CN117772395A - 一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，涉及矿石资源中有价元素高效回收利用的节能磨选工艺领域。该高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，包括以下步骤：a)将原矿石进行粗碎，得到‑200mm矿石；b)将a)中‑200mm矿石进行中碎，得到‑70mm矿石，‑70mm矿石进行筛分。采用上述选矿方法对矿石中钨与萤石进行选别，获得萤石精矿产率为20％、CaF2品位≥94％、CaF2回收率≥85％，获得钨精矿产率为0.70％、WO3品位≥42％、WO3回收率≥75％。由于钨矿物性脆、易过磨泥化，该发明多碎少磨、精确分级、有用矿物过磨程度低，钨矿物回收率高；先浮萤石工艺避免了浮钨过程中加入的大量浮选药剂对萤石浮选的干扰，萤石回收率高；萤石精矿磁选除杂工艺进一步提高了精矿品质。
Description
技术领域
本发明涉及矿石资源中有价元素高效回收利用的节能磨选工艺技术领域，具体为一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺。
背景技术
我国是有色金属生产大国，钨伴生萤石多金属矿资源储量巨大，该类型矿石目前采用的破碎工艺一般为三段一闭路破碎方式，最终破碎粒度为-15mm占90％左右，采用的磨矿分级工艺为球磨与旋流器或螺旋分级机分级形成闭路，浮选原则工艺为硫化矿浮选→白钨浮选或硫化矿浮选→黑白钨混合浮选→萤石浮选工艺流程。
上述常规破碎、磨选工艺的缺陷：
⑴入磨原矿粒度粗，添加的磨矿介质直径大(一般为Ф100mm)，磨矿效率偏低、磨矿成本高，磨矿产品粒级组成不合理、两极分化严重、目的矿物过磨严重与欠磨并存；钨矿物比重较大，物理性脆，采用常规碎磨工艺在磨矿过程中很容易产生过粉碎与泥化现象，泥化后的钨矿物选矿回收效果差，导致钨回收率偏低；
⑵白钨矿与萤石皆为含钙矿物，两者物理化学性质相近，导致两者在选矿过程中高效分离难度较大，产生的直接不良后果有：第一、钨精矿中夹杂有大量萤石矿物，导致钨精矿品位不高；第二、萤石矿物在钨精矿中损失较大，导致萤石回收率损失高；第三、钨矿物在浮选过程中加入的大量浮选药剂对后续萤石浮选的干扰较大，导致萤石浮选回收率偏低。
因此，采用高效节能碎磨、精确分级及分选工艺，有利于该类型矿石工业开发利用的节能降耗、降低磨选成本，有利于大幅度提高钨矿物及萤石回收率指标及提高钨精矿品质、降低杂质含量。
发明内容
(一)解决的技术问题
针对现有技术的不足，本发明提供了一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，解决了现有技术中过磨程度高、磨选成本搞、钨与萤石选矿回收率低的问题。
(二)技术方案
为实现以上目的，本发明通过以下技术方案予以实现：一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，包括以下步骤：
a)将原矿石进行粗碎，得到-200mm矿石；
b)将a)中-200mm矿石进行中碎，得到-70mm矿石，-70mm矿石进行筛分，得到-30mm筛下产品与+30mm筛上产品；
c)将b)中+30mm筛上产品返回中碎破碎，-30mm筛下产品进行高压辊磨，得到-3mm～-5mm最终破碎产品；
d)将c)中的-3mm～-5mm最终破碎产品进行一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂返回至一段磨矿；
e)将d)中的分级溢流矿浆进行磁选除铁，得到铁粗精矿和磁选尾矿矿浆；
f)将e)中的磁选尾矿矿浆进行浮选脱硫，得到硫化矿粗精矿和脱硫浮选尾矿矿浆；
g)将f)中的脱硫浮选尾矿矿浆进行萤石浮选粗选，得到萤石粗精矿与萤石粗选尾矿矿浆；
h)将g)中的萤石粗精矿进行一次浮选精选，得到萤石精选一精矿与萤石精选一中矿矿浆；
i)将h)中的萤石精选一精矿进行第二次浮选精选，得到萤石精选二精矿与萤石精选二中矿矿浆；
j)将i)中的萤石精选二精矿进行第3-10次浮选精选，得到萤石精矿1与萤石精选中矿矿浆，中矿矿浆顺序返回至前一精选作业；
k)将g)中的萤石粗选尾矿矿浆进行浮选扫选，得到萤石扫选精矿与萤石扫选尾矿；
l)将h)中萤石精选一中矿矿浆与i)中萤石精选二中矿矿浆及k)中萤石扫选精矿合并进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级；
m)将l)中溢流矿浆进行萤石二段浮选粗选，得到萤石粗精矿与二段萤石粗选尾矿；
n)将m)中萤石浮选粗精矿进行精选，得到萤石精矿2与二段萤石精选中矿，精选中矿顺序返回至前一作业再选；
o)将j)中萤石精矿1与n)中萤石精矿2合并进行弱磁选，得到弱磁选尾矿与弱磁选精矿；
p)将o)中弱磁选尾矿进行强磁选，得到强磁选精矿与强磁选尾矿，强磁选尾矿为萤石精矿，强磁选精矿为最终尾矿；
q)将k)中萤石扫选尾矿与m)中二段萤石粗选尾矿合并进行浮钨粗选，得到浮钨粗精矿与浮钨粗选尾矿；
r)将q)中浮钨粗精矿进行精选，得到钨精矿与钨精选中矿；
s)将q)中浮钨粗选尾矿进行浮钨扫选，得到钨扫选精矿与浮钨尾矿，钨扫选精矿与r)中钨精选中矿返回至浮钨粗选。
优选的，所述步骤d)中，浮选给矿矿浆的细度为-200目含量≥65％，或浮选给矿矿浆中钨矿物、萤石的解离度分别≥70％。
优选的，所述步骤j)中，萤石浮选采用的浮选调整剂为烧碱、纯碱、水玻璃、改性水玻璃、硫酸、盐酸、草酸、氟硅酸钠、氟硅酸铵、氟化钠、六偏磷酸钠、腐殖酸钠、腐殖酸铵、改性淀粉、单宁等其中的一种或多种。
优选的，所述步骤g)中，采用的浮选捕收剂为阳离子型胺类捕收剂或阴离子型脂肪酸类捕收剂，及其改性捕收剂等。
优选的，所述步骤j)中，采用的萤石浮选精选次数为3～10次。
优选的，所述步骤k)中，采用的萤石浮选扫选次数为1～3次。
优选的，所述步骤l)中，第二段磨矿分级溢流矿浆的细度为-200目含量≥85％，或溢流矿浆中萤石的解离度≥70％。
优选的，所述步骤m)中，萤石二段浮选粗选采用的浮选调整剂为烧碱、纯碱、水玻璃、改性水玻璃、硫酸、盐酸、草酸、氟硅酸钠、氟硅酸铵、氟化钠、六偏磷酸钠、腐殖酸钠、腐殖酸铵、改性淀粉、单宁等其中的一种或多种。
优选的，所述步骤m)中，萤石二段浮选粗选采用的浮选捕收剂为阳离子型胺类捕收剂或阴离子型脂肪酸类捕收剂，及其改性捕收剂等。
优选的，所述步骤n)中，采用的萤石浮选精选次数为2～6次。
优选的，所述步骤p)中，浮钨粗选采用的浮选调整剂为烧碱、纯碱、水玻璃、硫酸铝、改性水玻璃、六偏磷酸钠、腐殖酸钠、腐殖酸铵等其中的一种或多种。
优选的，所述步骤p)中，采用的浮选捕收剂为脂肪酸类捕收剂或羟肟酸类捕收剂，及其改性捕收剂等。
优选的，所述步骤q)中，采用的浮钨粗精矿精选次数为1～5次。
优选的，所述步骤r)中，采用的浮钨扫选次数为1～3次。
(三)有益效果
钨伴生萤石矿石资源现有处理技术现状：⑴目前现有的破碎工艺一般采用三段一闭路破碎方式，最终破碎粒度为-15mm占90％左右；⑵采用的磨矿分级工艺为球磨与旋流器或螺旋分级机分级形成闭路，浮选原则工艺为硫化矿浮选→白钨浮选或硫化矿浮选→黑白钨混合浮选→萤石浮选工艺流程。缺点与不足：⑴碎磨成本高，磨矿粒级组成不合理、目的矿物过磨严重；⑵钨与萤石回收率偏低、钨精矿品位不高。与上述现有技术相比，本发明提供了一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，具备如下有益效果：
1、磨选成本降低20％以上；
2、目的矿物过磨程度低，钨精矿较现有技术回收率高5-10个百分点；
3、先浮萤石工艺避免了浮钨过程中加入的大量浮选药剂对萤石浮选的干扰，萤石回收率较现有技术高15-25个百分点；
4、钨精矿品位较现有技术提高5个百分点以上。
附图说明
图1为本发明实施例1高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺流程图。
图2为本发明实施例2高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例1：
本发明高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，具体工艺如下：
本实施所处理矿石的组成矿物种类极为复杂，其中钨矿物主要是白钨矿，次为黑钨矿；钼矿物和铋矿物分别为辉钼矿和辉铋矿；其他金属矿物包括磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、毒砂、方铅矿、赤铁矿、褐铁矿；非金属矿物中含量最高的是萤石和石榴石；其次为石英、钾长石、斜长石、绢云母、黑云母、方解石和少量绿泥石、透辉石、钙铁辉石、透闪石、阳起石和黄玉。矿石中可供选矿回收的组分主要是WO3为0.35％、Bi 0.12％、Mo0.040％、S1.25％，萤石的含量为20.92％，具体步骤如下：
a)将原矿石进行粗碎，得到-200mm矿石；
b)将a)中-200mm矿石进行中碎，得到-70mm矿石，-70mm矿石进行筛分，等到-30mm筛下产品与+30mm筛上产品；
c)将b)中+30mm筛上产品返回中碎破碎，-30mm筛下产品进行高压辊磨，得到-3mm最终破碎产品；
d)将c)中的-3mm最终破碎产品进行一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至一段磨矿，分级溢流矿浆则成为磁选给矿矿浆(-200目含量占75％)；
e)将d)中的分级溢流矿浆进行磁选除铁，得到铁粗精矿和磁选尾矿矿浆；
f)往e)中的磁选尾矿矿浆添加丁基黄药200g/t、2#油60g/t进行浮选浮选脱硫(浮选工艺流程为一次粗选两次精选三次扫选)，得到硫化矿粗精矿和浮硫尾矿矿浆；
g)往f)中的浮硫尾矿矿浆添加碳酸钠1000g/t、水玻璃2500g/t、改性脂肪酸型捕收剂CYF 350g/t，进行萤石浮选粗选，得到萤石粗精矿与萤石粗选尾矿矿浆；
h)往g)中的萤石粗精矿添加水玻璃500g/t进行一次浮选精选，得到萤石精一精矿与萤石精一中矿矿浆；
i)往h)中的萤石精一精矿添加水玻璃300g/t进行一次浮选精选，得到萤石精二精矿与萤石精二中矿矿浆；
j)往i)中的萤石粗精矿添加盐酸1000g/t、酸化水玻璃800g/t进行浮选精选(共6次精选)，得到产率为15％、品位CaF2 93％、回收率66.68％的萤石精矿1,萤石精选中矿矿浆顺序返回至前一精选作业；
k)将g)中的萤石粗选尾矿矿浆进行浮选扫选，得到萤石扫选精矿与萤石扫选尾矿；
l)将h)与i)中萤石精选中矿矿浆与k)中萤石扫选精矿合并进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级，分级溢流矿浆细度为-200目占95％；
m)往l)中溢流矿浆添加改性水玻璃500g/t、捕收剂CYF100 g/t进行萤石二段浮选粗选，得到萤石粗精矿与二段萤石粗选尾矿；
n)往m)中萤石浮选粗精矿矿浆中添加盐酸500g/t、改性水玻璃300g/t进行精选(共6次精选)，得到产率为5％、品位CaF2 85％、回收率20.32％的萤石精矿2，精选中矿顺序返回至上一精选作业再选；
o)将j)中萤石精矿1与n)中萤石精矿2合并进行弱磁选除铁(磁场强度0.2T)，获得产率为19.70％、CaF2品位92.24％、CaF2回收率86.86％的萤石精矿，弱磁选尾矿为铁精矿；
p)将o)中萤石精矿进行强磁选(磁场强度1.0T)，获得产率为19.16％、CaF2品位94.28％、CaF2回收率86.35％的萤石精矿，强磁选尾矿为最终尾矿；
q)将p)中萤石扫选尾矿与k)中二段萤石粗选尾矿合并为浮钨给矿矿浆，往浮钨给矿矿浆中添加碳酸钠1000g/t、硝酸铅700g/t、改性羟肟酸类捕收剂CYW 450g/t、CU 1g/t、2#油20g/t进行浮钨粗选，得到浮钨粗精矿与浮钨粗选尾矿；
r)往q)中浮钨粗精矿矿浆中添加水玻璃200g/t、硫酸铝50g/t进行精选(2次)，得到产率为0.59％、品位45％、WO3回收率75.86％钨精矿与钨精选中矿；
s)将r)中浮钨粗选尾矿进行浮钨扫选(3次扫选)，得到钨扫选精矿与浮钨尾矿，钨扫选精矿与r)中钨精选中矿返回至浮钨粗选。
实施例2：
本实施例所处理矿石中钨矿物主要是白钨矿，次为黑钨矿；其他金属矿物包括磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、毒砂、方铅矿、赤铁矿、褐铁矿；非金属矿物中含量最高的是萤石和石榴石；其次为石英、钾长石、斜长石、绢云母、黑云母、方解石和少量绿泥石、透辉石、钙铁辉石、透闪石、阳起石和黄玉。矿石中可供选矿回收的组分主要是WO3为0.40％、S1.50％，萤石的含量为22％，具体步骤如下：
a)将原矿石进行粗碎，得到-200mm矿石；
b)将a)中-200mm矿石进行中碎，得到-70mm矿石，-70mm矿石进行筛分，等到-30mm筛下产品与+30mm筛上产品；
c)将b)中+30mm筛上产品返回中碎破碎，-30mm筛下产品进行高压辊磨，得到-5mm最终破碎产品；
d)将c)中的-5mm最终破碎产品进行一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至一段磨矿，分级溢流矿浆则成为磁选给矿矿浆(-200目含量占72％)；
e)将d)中的分级溢流矿浆进行磁选除铁，得到铁粗精矿和磁选尾矿矿浆；
f)往e)中的磁选尾矿矿浆添加乙硫氮180g/t、2#油60g/t进行浮选浮选脱硫(浮选工艺流程为一次粗选两次精选三次扫选)，得到硫化矿粗精矿和浮硫尾矿矿浆；
g)往f)中的浮硫尾矿矿浆添加碳酸钠1000g/t、水玻璃1800g/t、改性脂肪酸型捕收剂CYF 400g/t，进行萤石浮选粗选，得到萤石粗精矿与萤石粗选尾矿矿浆；
h)往g)中的萤石粗精矿添加水玻璃800g/t进行一次浮选精选，得到萤石精一精矿与萤石精一中矿矿浆；
i)往h)中的萤石精一精矿添加水玻璃500g/t进行一次浮选精选，得到萤石精二精矿与萤石精二中矿矿浆；
j)往i)中的萤石粗精矿添加硫酸1200g/t、酸化水玻璃1000g/t进行浮选精选(共5次精选)，得到产率为16.1％、品位CaF2 92％、回收率67.33％的萤石精矿1,萤石精选中矿矿浆顺序返回至前一精选作业；
k)将g)中的萤石粗选尾矿矿浆进行浮选扫选，得到萤石扫选精矿与萤石扫选尾矿；
l)将h)与i)中萤石精选中矿矿浆与k)中萤石扫选精矿合并进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级，分级溢流矿浆细度为-325目占85％；
m)往l)中溢流矿浆添加硫酸500g/t、改性水玻璃300g/t、捕收剂CYF100 g/t进行萤石二段浮选粗选，得到萤石粗精矿与二段萤石粗选尾矿；
n)往m)中萤石浮选粗精矿矿浆中添加硫酸300g/t、改性水玻璃300g/t进行精选(共5次精选)，得到产率为5.5％、品位CaF2 83％、回收率20.75％的萤石精矿2，精选中矿顺序返回至上一精选作业再选；
o)将j)中萤石精矿1与n)中萤石精矿2合并进行弱磁选除铁(磁场强度0.3T)，获得产率为21.20％、CaF2品位91.18％、CaF2回收率87.86％的萤石精矿，弱磁选尾矿为铁精矿；
p)将o)中萤石精矿进行强磁选(磁场强度1.2T)，获得产率为20.20％、CaF2品位94.70％、CaF2回收率86.95％的萤石精矿，强磁选尾矿为最终尾矿；
q)将p)中萤石扫选尾矿与k)中二段萤石粗选尾矿合并为浮钨给矿矿浆，往浮钨给矿矿浆中添加碳酸钠1000g/t、硝酸铅650g/t、改性羟肟酸类捕收剂CYW 480g/t、CU 1g/t、2#油20g/t进行浮钨粗选，得到浮钨粗精矿与浮钨粗选尾矿；
r)往q)中浮钨粗精矿矿浆中添加水玻璃200g/t、硫酸铝50g/t进行精选(2次)，得到产率为0.73％、品位42％、WO3回收率76.65％钨精矿与钨精选中矿；
s)将r)中浮钨粗选尾矿进行浮钨扫选(3次扫选)，得到钨扫选精矿与浮钨尾矿，钨扫选精矿与r)中钨精选中矿返回至浮钨粗选。
Claims (10)
1.一种高效回收矿石中钨与萤石的节能磨选工艺，其特征在于，包括如下步骤：
a)将原矿石进行粗碎，得到-200mm矿石；
b)将a)中-200mm矿石进行中碎，得到-70mm矿石，-70mm矿石进行筛分，得到-30mm筛下产品与+30mm筛上产品；
c)将b)中+30mm筛上产品返回中碎破碎，-30mm筛下产品进行高压辊磨，得到-3mm～-5mm最终破碎产品；
d)将c)中的-3mm～-5mm最终破碎产品进行一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂返回至一段磨矿；
e)将d)中的分级溢流矿浆进行磁选除铁，得到铁粗精矿和磁选尾矿矿浆；
f)将e)中的磁选尾矿矿浆进行浮选脱硫，得到硫化矿粗精矿和脱硫浮选尾矿矿浆；
g)将f)中的脱硫浮选尾矿矿浆进行萤石浮选粗选，得到萤石粗精矿与萤石粗选尾矿矿浆；
h)将g)中的萤石粗精矿进行一次浮选精选，得到萤石精选一精矿与萤石精选一中矿矿浆；
i)将h)中的萤石精选一精矿进行第二次浮选精选，得到萤石精选二精矿与萤石精选二中矿矿浆；
j)将i)中的萤石精选二精矿进行第3-10次浮选精选，得到萤石精矿1与萤石精选中矿矿浆，中矿矿浆顺序返回至前一精选作业；
k)将g)中的萤石粗选尾矿矿浆进行浮选扫选，得到萤石扫选精矿与萤石扫选尾矿；
l)将h)中萤石精选一中矿矿浆与i)中萤石精选二中矿矿浆及k)中萤石扫选精矿合并进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级；
m)将l)中溢流矿浆进行萤石二段浮选粗选，得到萤石粗精矿与二段萤石粗选尾矿；
n)将m)中萤石浮选粗精矿进行精选，得到萤石精矿2与二段萤石精选中矿，精选中矿顺序返回至前一作业再选；
o)将j)中萤石精矿1与n)中萤石精矿2合并进行弱磁选，得到弱磁选尾矿与弱磁选精矿；
p)将o)中弱磁选尾矿进行强磁选，得到强磁选精矿与强磁选尾矿，强磁选尾矿为萤石精矿，强磁选精矿为最终尾矿；
q)将k)中萤石扫选尾矿与m)中二段萤石粗选尾矿合并进行浮钨粗选，得到浮钨粗精矿与浮钨粗选尾矿；
r)将q)中浮钨粗精矿进行精选，得到钨精矿与钨精选中矿；
s)将q)中浮钨粗选尾矿进行浮钨扫选，得到钨扫选精矿与浮钨尾矿，钨扫选精矿与r)中钨精选中矿返回至浮钨粗选。
2.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤d)中，浮选给矿矿浆的细度为-200目含量≥65％，或浮选给矿矿浆中钨矿物、萤石的解离度分别≥70％。
3.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤j)中，萤石浮选采用的浮选调整剂为烧碱、纯碱、水玻璃、改性水玻璃、硫酸、盐酸、草酸、氟硅酸钠、氟硅酸铵、氟化钠、六偏磷酸钠、腐殖酸钠、腐殖酸铵、改性淀粉、单宁等其中的一种或多种，所述步骤j)中，采用的萤石浮选精选次数为3～10次。
4.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤g)中，采用的浮选捕收剂为阳离子型胺类捕收剂或阴离子型脂肪酸类捕收剂，及其改性捕收剂等。
5.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤k)中，采用的萤石浮选扫选次数为1～3次。
6.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤l)中，第二段磨矿分级溢流矿浆的细度为-200目含量≥85％，或溢流矿浆中萤石的解离度≥70％。
7.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤m)中，萤石二段浮选粗选采用的浮选调整剂为烧碱、纯碱、水玻璃、改性水玻璃、硫酸、盐酸、草酸、氟硅酸钠、氟硅酸铵、氟化钠、六偏磷酸钠、腐殖酸钠、腐殖酸铵、改性淀粉、单宁等其中的一种或多种，所述步骤m)中，萤石二段浮选粗选采用的浮选捕收剂为阳离子型胺类捕收剂或阴离子型脂肪酸类捕收剂，及其改性捕收剂等。
8.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤n)中，采用的萤石浮选精选次数为2～6次。
9.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤p)中，浮钨粗选采用的浮选调整剂为烧碱、纯碱、水玻璃、硫酸铝、改性水玻璃、六偏磷酸钠、腐殖酸钠、腐殖酸铵等其中的一种或多种，所述步骤p)中，采用的浮选捕收剂为脂肪酸类捕收剂或羟肟酸类捕收剂，及其改性捕收剂等。
10.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：所述步骤q)中，采用的浮钨粗精矿精选次数为1～5次，所述步骤r)中，采用的浮钨扫选次数为1～3次。
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Cited By (1)
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| CN118022974A (zh) * | 2024-04-10 | 2024-05-14 | 湖南有色新田岭钨业有限公司 | 一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺 |
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2023
- 2023-12-27 CN CN202311822027.4A patent/CN117772395A/zh active Pending
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| CN118022974B (zh) * | 2024-04-10 | 2024-06-07 | 湖南有色新田岭钨业有限公司 | 一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺 |
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