CN112337653A - 一种提高高浸渣浮选银回收率的方法 - Google Patents
一种提高高浸渣浮选银回收率的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112337653A CN112337653A CN202011113913.6A CN202011113913A CN112337653A CN 112337653 A CN112337653 A CN 112337653A CN 202011113913 A CN202011113913 A CN 202011113913A CN 112337653 A CN112337653 A CN 112337653A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- scavenging
- leaching residue
- ton
- middlings
- silver
- 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
Images
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
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/004—Organic compounds
- B03D1/014—Organic compounds containing phosphorus
-
- 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
本发明公开了一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,它包括如下步骤:(1)在高浸渣矿浆中加入石灰调节pH值为5‑6,按每吨高浸渣加入活性炭为900‑1100克得到活性炭处理矿浆;(2)在活性炭处理矿浆中每吨高浸渣加入硫化钠为900‑1500克、六偏磷酸钠为115‑125克,搅拌5‑6分钟得到一次药剂处理矿浆;(3)在一次药剂处理矿浆中每吨高浸渣加入丁铵黑药为1200‑1800克、Z‑200为95‑105克,搅拌7‑8分钟,得到二次药剂处理矿浆;(4)将二次药剂处理矿浆采用粗选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、中矿再选的浮选工艺进行浮选。该方法具有工艺简单、化学药剂用量合理、银回收率高的特点。
Description
技术领域
本发明属于浮选工艺技术领域,尤其是一种提高高浸渣浮选银回收率的方法。
背景技术
现有技术中,湿法炼锌比较成熟的工艺是我国专利ZL200610101223.2公开的一种《低污染沉矾除铁湿法炼锌方法》,该方法主要包括中性浸出、低温预中和、高温高酸浸出和低污染沉矾除铁四个工艺步骤,通过低污染沉矾除铁步骤产生铁矾渣,通过高温高酸浸出步骤产生高浸渣,高浸渣中银的品位一般能达到200克/吨左右,具有很高的回收价值。
采用浮选技术是一个从高浸渣中回收银比较好的方法,但是,不同的炼锌工艺,渣料的矿物组成具有很大的差别。对于从高浸渣中浮选银,采用何种药剂和计量没有可参考的资料。利用浮选法将高浸渣中的银浮选出来,做到回收率高、化学药剂用量少、成本低效益高是一个新的课题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,该方法具有工艺简单、化学药剂用量合理、银回收率高的特点。
本发明的目的通过下述技术方案解决:一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,它包括如下步骤:
(1)将质量固液比为40:56-64高浸渣矿浆加入到浆化槽中,加入石灰调节pH值为5-6,按每吨高浸渣加入活性炭为900-1100克的比例加入活性炭,充分搅拌得到活性炭处理矿浆;
(2)将步骤(1)得到的活性炭处理矿浆加入到一号药剂浆化液搅拌槽,在一号药剂浆化液搅拌槽中加入硫化钠和六偏磷酸钠,每吨高浸渣加入硫化钠为900-1500克、六偏磷酸钠为115-125克,搅拌5-6分钟,得到一次药剂处理矿浆;
(3)将步骤(2)得到的一次药剂处理矿浆加入到二号药剂浆化液搅拌槽,在二号药剂浆化液搅拌槽中加入丁铵黑药和Z-200,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1200-1800克、Z-200为95-105克,搅拌7-8分钟,得到二次药剂处理矿浆;
(4)将步骤(3)得到的二次药剂处理矿浆加入浮选机,采用粗选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、中矿再选的浮选工艺进行浮选。
优先的,步骤(4)中,粗选之后得到粗选精矿和粗选尾矿,粗选精矿进入精选Ⅰ,粗选尾矿进入扫选Ⅰ;精选Ⅰ之后得到精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ中矿,扫选Ⅰ之后得到扫选Ⅰ中矿和扫选Ⅰ尾矿,精选Ⅰ的中矿和扫选Ⅰ的中矿合并进入中矿再选,中矿再选之后得到再选中矿和再选尾矿,再选中矿进入精选Ⅰ,再选尾矿返回扫选Ⅰ;精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ,精选Ⅱ之后得到银精矿和精选Ⅱ中矿,精选Ⅱ中矿返回精选Ⅰ;扫选Ⅰ尾矿进入扫选Ⅱ,扫选Ⅱ之后得到扫选Ⅱ中矿和扫选Ⅱ尾矿,扫选Ⅱ中矿返回扫选Ⅰ;扫选Ⅱ尾矿进入扫选Ⅲ,扫选Ⅲ之后得到扫选Ⅲ中矿和尾矿,扫选Ⅲ中矿返回扫选Ⅱ。
优先的,精选Ⅰ、精选Ⅱ和中矿再选均不加药剂;扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为600-900克、硫化钠为450-750克,搅拌1.5-2.5分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为400-600克、硫化钠为300-500克,搅拌1.5-2.5分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为200-300克、硫化钠为150-250克,搅拌1.5-2.5分钟。
优先的,步骤(1)中,按每吨高浸渣加入活性炭为1000克的比例在浆液中加入活性炭。
优先的,步骤(2)中,每吨高浸渣加入硫化钠为1000克、六偏磷酸钠为120克。
优先的,步骤(3)中,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1500克、Z-200为100克。
优先的,扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为750克、硫化钠为500克,搅拌2分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为500克、硫化钠为400克,搅拌2分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为250克、硫化钠为200克,搅拌2分钟。
本发明和现有技术相比的优点为:
(1)在高温高酸工艺是一种酸性浸出工艺,高浸渣中含有大量的硫酸,高浸渣矿浆呈酸性,浮选介质的酸性影响矿浆的粘度及表面张力,从而影响浮选泡沫产生,本发明独立设置浆化槽,在浆化槽中加入高浸渣粉末和水(一般使用湿法炼锌综合回收萃取工艺中的萃余液)调制高浸渣矿浆,高浸渣矿浆加入石灰调节矿浆的pH值到5-6,通过实验研究,该pH值有利于提高浮选银精矿回收率及品位。
(2)本发明在浆化槽里加入吸附载体活性炭,经过充分搅拌之后,活性炭能吸附高浸渣矿浆中的硫酸银、硅酸盐中的银和单质微粒银,在粗选时活性炭连同吸附的银精矿被选出,有利于提高浮选银精矿回收率。
(3)本发明在进入粗选之前独立设置一号药剂浆化液搅拌槽,首先在一号药剂浆化液搅拌槽里加入硫化钠和六偏磷酸钠,搅拌5-6分钟。加入六偏磷酸钠主要是消除高浸渣中的絮凝剂影响,使颗粒分散、不凝聚,有利于捕收剂发挥作用,提高银回收率;加入硫化钠活化高浸渣中的氧化银等,有利于浮选回收银。
(4)本发明在进入粗选之前独立设置二号药剂浆化液搅拌槽,经过六偏磷酸钠分散处理和硫化钠活化处理后的高浸渣矿浆加入到二号药剂浆化液搅拌槽,在二号药剂浆化液搅拌槽里加入捕收剂丁铵黑药和Z-200,搅拌7-8分钟。在粗选之前独立设置二号药剂浆化液搅拌槽,二号药剂浆化液搅拌槽的容量较大,搅拌时间比较长,能够充分发挥捕收剂的作用,有利于提高浮选银精矿回收率。
(5)本发明在扫选Ⅰ、扫选Ⅱ和扫选Ⅲ作业段中都加入丁铵黑药和硫化钠,丁铵黑药和硫化钠用量递减加入,用药量精确合理,既有利于节省用药量,降低生产成本,又能够将银精矿尽量浮选出来,还不至于过度用药降低银精矿品位。
(6)本专利申请人2019年之前采用专利号为201110127915.5的工艺技术,在经过大量试验研究和生产实践基础上,提出了本发明的工艺方法。2018年本公司采用专利号为201110127915.5的工艺技术,高浸渣原矿品位为201.1克/吨,银回收率70.5%; 2019年本公司采用本发明的工艺方法,高浸渣原矿品位为200.8克/吨,银回收率74.55%;2019年银回收率较2018年银回收率提高了4.05。通过对浮选药剂的调整2019年银精矿产量(银金属量)较2018年增加1.05394T,多创利润350万/T银×1.05394T=368.876万元。
附图说明
图1是本发明提高高浸渣浮选银回收率的方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明技术方案进行详细的描述。以下具体实施例仅用于更加清楚地说明本发明的技术方案,因此只作为示例,而不能以此来限制本发明的保护范围。
实施例1:如图1所示,一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,它包括如下步骤:
(1)将质量固液比为40:60高浸渣矿浆加入到浆化槽中,加入石灰调节pH值为5.5,按每吨高浸渣加入活性炭为1000克的比例加入活性炭,充分搅拌得到活性炭处理矿浆;
(2)将步骤(1)得到的活性炭处理矿浆加入到一号药剂浆化液搅拌槽,在一号药剂浆化液搅拌槽中加入硫化钠和六偏磷酸钠,每吨高浸渣加入硫化钠为1000克、六偏磷酸钠为120克,搅拌5.5分钟,得到一次药剂处理矿浆;
(3)将步骤(2)得到的一次药剂处理矿浆加入到二号药剂浆化液搅拌槽,在二号药剂浆化液搅拌槽中加入丁铵黑药和Z-200,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1500克、Z-200为100克,搅拌7.5分钟,得到二次药剂处理矿浆;
(4)将步骤(3)得到的二次药剂处理矿浆加入浮选机,采用粗选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、中矿再选的浮选工艺进行浮选;粗选之后得到粗选精矿和粗选尾矿,粗选精矿进入精选Ⅰ,粗选尾矿进入扫选Ⅰ;精选Ⅰ之后得到精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ中矿,扫选Ⅰ之后得到扫选Ⅰ中矿和扫选Ⅰ尾矿,精选Ⅰ的中矿和扫选Ⅰ的中矿合并进入中矿再选,中矿再选之后得到再选中矿和再选尾矿,再选中矿进入精选Ⅰ,再选尾矿返回扫选Ⅰ;精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ,精选Ⅱ之后得到银精矿和精选Ⅱ中矿,精选Ⅱ中矿返回精选Ⅰ;扫选Ⅰ尾矿进入扫选Ⅱ,扫选Ⅱ之后得到扫选Ⅱ中矿和扫选Ⅱ尾矿,扫选Ⅱ中矿返回扫选Ⅰ;扫选Ⅱ尾矿进入扫选Ⅲ,扫选Ⅲ之后得到扫选Ⅲ中矿和尾矿,扫选Ⅲ中矿返回扫选Ⅱ;精选Ⅰ、精选Ⅱ和中矿再选均不加药剂;扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为750克、硫化钠为500克,搅拌2分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为500克、硫化钠为400克,搅拌2分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为250克、硫化钠为200克,搅拌2分钟。
本实施例中,高浸渣原矿为品位是200.8g/T,尾矿含银50.8g/T,银回收率为74.7%;银精矿含Ag为7500g/T。
实施例2:本实施例工艺流程与实施例1相同,不同的是工艺参数有所区别,具体的技术方案如下:一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,它包括如下步骤:
(1)将质量固液比为40:58高浸渣矿浆加入到浆化槽中,加入石灰调节pH值为5,按每吨高浸渣加入活性炭为1100克的比例加入活性炭,充分搅拌得到活性炭处理矿浆;
(2)将步骤(1)得到的活性炭处理矿浆加入到一号药剂浆化液搅拌槽,在一号药剂浆化液搅拌槽中加入硫化钠和六偏磷酸钠,每吨高浸渣加入硫化钠为900克、六偏磷酸钠为125克,搅拌6分钟,得到一次药剂处理矿浆;
(3)将步骤(2)得到的一次药剂处理矿浆加入到二号药剂浆化液搅拌槽,在二号药剂浆化液搅拌槽中加入丁铵黑药和Z-200,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1300克、Z-200为95克,搅拌6分钟,得到二次药剂处理矿浆;
(4)将步骤(3)得到的二次药剂处理矿浆加入浮选机,采用粗选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、中矿再选的浮选工艺进行浮选;扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为900克、硫化钠为450克,搅拌1.5分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为400克、硫化钠为500克,搅拌2.5分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为200克、硫化钠为250克,搅拌1.5分钟。
本实施例中,高浸渣原矿为品位是200.8g/T,尾矿含银52.3g/T,银回收率为73.9%;银精矿含Ag为8000g/T。
实施例3:本实施例工艺流程与实施例1相同,不同的是工艺参数有所区别,具体的技术方案如下:一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,它包括如下步骤:
(1)将质量固液比为40:62高浸渣矿浆加入到浆化槽中,加入石灰调节pH值为6,按每吨高浸渣加入活性炭为900克的比例加入活性炭,充分搅拌得到活性炭处理矿浆;
(2)将步骤(1)得到的活性炭处理矿浆加入到一号药剂浆化液搅拌槽,在一号药剂浆化液搅拌槽中加入硫化钠和六偏磷酸钠,每吨高浸渣加入硫化钠为1300克、六偏磷酸钠为115克,搅拌5分钟,得到一次药剂处理矿浆;
(3)将步骤(2)得到的一次药剂处理矿浆加入到二号药剂浆化液搅拌槽,在二号药剂浆化液搅拌槽中加入丁铵黑药和Z-200,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1700克、Z-200为105克,搅拌8分钟,得到二次药剂处理矿浆;
(4)将步骤(3)得到的二次药剂处理矿浆加入浮选机,采用粗选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、中矿再选的浮选工艺进行浮选;扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为600克、硫化钠为750克,搅拌2.5分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为600克、硫化钠为300克,搅拌1.5分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为300克、硫化钠为150克,搅拌2.5分钟。
本实施例中,高浸渣原矿为品位是200.8g/T,尾矿含银53.1g/T,银回收率为73.5%;银精矿含Ag为8200g/T。
最后应当说明的是,以上具体实施例仅用以说明本发明的技术方案,而非对本发明保护范围的限制,本领域的普通技术人员对本发明的技术方案进行的简单修改或者等同替换,均不脱离本发明技术方案的实质和范围。
Claims (7)
1.一种提高高浸渣浮选银回收率的方法,它包括如下步骤:
(1)将质量固液比为40:56-64高浸渣矿浆加入到浆化槽中,加入石灰调节pH值为5-6,按每吨高浸渣加入活性炭为900-1100克的比例加入活性炭,充分搅拌得到活性炭处理矿浆;
(2)将步骤(1)得到的活性炭处理矿浆加入到一号药剂浆化液搅拌槽,在一号药剂浆化液搅拌槽中加入硫化钠和六偏磷酸钠,每吨高浸渣加入硫化钠为900-1500克、六偏磷酸钠为115-125克,搅拌5-6分钟,得到一次药剂处理矿浆;
(3)将步骤(2)得到的一次药剂处理矿浆加入到二号药剂浆化液搅拌槽,在二号药剂浆化液搅拌槽中加入丁铵黑药和Z-200,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1200-1800克、Z-200为95-105克,搅拌7-8分钟,得到二次药剂处理矿浆;
(4)将步骤(3)得到的二次药剂处理矿浆加入浮选机,采用粗选、精选Ⅰ、精选Ⅱ、扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、中矿再选的浮选工艺进行浮选。
2.根据权利要求1所述提高高浸渣浮选银回收率的方法,其特征在于:步骤(4)中,粗选之后得到粗选精矿和粗选尾矿,粗选精矿进入精选Ⅰ,粗选尾矿进入扫选Ⅰ;精选Ⅰ之后得到精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ中矿,扫选Ⅰ之后得到扫选Ⅰ中矿和扫选Ⅰ尾矿,精选Ⅰ的中矿和扫选Ⅰ的中矿合并进入中矿再选,中矿再选之后得到再选中矿和再选尾矿,再选中矿进入精选Ⅰ,再选尾矿返回扫选Ⅰ;精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ,精选Ⅱ之后得到银精矿产品和精选Ⅱ中矿,精选Ⅱ中矿返回精选Ⅰ;扫选Ⅰ尾矿进入扫选Ⅱ,扫选Ⅱ之后得到扫选Ⅱ中矿和扫选Ⅱ尾矿,扫选Ⅱ中矿返回扫选Ⅰ;扫选Ⅱ尾矿进入扫选Ⅲ,扫选Ⅲ之后得到扫选Ⅲ中矿和浮选尾矿,扫选Ⅲ中矿返回扫选Ⅱ。
3.根据权利要求2所述提高高浸渣浮选银回收率的方法,其特征在于:精选Ⅰ、精选Ⅱ和中矿再选均不加药剂;扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为600-900克、硫化钠为450-750克,搅拌1.5-2.5分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为400-600克、硫化钠为300-500克,搅拌1.5-2.5分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为200-300克、硫化钠为150-250克,搅拌1.5-2.5分钟。
4.根据权利要求3所述提高高浸渣浮选银回收率的方法,其特征在于:步骤(1)中,按每吨高浸渣加入活性炭为1000克的比例在浆液中加入活性炭。
5.根据权利要求4所述提高高浸渣浮选银回收率的方法,其特征在于:步骤(2)中,每吨高浸渣加入硫化钠为1000克、六偏磷酸钠为120克。
6.根据权利要求5所述提高高浸渣浮选银回收率的方法,其特征在于:步骤(3)中,每吨高浸渣加入丁铵黑药为1500克、Z-200为100克。
7.根据权利要求6所述提高高浸渣浮选银回收率的方法,其特征在于:扫选Ⅰ每吨高浸渣加入丁铵黑药为750克、硫化钠为500克,搅拌2分钟;扫选Ⅱ每吨高浸渣加入丁铵黑药为500克、硫化钠为400克,搅拌2分钟;扫选Ⅲ每吨高浸渣加入丁铵黑药为250克、硫化钠为200克,搅拌2分钟。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011113913.6A CN112337653A (zh) | 2020-10-18 | 2020-10-18 | 一种提高高浸渣浮选银回收率的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011113913.6A CN112337653A (zh) | 2020-10-18 | 2020-10-18 | 一种提高高浸渣浮选银回收率的方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN112337653A true CN112337653A (zh) | 2021-02-09 |
Family
ID=74362118
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202011113913.6A Pending CN112337653A (zh) | 2020-10-18 | 2020-10-18 | 一种提高高浸渣浮选银回收率的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN112337653A (zh) |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE19710529A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-17 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung |
CN102205280A (zh) * | 2011-05-05 | 2011-10-05 | 赤峰中色库博红烨锌业有限公司 | 提高高浸渣浮选银回收率的方法 |
CN102728476A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-10-17 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法 |
CN102899499A (zh) * | 2012-09-28 | 2013-01-30 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 锌冶炼酸浸渣贵金属回收工艺及装置 |
CN103215456A (zh) * | 2013-04-28 | 2013-07-24 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 通过提高入选浓度来提高银精矿银回收率的方法 |
-
2020
- 2020-10-18 CN CN202011113913.6A patent/CN112337653A/zh active Pending
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE19710529A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-17 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung |
CN102205280A (zh) * | 2011-05-05 | 2011-10-05 | 赤峰中色库博红烨锌业有限公司 | 提高高浸渣浮选银回收率的方法 |
CN102728476A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-10-17 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法 |
CN102899499A (zh) * | 2012-09-28 | 2013-01-30 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 锌冶炼酸浸渣贵金属回收工艺及装置 |
CN103215456A (zh) * | 2013-04-28 | 2013-07-24 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 通过提高入选浓度来提高银精矿银回收率的方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
刘玉芹等: ""湿法炼锌高浸渣浮选回收银的生产实践"", 《中国有色冶金》 * |
李龙等: ""从湿法炼锌高浸渣回收银锌的生产实践"", 《中国有色冶金》 * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN109351465B (zh) | 一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法 | |
CN106513181B (zh) | 一种硫化矿含金矿石的浮选方法 | |
CN113976307B (zh) | 一种难选硫化铅锌矿的浮选分离方法及其闪锌矿抑制剂 | |
CN101927213A (zh) | 一种辉钼矿与方铅矿的浮选分离方法 | |
CN110465411B (zh) | 铜铅硫化矿物的优先浮选方法 | |
CN104998758B (zh) | 一种硫化铜镍‑铂族金属矿选矿降镁的方法 | |
CN103212480A (zh) | 一种铜精矿浸出渣的处理方法 | |
CN111054514A (zh) | 一种金矿选金的方法 | |
CN102134653B (zh) | 处理难选含铜硫化金矿石选冶联合工艺 | |
CN102703690A (zh) | 一种联合处理高硅铁复杂氧化锌贫矿选矿的方法 | |
CN107185705B (zh) | 一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法 | |
CN113856911A (zh) | 高硫铜金银矿选矿方法 | |
CN111229473B (zh) | 一种铋硫分离过程中银导向回收选矿方法 | |
CN113976331B (zh) | 通过浮选传质动力学调控制备高纯硫铁矿的方法 | |
CN111482278A (zh) | 一种氧化铜矿浮选方法 | |
CN112337653A (zh) | 一种提高高浸渣浮选银回收率的方法 | |
CN105567992A (zh) | 一种降低难处理金矿热压氧化酸中和成本的方法 | |
CN105834010A (zh) | 一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法 | |
CN101935764A (zh) | 一种被脉石包裹金的提取工艺 | |
CN115254396A (zh) | 一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分方法 | |
CN116174141A (zh) | 一种回收黄金尾矿中高硫包裹型金的选冶联合工艺 | |
CN114950724A (zh) | 一种复杂白钨矿常温回收有价组分的选矿方法 | |
CN103230839A (zh) | 金精矿浮氰浮综合回收生产方法 | |
CN114774687A (zh) | 从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法 | |
CN113893955A (zh) | 从含金锌铁多金属尾矿中回收金锌的选矿方法 |
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 |
Application publication date: 20210209 |
|
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |