CN110538724A - 一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 - Google Patents
一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN110538724A CN110538724A CN201910774070.5A CN201910774070A CN110538724A CN 110538724 A CN110538724 A CN 110538724A CN 201910774070 A CN201910774070 A CN 201910774070A CN 110538724 A CN110538724 A CN 110538724A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- stirring
- water glass
- tailings
- minutes
- scraping
- 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
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
- B03D1/02—Froth-flotation processes
-
- 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
- B03D1/08—Subsequent treatment of concentrated product
- B03D1/082—Subsequent treatment of concentrated product of the froth product, e.g. washing
-
- 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
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：S1、粗选；S2、精一；S3、精二；S4、精三；S5、精四；S6、精五；S7、精六，所述步骤S1中搅拌时间为2‑4分钟，水玻璃含量2000‑2800g/t，油酸80‑120g/t，浮选冲气刮泡4‑6分钟，所述步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15‑25g/t，搅拌0.8‑1.3分钟，充气刮泡2‑4分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾，本发明结构科学合理，使用安全方便，能够高效回收该高泥复杂萤石矿，提高萤石精矿品位和回收率，提高资源的利用率，增加经济效益，采用一次粗选、六次精选和一次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位89.77％、回收率70.61％的试验指标，降低了资源的损耗。
Description
技术领域
本发明涉及萤石矿的选矿技术领域，具体为一种高泥复杂萤石矿的选矿方法。
背景技术
高泥铜锡萤石多金属矿，主干流程为：铜优先浮选—硫浮选—铁磁选—锡浮选—锡重选—萤石浮选，其中萤石给矿为锡摇床重选尾矿，经浓缩后作为萤石浮选给矿，该萤石矿给矿含泥高，-10微米粒级含量高达38.35％，给矿萤石品位28.60％，含方解石5.75％；
现有技术方案：采用一次粗选、五次精选和两次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位83.05％、回收率38.61％的试验指标，过程如下：粗选，先加碳酸钠800g/t，搅拌3分钟，pH值8.6，再加入水玻璃1000g/t，搅拌3分钟，再加入BK410(一种油酸类改性捕收剂)60g/t，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡5分钟，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；精一，加酸化水玻璃(水玻璃：浓硫酸质量比＝4:1，以下配比阶同)200g/t，搅拌1分钟，浮选充气刮泡4分钟，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选一；精扫一，加入BK410 10g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿进入精扫选二；精扫二，加入BK410 5g/t，搅拌1分钟，充气刮泡2分钟，泡沫进入下一次精扫选二，尾矿即为精选尾矿丢尾；精二，加酸化水玻璃160g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；精三，加酸化水玻璃120g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，得到泡沫进入下一次的精选四，尾矿返回下一次精选三；精四，加入酸化水玻璃100g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选四；精五，加入酸化水玻璃40g/t，搅拌1分钟，充气刮泡2分钟，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选四；
现有技术中含泥高，严重影响了萤石上浮，该选矿工艺不适用高效回收该萤石矿，导致萤石精矿品位、回收率低，没有充分回收该萤石矿。
发明内容
本发明提供一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，可以有效解决上述背景技术中提出现有技术中含泥高，严重影响了萤石上浮，该选矿工艺不适用高效回收该萤石矿，导致萤石精矿品位、回收率低，没有充分回收该萤石矿的问题。
为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；
S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；
S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；
S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；
S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；
S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；
S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。
根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为2-4分钟，水玻璃含量2000-2800g/t，油酸80-120g/t，浮选冲气刮泡4-6分钟。
根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15-25g/t，搅拌0.8-1.3分钟，充气刮泡2-4分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。
根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。
根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为0.8-1.3分钟。
根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡3-5分钟。
根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃80-120g/t。
根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃60-100g/t。
根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃30-60g/t。
根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃20-35g/t。
与现有技术相比，本发明的有益效果：本发明结构科学合理，使用安全方便，能够高效回收该高泥复杂萤石矿，提高萤石精矿品位和回收率，提高资源的利用率，增加经济效益，采用一次粗选、六次精选和一次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位89.77％、回收率70.61％的试验指标，降低了资源的损耗。
附图说明
附图用来提供对本发明的进一步理解，并且构成说明书的一部分，与本发明的实施例一起用于解释本发明，并不构成对本发明的限制。在附图中：
图1是本发明的流程结构示意图。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的优选实施例进行说明，应当理解，此处所描述的优选实施例仅用于说明和解释本发明，并不用于限定本发明。
实施例1：如图1所示，本发明提供技术方案，一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；
S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；
S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；
S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；
S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；
S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；
S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。
根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为3分钟，水玻璃含量2500g/t，油酸100g/t，浮选冲气刮泡5分钟。
根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸20g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。
根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。
根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为1分钟。
根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡3分钟。
根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃100g/t。
根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃80g/t。
根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃50g/t。
根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃30g/t。
实施例2：如图1所示，本发明提供技术方案，一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；
S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；
S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；
S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；
S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；
S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；
S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。
根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为2分钟，水玻璃含量2000g/t，油酸80g/t，浮选冲气刮泡4分钟。
根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15g/t，搅拌0.8分钟，充气刮泡2分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。
根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。
根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为0.8分钟。
根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡3分钟。
根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃80g/t。
根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃60g/t。
根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃30g/t。
根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃20g/t。
实施例3：如图1所示，本发明提供技术方案，一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；
S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；
S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；
S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；
S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；
S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；
S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。
根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为4分钟，水玻璃含量2800g/t，油酸120g/t，浮选冲气刮泡6分钟。
根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸25g/t，搅拌1.3分钟，充气刮泡4分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。
根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。
根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为1.3分钟。
根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡5分钟。
根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃120g/t。
根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃100g/t。
根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃60g/t。
根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃35g/t。
根据实施例1-3对比，检测后对其制成如下表格：
| 对比项 | 实施例1 | 实施例2 | 实施例3 |
| 精矿品位 | 89.77％ | 87.65％ | 84.39％ |
| 回收率 | 70.61％ | 68.23％ | 67.25％ |
通过对比，可知实施例1中的精矿品位和回收率最高，适合推广使用，而实施例2和实施例3中的精矿品位和回收率均略差于实施例1。
与现有技术相比，本发明的有益效果：本发明结构科学合理，使用安全方便，能够高效回收该高泥复杂萤石矿，提高萤石精矿品位和回收率，提高资源的利用率，增加经济效益，采用一次粗选、六次精选和一次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位89.77％、回收率70.61％的试验指标，降低了资源的损耗。
最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于：包括如下步骤：
S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；
S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；
S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；
S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；
S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；
S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；
S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。
2.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S1中搅拌时间为2-4分钟，水玻璃含量2000-2800g/t，油酸80-120g/t，浮选冲气刮泡4-6分钟。
3.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15-25g/t，搅拌0.8-1.3分钟，充气刮泡2-4分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。
4.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。
5.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述S2-S7中搅拌时间为0.8-1.3分钟。
6.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S2-S7中浮选充气刮泡3-5分钟。
7.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S4中酸化水玻璃80-120g/t。
8.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S5中酸化水玻璃60-100g/t。
9.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S6中酸化水玻璃30-60g/t。
10.根据权利要求1所述的一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤S7中酸化水玻璃20-35g/t。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201910774070.5A CN110538724A (zh) | 2019-08-21 | 2019-08-21 | 一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201910774070.5A CN110538724A (zh) | 2019-08-21 | 2019-08-21 | 一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN110538724A true CN110538724A (zh) | 2019-12-06 |
Family
ID=68711705
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201910774070.5A Pending CN110538724A (zh) | 2019-08-21 | 2019-08-21 | 一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN110538724A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113083495A (zh) * | 2021-03-25 | 2021-07-09 | 包头钢铁（集团）有限责任公司 | 一种白云鄂博矿萤石选矿工艺 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3430765A (en) * | 1965-08-11 | 1969-03-04 | Allied Chem | Beneficiation of fluorspar ores |
| CN1285243A (zh) * | 1999-08-18 | 2001-02-28 | 冶金工业部马鞍山矿山研究院 | 萤石除钙选矿工艺 |
| CN106391320A (zh) * | 2016-11-28 | 2017-02-15 | 北京矿冶研究总院 | 一种高钙型萤石的选矿方法 |
-
2019
- 2019-08-21 CN CN201910774070.5A patent/CN110538724A/zh active Pending
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3430765A (en) * | 1965-08-11 | 1969-03-04 | Allied Chem | Beneficiation of fluorspar ores |
| CN1285243A (zh) * | 1999-08-18 | 2001-02-28 | 冶金工业部马鞍山矿山研究院 | 萤石除钙选矿工艺 |
| CN106391320A (zh) * | 2016-11-28 | 2017-02-15 | 北京矿冶研究总院 | 一种高钙型萤石的选矿方法 |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 余江鸿等: ""青海门源某萤石矿新药剂新工艺试验研究"", 《矿产综合利用》 * |
| 田江涛等: ""河南某萤石矿选矿试验"", 《中国矿业》 * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113083495A (zh) * | 2021-03-25 | 2021-07-09 | 包头钢铁（集团）有限责任公司 | 一种白云鄂博矿萤石选矿工艺 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN102513217B (zh) | 一种锌硫矿物浮选分离的方法 | |
| CN103143447B (zh) | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 | |
| CN105797868A (zh) | 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 | |
| CN109482356B (zh) | 一种铌钛铀矿浮选的方法及组合捕收剂的应用 | |
| CN111644270A (zh) | 一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺 | |
| CN105618273A (zh) | 一种锡石多金属硫化矿选矿方法 | |
| CN111495608A (zh) | 一种高效回收多金属硫化矿中铅锌硫的浮选工艺 | |
| CN105880032A (zh) | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 | |
| CN105344495A (zh) | 一种从硫化锌浮选尾矿中回收氧化锌的方法 | |
| CN113333153B (zh) | 一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法 | |
| CN110538724A (zh) | 一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 | |
| CN114247559A (zh) | 一种锂矿石回收无尾化选矿方法 | |
| CN117483098A (zh) | 一种含硫化铅锌的金矿选矿分离方法 | |
| CN107774456A (zh) | 柱机联合分段异步粗精矿再磨选铅方法 | |
| CN112619881A (zh) | 一种铜铅锌硫混合精矿分选方法 | |
| CN109647615B (zh) | 提高难选锌精矿回收率的选矿方法及选矿系统 | |
| CN105327784B (zh) | 一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法 | |
| CN108580054B (zh) | 一种两产品钼矿的选矿工艺 | |
| CN110743713A (zh) | 一种硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法 | |
| CN112517223B (zh) | 一种低品质铜锌混合精矿的富集方法 | |
| US6685027B2 (en) | Method of concentrating phosphates from their ores | |
| CN112844818B (zh) | 一种铜锌硫化矿选矿分离的方法 | |
| CN112536157B (zh) | 一种高碳难选铅锌矿的选矿方法 | |
| CN112619878A (zh) | 一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺 | |
| US3097162A (en) | Method for concentrating aluminum silicates and zircon from beach sand |
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 | ||
| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20191206 |