的问题,为高效回收利用高砷高碳半氧化难选金矿提供了新途径,其经济和社会效益十分明显。
本发明的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其技术方案主要包括以下工序实现:(1). 矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于0.074mm占60%~90%,即矿石经碎磨后100份重量的碎磨矿粉中有60~90份重量的碎磨矿粉粒度小于0.074mm,优选为78%,即矿石经碎磨后100份重量的碎磨矿粉中有78份重量的碎磨矿粉粒度小于0.074mm;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至20%~40%,即100份重量的水与碎磨矿粉的混合矿浆中含20~40份重量的碎磨矿粉,优选为28%,即100份重量的水与碎磨矿粉的混合矿浆中含28份重量的碎磨矿粉,再加入40~80g/t的烷基磺酸钠,以调整矿浆中细泥的分散、团聚与絮凝功能;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中先加入300~2000g/t碳酸钠,使浮选矿浆的pH值为 8.0~9.5,其作用是由于矿浆中水质较硬,碳酸钠有助于消除Ca2+、Mg2+、Fe3+等有害离子对浮选的影响,从而降低捕收剂的用量,同时也是硫化矿物的活化剂,随后再加入50~300g/t硫酸铜作为活化剂,主要作用是活化闪锌矿、黄铁矿等硫化矿物,再加入20~100g/t硫化钠,它在浮选有色金属硫化矿时是抑制剂,而在浮选有色金属氧化矿时又是活化剂,但用量多时又是抑制剂,硫化钠在浮选过程中的主要作用有四个方面,①硫化有色金属氧化矿;②抑制各种硫化物;③脱去硫化矿混合精矿中的捕收剂;④调整矿浆的离子成分。其中碳酸钠、硫酸铜、硫化钠可单独使用或组合使用;(4).浮选捕收活化矿石,在前工序处理后的矿浆中加入60~360g/t的捕收剂,如丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药作为捕收剂,丁铵黑药是用途广泛仅次于乙基黄药的硫化矿捕收剂,捕收性能与乙基黄药相似,但捕收能力弱于乙基黄药,而选择性比乙基黄药强,戊基黄药主要捕收硫化矿,捕收性能强,再加入15~80g/t的起泡剂,如松醇油、醚醇类起泡剂作为起泡剂,其中捕收剂丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药可单独使用或组合使用,起泡剂松醇油和醚醇类起泡剂也可单独使用或组合使用,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿,其品位可达20~30g/t。
所述矿泥分散剂优选加药点为旋流器溢流口。
所述活化剂加药点优选如下:碳酸钠优选加入浮选前调浆槽;硫酸铜优选加入分级泵池;硫化钠优选加入调浆槽。
所述捕收剂粗选加药点优选如下:丁铵黑药优选加入分级泵池;黄药优选加入调浆槽。
所述起泡剂优选加药点为调浆槽。
当活化剂单独使用时,碳酸钠加入量优选为2000g/t、硫酸铜加入量优选为200g/t,硫化钠加入量优选为100g/t。
所述两种活化剂与硫化钠优选按以下四种组合方式添加:碳酸钠+硫酸铜;碳酸钠+硫化钠;硫酸铜+硫化钠;碳酸钠+硫酸铜+硫化钠。
所述捕收剂优选按以下三种组合方式进行添加:丁铵黑药+乙基黄药;丁铵黑药+戊基黄药;丁铵黑药+乙基黄药+戊基黄药,组合时丁铵黑药加入量为40~80 g/t,乙基黄药加入量为40~80g/t,戊基黄药加入量为60~120g/t。
当起泡剂单独使用时优选为松醇油30~60g/t。所述起泡剂优选按松醇油+醚醇类起泡剂组合添加,松醇油加入量为15~30g/t,醚醇类起泡剂加入量为10~20g/t。
前述的g/t的重量比关系中的t是以矿石碎磨后的每吨矿粉量为计量单位,g为重量克数。本发明的技术方案得到的产品为金精粉矿,浮选尾矿排往尾矿库,固体存于库内,液体澄清后的水返回磨浮车间循环使用,无废水外排,环境污染较小。
本发明技术的优点是它适用于处理金品位2~3g/t的高砷高碳微细粒蚀变岩型的半氧化难选金矿,工艺简单可靠,环境污染小,生产成本降低,经浮选后得到的金精粉矿品位可达20~30g/t,其回收率由原来的60~70%提高到高于80%,且对于矿石的适应性较强,浮选指标较稳定,有效解决了高砷高碳半氧化金矿浮选指标较低的问题,为高效回收利用高砷高碳半氧化难选金矿提供了新途径,其经济和社会效益十分明显。
四、具体实施方案:
实施例1:一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,它由以下工序实现:
(1). 矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于0.074mm占60%;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至20%,再加入40g/t的烷基磺酸钠;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中先加入1500g/t碳酸钠,活化剂为碳酸钠+硫酸铜组合,使浮选矿浆的pH值为 9.0左右 ,随后再加入300g/t硫酸铜作为活化剂;(4).浮选捕收活化矿石:在前工序处理后的矿浆中加入60g/t的戊基黄药作为捕收剂,再加入15g/t的松醇油作为起泡剂,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿产品。前述的g/t的重量比关系中的t是以矿石碎磨后的每吨碎磨矿粉重量为计量单位,g为重量克数。试验数据见下表。
实施例2:一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,它由以下工序实现:
(1). 矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于0.074mm占90%;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至40%,再加入80g/t的烷基磺酸钠;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中先加入300g/t碳酸钠,使浮选矿浆的pH值为 8.0左右,再加入100g/t硫化钠,活化剂组合为碳酸钠+硫化钠;(4).浮选捕收活化矿石:在前工序处理后的矿浆中加入360g/t的乙基黄药作为捕收剂,再加入80g/t的醚醇类起泡剂作为起泡剂,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿。前述的g/t的重量比关系中的t是以矿石碎磨后的每吨碎磨矿粉重量为计量单位,g为重量克数。试验数据见下表。
实施例3:一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,它由以下工序实现:
(1). 矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于0.074mm占78%;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至28%,再加入60g/t的烷基磺酸钠;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中先加入180g/t硫酸铜作为活化剂,再加入60g/t硫化钠的活化剂,其活化剂组合为硫酸铜+硫化钠;(4).浮选捕收活化矿石:在前工序处理后的矿浆中加入210g/t的丁铵黑药作为捕收剂,再加入48g/t的松醇油作为起泡剂,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿。所述矿泥分散剂优选加药点为旋流器溢流口。所述活化剂粗选加药点优选如下:碳酸钠优选加入浮选前调浆槽;硫酸铜优选加入分级泵池;硫化钠优选加入调浆槽。所述捕收剂粗选加药点优选如下:丁铵黑药优选加入分级泵池;黄药优选加入调浆槽。所述起泡剂优选加药点为调浆槽。前述的g/t的重量比关系中的t是以矿石碎磨后的每吨碎磨矿粉重量为计量单位,g为重量克数。试验数据见下表。
实施例4:一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,它由以下工序实现:
(1). 矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于0.074mm占75%,即矿石经碎磨后100份重量的碎磨矿粉中有75份重量的碎磨矿粉粒度小于0.074mm;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至30%,再加入60g/t的烷基磺酸钠混合均匀;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中使用的活化剂单独使用时,碳酸钠加入量优选为2000g/t时,不再添加其它活化剂,如硫酸铜加入量优选为200g/t时,也不再添加其它活化剂,如硫化钠加入量优选为100g/t时,也不再添加其它活化剂;(4).浮选捕收活化矿石:在前工序处理后的矿浆中加入捕收剂,丁铵黑药60g/t、乙基黄药150g/t作为捕收剂,捕收剂的组合方式为丁铵黑药+乙基黄药,再加入起泡剂,起泡剂优选按松醇油+醚醇类起泡剂组合添加,松醇油加入量为20g/t,醚醇类起泡剂加入量为10g/t,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿。前述的g/t的重量比关系中的t是以矿石碎磨后的每吨矿粉量为计量单位,g为重量克数。试验数据见下表。
实施例5:一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,它由以下工序实现:
(1). 矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于0.074mm占76%;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至35%,再加入50g/t的烷基磺酸钠;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中先加入950g/t碳酸钠,使浮选矿浆的PH值为 8.6,随后再加入200g/t硫酸铜作为活化剂,再加入50g/t硫化钠,其活化剂组合为碳酸钠+硫酸铜+硫化钠;(4).浮选捕收活化矿石:在前工序处理后的矿浆中加入捕收剂,捕收剂的组合为丁铵黑药+乙基黄药+戊基黄药,丁铵黑药加入量为50 g/t,乙基黄药加入量为60g/t,戊基黄药加入量为90g/t,再加入50g/t的醚醇类起泡剂作为起泡剂,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿。试验数据见下表。
高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法试验数据
Claims (7)
1.一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是:它主要包括以下工序
实现:(1).矿石碎磨,将矿石碎磨至粒度为小于 0.074mm 占 60%~90%,即矿石经碎磨后 100 份重量的碎磨矿粉中有 60~90 份重量的碎磨矿粉粒度小于0.074mm;(2).矿泥分散,加入水将矿浆浓度调至 20%~40%,即 100 份重量的水与碎磨矿粉的混合矿浆中含 20~40 份重量的碎磨矿粉,再加入 40~80g/t 的烷基磺酸钠;(3).调浆活化,将矿泥分散处理后的矿浆中先加入 300~2000g/t碳酸钠,使浮选矿浆的 PH 值为 8.0~9.5 ,随后再加入 50~300g/t 硫酸铜作为活化剂,再加入 20~100g/t 硫化钠,其中碳酸钠、硫酸铜、硫化钠可单独使
用或组合使用;(4).浮选捕收活化矿石:在前工序处理后的矿浆中加入 60~360g/t的捕收剂,如丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药作为捕收剂,再加入 15~80g/t 的起泡剂,如松醇油、醚醇类起泡剂作为起泡剂,其中捕收剂丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药可单独使用或组合使用,起泡剂松醇油、醚醇类起泡剂也可单独使用或组合使用,经本工序浮选捕收后就可得到金精粉矿,前述的 g/t的重量比关系中的 t 是以矿石碎磨后的每吨矿粉量为计量单位,g 为重量克数;所述烷基磺酸钠加药点为旋流器溢流口;所述活化剂加药点如下:碳酸钠加入浮选前调浆槽;硫化钠加入调浆槽;所述捕收剂粗选加药点如下:黄药加入调浆槽;所述起泡剂加药点为调浆槽。
2.根据权利要求 1 所述的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是:矿石碎磨中将矿石碎磨至粒度为小于 0.074mm 占 78%,即矿石经碎磨后 100份重量的碎磨矿粉中有 78 份重量的碎磨矿粉粒度小于 0.074mm。
3.根据权利要求 1 所述的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是:矿泥分散中加入水将矿浆浓度调至 28%,即 100 份重量的水与碎磨矿粉的混合矿浆中含 28份重量的碎磨矿粉。
4.根据权利要求 1 所述的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是调浆活化中所述的碳酸钠、硫酸铜、硫化钠的组合使用按以下四种组合方式组合:碳酸钠+硫酸铜;碳酸钠+硫化钠;硫酸铜+硫化钠;碳酸钠+硫酸铜+硫化钠。
5.根据权利要求 1 所述的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是调浆活化中所述的活化剂单独使用时,碳酸钠加入量为 2000g/t,硫酸铜加入量为 200g/t,硫化钠加入量为 100g/t。
6.根据权利要求 1 所述的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是浮选捕收活化矿石工序中的捕收剂丁铵黑药、乙基黄药、戊基黄药组合使用时的组合方式为丁铵黑药+乙基黄药;丁铵黑药+戊基黄药;丁铵黑药+乙基黄药+戊基黄药,组合时丁铵黑药加入量为 40~80 g/t,乙基黄药加入量为 40~80g/t,戊基黄药加入量为 60~120g/t。
7.根据权利要求 1 所述的一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法,其特征是浮选捕收活化矿石工序中的起泡剂松醇油、醚醇类起泡剂,单独使用时为松醇油 30~60g/t,起泡剂组合时按松醇油+醚醇类起泡剂添加,组合时松醇油加入量为 15~30g/t,醚醇类起泡剂加入量为 10~20g/t。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201610210533.1A CN105903571B (zh) | 2016-04-07 | 2016-04-07 | 一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201610210533.1A CN105903571B (zh) | 2016-04-07 | 2016-04-07 | 一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN105903571A CN105903571A (zh) | 2016-08-31 |
CN105903571B true CN105903571B (zh) | 2019-02-22 |
Family
ID=56745612
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201610210533.1A Active CN105903571B (zh) | 2016-04-07 | 2016-04-07 | 一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN105903571B (zh) |
Families Citing this family (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN107185724A (zh) * | 2017-08-02 | 2017-09-22 | 白银金锑矿贸有限公司 | 一种从尾渣中回收含金矿物的浮选方法 |
CN109158216B (zh) * | 2018-08-24 | 2020-06-05 | 都兰金辉矿业有限公司 | 一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺 |
CN110328048B (zh) * | 2019-07-04 | 2021-08-20 | 长春黄金研究院有限公司 | 一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法 |
CN112604816A (zh) * | 2020-11-27 | 2021-04-06 | 矿冶科技集团有限公司 | 铜硫分离抑制剂、无石灰条件铜硫浮选分离方法和应用 |
CN112844859B (zh) * | 2021-01-29 | 2022-11-15 | 刘学军 | 一种高碳高氧化微细粒金矿的选矿工艺 |
CN114682388B (zh) * | 2022-03-29 | 2023-09-29 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种含砷浸染型金矿的浮选药剂、制备方法和使用方法 |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1544155A (zh) * | 2003-11-14 | 2004-11-10 | 昆明冶金研究院 | 卡林型金矿闪速活化浮选新工艺 |
CN103433143A (zh) * | 2013-09-17 | 2013-12-11 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种卡林型金矿浮选方法 |
CN105268543B (zh) * | 2015-11-30 | 2018-01-09 | 长春黄金研究院 | 高含砷含碳微细粒浸染型复杂金矿石的浮选回收工艺 |
-
2016
- 2016-04-07 CN CN201610210533.1A patent/CN105903571B/zh active Active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN105903571A (zh) | 2016-08-31 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN105903571B (zh) | 一种高砷高碳半氧化金矿的高效浮选方法 | |
WO2021037243A1 (zh) | 一种低碱先浮后磁的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN100515576C (zh) | 超细贫铅锑锌絮凝载体浮选的方法 | |
WO2021037242A1 (zh) | 一种低碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN105268559B (zh) | 低品位硫化铜矿的选矿方法 | |
CN104073645B (zh) | 一种用高氰回水浮选回收超细氰化尾渣中有价金属的方法 | |
CN103691569A (zh) | 一种高硫含金铜矿石的浮选方法 | |
CN103551245B (zh) | 对复杂多金属微细粒锡石硫化矿进行综合回收的选矿方法 | |
CN109158214B (zh) | 一种硫化铜锌矿的浮选分离工艺 | |
CN103934099B (zh) | 一种降低镍黄铁矿精矿中镁含量的方法 | |
CN107971127B (zh) | 一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法 | |
CN102357424A (zh) | 铜冶炼转炉渣中铜的提取方法 | |
CN110976097B (zh) | 一种硫化矿尾矿中氧化锌的浮选方法 | |
CN104148162A (zh) | 一种硫化铜矿浮选分离方法 | |
CN110170381A (zh) | 一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法 | |
CN105312160A (zh) | 新型捕收剂及其在铅锌硫化矿低碱浮选分离选矿的应用 | |
CN102728476A (zh) | 一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法 | |
CN111229473B (zh) | 一种铋硫分离过程中银导向回收选矿方法 | |
CN109158216B (zh) | 一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺 | |
CN105107634A (zh) | 一种从金银精矿氰化渣中回收伴生铜锌硫化矿的方法 | |
CN104772229B (zh) | 银矿中低品位伴生铜回收工艺 | |
CN110586335A (zh) | 一种高碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN107029873B (zh) | 一种铁尾矿再选的新工艺 | |
CN105903572B (zh) | 一种消除次生硫化铜多金属矿浆溶液中铜离子的方法 | |
CN109158213B (zh) | 一种硫化铜铅矿的浮选分离工艺 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |