某砂岩型低品位氧化铅锌矿选矿工艺.pdf

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第6 2 卷第3 期 2010 年8 月 有色金属 N o n f e r r o u sM e t a l s V o L6 2 .N o .3 A u g .2010 某砂岩型低品位氧化铅锌矿选矿工艺 谭欣1 ”,何发钰2 ,吴卫国2 ,魏明安2 ,孙传尧2 1 .北京科技大学土木与环境工程学院,北京10 0 0 8 3 ; 2 .北京矿冶研究总院矿物加工科学与技术国家重点实验室,北京10 0 0 4 4 摘要研究云南某砂岩型低品位复杂难处理氧化铅锌矿的选矿富集新工艺。确定的工艺流程为“预先分级磨矿一混合浮 选硫化铅和黄铁矿然后分离一混合浮选尾矿浮选硫化锌一硫化锌浮选尾矿磁选回收褐铁矿一磁选尾矿依次浮选氧化铅和氧化 锌”。通过有效的组合调整剂和复合捕收剂实现了氧化铅锌矿物的不脱泥浮选回收。选矿富集的氧化锌精矿 磁选精矿 浮选精 矿 中的有价金属锌可以通过后续酸浸一萃取一电积工艺回收。 关键词选矿工程;氧化铅锌矿石;不脱泥浮选;砂岩型;褐铁矿;浮选药剂 中圈分类号T D 9 2 3 ;T D 9 5 2文献标识码A文章编号1 0 0 1 0 2 1 1 2 0 1 0 0 3 一o l l 5 一0 8 我国西南、西北地区储藏有大量的中低品位氧 化锌矿资源,由于技术手段的限制,目前只能开采利 用含锌大于2 0 %的矿石。对于含锌1 0 %以下的低 品位矿石,尚没有成熟可靠的工艺技术,单独选矿分 离富集为合格的氧化锌精矿在经济上存在困难,锌 回收率低 一般氧化锌选矿回收率只有5 0 %~ 6 0 % ,而直接进行湿法冶炼,存在冶炼酸耗高,液 固分离困难等,因此,至今尚未得到大规模开采利 用。因此,对于此类资源,研究开发锌冶炼行业迫切 需要的共性技术,市场技术需求很大。近年来,北京 矿冶研究总院在大量试验研究基础上,开发了正反 浮选、强化浸出等选冶联合工艺技术,提高了锌的回 收率,降低了酸耗,为我国低品位氧化锌矿的综合利 用提供了新的工艺路线。该技术的最大特点是突破 了传统选矿、冶炼单独考虑的思路,进行选冶联合, 首先采用选矿抛废,提高锌品位,降低高酸耗的脉石 成分,然后采用强化浸出等冶炼技术生产电锌。介 绍以选冶新工艺技术处理云南某铅锌矿的砂岩型低 品位氧化铅锌矿石的选矿新技术研究。 1试验矿样 1 .1 矿石化学成分与矿物组成 试验矿样为该铅锌矿的砂岩型铅锌矿石,化学 成分见表l ,铅和锌的物相组成分别见表2 和表3 。 由表1 、表2 和表3 可知,矿石中铅、锌含量都不高, 铅、锌的品位分别为0 .9 5 %和5 .8 4 %。矿石中S i O , 含量达5 1 .9 8 %,A 1 2 0 3 的含量达4 .1 6 %,而C a O 含 量只有1 0 .5 4 %,S 含量只有2 .0 4 %。可以推断,矿 表1 原矿化学成分 T a b l e1C h e m i c a lc o m p o s i t i o no f1 x i n o f - m i n eo r e I 单位为 g t 。 收稿日期2 0 0 8 1 0 2 7 基金项目国家9 7 3 科技计划课题 2 0 0 7 C B 6 1 3 6 0 2 ;国家“十一五” 科技支撑计划课题 2 0 0 6 B A B 0 2 A 1 0 作者简介谭欣 1 9 6 8 一 。男,长沙市人.教授级高工,博士生,主 要从事难选多金属矿的选矿等方面的研究。 孙传尧 1 9 4 4 一 ,男,黑龙江佳木斯市人,教授,博士生 导师.中国工程院院士,主要从事矿物加工科学与技术 等方面的研究。 表2 原矿中铅的化学物相 T a b l e2M i n e r a lc o m p o s i t i o no fl e a d i nr n n .o f - m i n eo r e 塑型塑里壁堕塑查塑笙塑堡 P b 含量/%0 .0 2 0 .6 30 .2 20 .0 9 铅占有宰/%2 .0 86 5 .6 2 2 2 .9 29 .3 8 合计 O .9 6 1 0 0 .0 0 1 碳酸铅中铅为包括了所有碳酸盐矿物中的铅。 万方数据 1 1 6 有色金属第6 2 卷 1 碳酸锌中锌为包括了所有碳酸盐矿物中的锌。 石中碱性脉石矿物和硫化物含量不高,而铝硅酸盐 矿物含量较高。矿石氧化程度深,锌的氧化率为 7 6 .8 4 %,铅的氧化率为7 7 .0 8 %。矿石中含有锌的 易溶性盐类,褐铁矿及锌硅酸盐矿物锌的占有率都 比较高,这些都会影响矿石中有价金属的回收利用。 1 .2 矿物组成 对试验矿样 原矿 按金属矿物和脉石矿物两 类分别进行较为详细的矿物组成研究,结果见表4 。 表4 原矿矿物组成 T a b l e4M i n e r a lc o m p o s i t i o no fr u n o f - m i n eo r e 注磁铁矿、赤铁矿的含量很低,白云石的含量很低。 从矿物组成可知,矿石中氧化铅和氧化锌矿物 种类多而复杂,尤其是氧化锌矿物更为复杂,水溶 锌、褐铁矿和硅锌矿所占比例较大,这部分锌在浮选 过程中属较难浮的氧化锌矿物。此外,矿石中黏土 矿物的含量较高,不仅会恶化选矿工艺流程,而且影 响矿样的渗透性,因此无论对选矿工艺还是堆浸都 不利。矿石中碱性脉石矿物的存在,不仅对酸浸非 常不利,而且进一步增加了铅、锌氧化矿物的分选难 度,因此,该矿较为难选。对该类型矿石来说,要想 获得理想的综合回收指标,开展选矿新技术、新方法 的研究是十分必要的。 1 .3 主要矿物的嵌布特征 该矿石的氧化程度深,矿物组成、交代关系、铅 锌的赋存状态十分复杂。锌的独立矿物主要为菱锌 矿,其次为闪锌矿、异极矿、锌矾、皓矾、铁菱锌矿。 含锌矿物主要有褐铁矿、铅铁矾、方解石等。铅的独 立矿物主要为白铅矿,其次为方铅矿、铅矾、铅铁矾。 含铅矿物主要有褐铁矿、菱锌矿等。硫矿物主要为 黄铁矿,其次有少量的白铁矿及胶状黄铁矿。脉石 矿物主要为石英及方解石,其他脉石矿物还有黏土 矿物、绢云母、白云母、重晶石、白云石、天青石、菱锶 矿、石膏、钾长石、钠长石、金红石等。 菱锌矿是矿石中最主要的锌矿物,其产出粒度 不均匀,一般为0 .0 1 0 0 .8 3 3 m m 。主要呈不规则 状、网脉状、脉状嵌布于脉石矿物中。在菱锌矿中常 可见闪锌矿交代残留体及重晶石包体,包体粒度一 般为0 .0 0 5 ~0 .0 2 5 r a m 。菱锌矿常与异极矿紧密连 生,形成复杂的镶嵌关系。菱锌矿常充填胶结在石 英颗粒间隙或裂隙中,形成较复杂的形态特征,部分 呈胶状嵌布于褐铁矿中。少量菱锌矿中可见白铅矿 包体,其粒度一般为0 .0 0 5 ~0 .0 1 5 m m ,这部分白铅 矿与菱锌矿难以单体分离,会增加铅、锌的选矿分离 难度。 闪锌矿是矿石中最主要的硫化锌矿物,其嵌布 粒度一般为0 .0 1 0 ~0 .4 1 7 m m 。主要呈不规则状嵌 布在脉石矿物中,其次呈星点状、浸染状产出。闪锌 矿和菱锌矿、异极矿关系紧密,常以集合体的形式嵌 布在脉石矿物中。由于氧化交代作用的结果,闪锌 矿常呈交代残余结构,部分呈星点状、蠕虫状嵌布于 菱锌矿中。少量闪锌矿与黄铁矿、方铅矿紧密共生, 在黄铁矿中还可见闪锌矿包体,其粒度一般为 0 .0 0 5 0 .0 1 5 m m 。这部分闪锌矿难与黄铁矿单体 解离。 异极矿是矿样中最主要的锌的硅酸盐类矿物, 其嵌布粒度一般为0 .0 0 5 0 .4 1 7 m m 。主要呈不规 则状、粒状、脉状嵌布在脉石矿物中,其次呈自形、半 自形晶结构。异极矿与菱锌矿关系比较密切,常紧 密共生以集合体的形式嵌布于脉石矿物中,部分异 极矿与重晶石、菱锌矿、菱锶矿一起以集合体的形式 万方数据 第3 期谭欣等某砂岩型低品位氧化铅锌矿选矿工艺 1 1 7 产出。 白铅矿是矿石中最主要的铅的氧化矿物,其嵌 布粒度一般为0 .0 1 0 0 .4 1 7 m m 。主要呈不规则状 产出。白铅矿与方铅矿关系十分密切,多交代方铅 矿形成镶边结构、交代残余结构,部分沿方铅矿集合 体裂隙或晶面交代,形成复杂的镶嵌关系。在白铅 矿中多见方铅矿残留体,此时方铅矿呈星点状、不规 则状浸染分布在白铅矿中。少量白铅矿与闪锌矿、 黄铁矿伴生在一起,偶尔还可见闪锌矿包体。部分 白铅矿还含有少量C a O 。 方铅矿是矿石中主要硫化铅矿物,其嵌布粒度 较细,一般为0 .0 0 5 ~0 .4 1 7 m m 。方铅矿主要呈不 规则状嵌布于脉石矿物中。方铅矿与白铅矿关系十 分密切,多与自铅矿紧密伴生以集合体的形式产出, 在白铅矿中常可见方铅矿残余体,这些残余体部分 呈星点状浸染分布于白铅矿中,形成极复杂的镶嵌 关系。少量方铅矿与黄铁矿、闪锌矿紧密地共生在 一起。 褐铁矿是矿石中主要含铅、锌的载体矿物之一, 其嵌布粒度一般为0 .0 1 0 0 .6 m m 。褐铁矿主要呈 不规则状、蜂窝状、脉状、网脉状嵌布在脉石矿物中, 也常嵌布在石英角砾间隙或裂隙中。褐铁矿与铁菱 锌矿、黄铁矿关系比较密切,铁菱锌矿常以不规则状 与褐铁矿紧密共生以集合体的形式嵌布于脉石矿物 中,黄铁矿常呈残余体嵌布在褐铁矿中。 黄铁矿、白铁矿主要呈不规则状、脉状嵌布在脉 石矿物及其集合体间隙中。黄铁矿与闪锌矿、方铅 矿、褐铁矿关系比较密切,常与闪锌矿、方铅矿紧密 共生,在褐铁矿中以残余体的形式产出。部分黄铁 矿以微细粒浸染分布在脉石矿物中。黄铁矿的嵌布 粒度较细,一般为0 .0 0 5 ~0 .4 1 7 m m 。 方解石是矿石中最重要的脉石矿物之一,是影 响选矿工艺的重要组份。方解石与菱锌矿、白铅矿 关系十分密切,方解石角砾间隙多被菱锌矿充填,白 铅矿也常嵌布在方解石集合体裂隙中,部分方解石 以土状产出,这些更增加了选矿回收锌、铅的难度。 扫描电镜能谱分析结果表明,方解石中除含少量 M g O ,M n O ,F e O 外,还常含有少量锌。这部分锌多 损失于尾矿中,难以综合回收。 2 选矿工艺试验结果与讨论 2 .1 试验方案的选择 由工艺矿物学研究结果可知,该矿石高度氧化, 围岩以石英砂岩为主。其特点是 1 铅、锌氧化率 高; 2 矿石中含有一定量的铅、锌硫化物; 3 几种 主要金属矿物的粒度比较细,而且,铅、锌矿物与黄 铁矿等矿物嵌布关系密切; 4 黏土矿物及褐铁矿 含量较高,且与铅、锌矿物的关系密切; 5 矿石中 含有一定量的水溶锌和碱性脉石矿物。张心平 等。。曾对兰坪氧化铅锌矿采用先依次优先浮选硫 化铅、黄铁矿和硫化锌,硫化锌浮选尾矿脱泥后再浮 选氧化锌的“先硫后氧”方案较好地浮选回收了矿 石中的铅和锌。根据试验用矿石的特点,研究中采 用改进的“先硫后氧”方案,即预先分级磨矿后混合 浮选硫化铅和黄铁矿然后分离,混合浮选尾矿浮选 硫化锌,硫化锌浮选尾矿磁选回收褐铁矿,磁选尾矿 再依次浮选氧化铅和氧化锌。所用工艺流程特点 为 1 利用方铅矿、黄铁矿在一定p H 值下易浮的 特点,采取铅硫混选,可减少黄铁矿对硫化锌、氧化 铅锌浮选的影响; 2 在氧化铅锌矿浮选之前磁选 回收褐铁矿,既可回收部分难选的氧化铅锌矿物,又 可减少褐铁矿化的矿泥对后续氧化铅锌矿浮选的影 响; 3 不脱泥浮选氧化铅锌矿物。 2 .2 硫化矿浮选试验 试验流程见图1 ,试验结果见表5 。结果表明, 矿石中的硫化铅可浮性较好,但部分硫化锌和黄铁 矿较为难浮,可能是矿石的高氧化率所致。 表5 硫化矿浮选试验结果 T a b l e5R e s u l t so ff l o t a t i o no fs u l p h i d e si nt h eo r e 2 .3 氧化铅锌矿的选矿新工艺 2 .3 .1 氧化铅浮选试验。目前,该矿对于含铅2 % 左右的中高品位氧化矿中的氧化铅没有进行回收, 研究中对含铅 1 %的低品位氧化矿进行了氧化铅 的浮选试验研究,最终确定了较为有效的氧化铅浮 万方数据 有色金属第6 2 卷 选条件,其工艺条件见图2 。氧化铅浮选给矿为硫 化锌浮选尾矿。结果表明,该矿石中的氧化铅矿物 石灰1 0 0 可浮性较差。氧化铅浮选药剂用量较大,铅精矿品 位和回收率不易提高。 丁基黄药1 Z n s 精矿中矿7 图1 硫化矿浮选试验流程 F i g .1 F l o t a t i o nf l o w s h e e to fs u l p h i d e si nt h eo r e 给矿 P i g 精矿中矿t 图2 氧化铅浮选试验流程 F i g .2 F l o t a t i o nf l o w s h e e to fl e a do x i d e si nt h eo r e 2 .3 .2 氧化锌浮选试验。氧化锌浮选的工艺条件氧化锌浮选给矿为氧化铅浮选尾矿。 见图3 ,在此工艺条件下进行了各药剂用量试验。 2 5 2 0 万方数据 第3 期 谭欣等某砂岩型低品位氧化铅锌矿选矿工艺 1 1 9 表6 氧化铅浮选试验结果 T a b l e6F l o t a t i o nr e s u l t so fI e a do x i d e s 给矿 N z O 粗精矿尾矿 图3 氧化锌浮选试验流程 F i g .3 F l o t a t i o nf l o w s h e e to fz i n co x i d e si nt h eo r e 1 粗选调整剂六偏磷酸钠用量试验。在碳酸 钠用量5 0 0 9 /t ,硫化钠用量2 5 0 0 1 0 0 0 9 /t ,捕收剂 B K 一4 2 8 用量1 5 0 7 5 9 /t 条件下,进行粗选调整剂 六偏磷酸钠用量试验,试验条件见图3 ,试验结果见 图4 。由图6 试验结果可见,当六偏磷酸钠用量为 8 0 0 2 0 0 9 /t 时,氧化锌粗精矿品位略有降低,但氧 化锌浮选作业回收率达最高为8 7 .2 2 %,因而确定 粗选六偏磷酸钠用量为8 0 0 2 0 0 9 /t 。 学 、 趔 哩 图4 粗选六偏磷酸钠用■试验结果 粗H 2 0 0 9 /t F i g .4 T e s tr e s u l t so fs o d i u mh e x a m e t a p h o s p h a t e d o s a g ei nr o u g h e r 术 、 埒 擎 匾 2 粗选硫化钠用量试验。在六偏磷酸钠用量 8 0 0 2 0 0 9 /t ,碳酸钠用量5 0 0 9 /t ,捕收剂B K 一4 2 8 用量1 5 0 7 5 9 /t 条件下,进行粗选硫化剂硫化钠用 量试验,试验条件见图3 ,试验结果见图5 。 承 、 静 餐 豆 缁 趔 疃 2 0 0 0 10 0 02 5 0 0 10 0 03 0 C n - l5 0 04 0 { D 2 C t [ 】f 6 0 f l h - 2 0 0 f 粗选N a 2 s 用量, g 。r .1 图5 粗选N a S 用量试验结果 F i g .5 T e s tr e s u l t so fN a 2Sd o s a g ei nr o u g h e r 由图5 试验结果可见,当硫化钠用量为4 0 0 0 2 0 0 0 9 /t 时,氧化锌粗精矿品位为1 3 .9 7 %,氧化锌 浮选作业回收率达到9 1 .1 8 %,因而确定粗选硫化 钠用量为4 0 0 0 2 0 0 0 9 /t 。 3 粗选调整剂碳酸钠用量试验。在六偏磷酸 钠用量8 0 0 9 /t ,硫化钠用量4 0 0 0 2 0 0 0 9 /t ,捕收剂 B K 一4 2 8 用量1 5 0 7 5 9 /t 条件下,进行粗选调整剂 碳酸钠用量试验,试验条件见图3 ,试验结果见图6 。 由图6 试验结果可见,碳酸钠对氧化锌粗选影 响不大,但考虑到闭路循环过程中会产生一定量的 矿泥,因此粗选碳酸钠用量暂定为5 0 0 9 /t 。 圣 、 爵 擎 国 懵 捌 哩 碳酸钠用量他‘r 1 图6 粗选碳酸钠用量试验结果 F i g .6 T e s tr e s u l t so fs o d i u mc a r b o n a t e d o s a g ei nr o u g h e r 2 .3 .3 磁选试验。矿石中褐铁矿含量较高,在浮选 过程中易于泥化,会污染罩盖在氧化铅锌矿物表面, 从而影响其可浮性,而且褐铁矿本身为浮游性较差 万方数据 1 2 0 有色金属第6 2 卷 的含铅锌矿物。因此,如果采用磁选回收褐铁矿,不 仅可以消除其对氧化铅锌矿浮选的不利影响,而且 还可以综合回收部分难选的氧化铅锌矿物,提高铅 锌的回收率。试验流程及结果分别见图7 和图8 。 磁选给矿为硫化矿混合浮选尾矿。 结果表明,随着磁场强度的增大,磁精矿中铅、 锌的回收率逐渐增加,而铅、锌的品位变化不大,当 磁场强度达到2 .O T 即1 5 9 1 K A /m ,此时磁精矿含 铅1 .7 1 %,锌6 .4 0 %,铅、锌回收率分别为1 9 .2 6 % 给矿 磁选精矿磁选尾矿 图7 磁选试验流程 F i g .7 F l o w s h e e to fm a g n e t i cs e p a r a t i o n 和9 .7 8 %,继续增大磁场强度,铅、锌的回收率增加 幅度不大。因此,综合考虑铅、锌的品位和回收率, 磁场强度以2 .O T 左右为宜。 水 、 婚 善 互 镫 趔 。暑 .21 .41 .61 .8 2 .02 .2 磁场强度,r 图8 磁选试验结果 F i g .8 T e s tr e s u l t so fm a g n e t i cs e p a r a t i o n 2 .4 闭路浮选试验 根据上述条件试验,设计闭路浮选试验流程见 图9 ,浮选试验结果见表7 。 表7闭路浮选试验结果 T a b l e7 T e s tr e s u l t so fc l o s e dc i r c u i tf l o t a t i o n 3结论 1 试验矿样为低品位复杂难选氧化铅锌矿 石,其中铅、锌矿物较复杂,铅、锌氧化率分别为 7 7 .0 8 %和7 6 .8 4 %,异极矿 硅酸锌 含量较高,分 布率为1 4 .0 6 %,水溶锌 锌矾 中锌分布率为 2 .2 3 %,褐铁矿中铅、锌分布率分别为9 .3 8 %和 5 .4 9 %。 2 常规的硫化胺浮选法,不能有效浮选该矿 中氧化铅锌矿物,尤其是水溶锌、褐铁矿及硅酸锌 等矿物。 3 采用新型选矿工艺及组合浮选药剂制度, 实现了不脱泥回收氧化铅锌矿物,特别是回收了部 分难选异极矿和褐铁矿。铅总回收率为4 I .1 9 %, 锌总回收率达8 2 .4 8 %。 4 试验用矿石中的氧化铅矿物可浮性较差, 氧化铅精矿的品位和回收率不易提高,且药剂用量 较大。有待进一步研究氧化铅的高效回收方法。 万方数据 第3 期谭欣等某砂岩型低品位氧化铅锌矿选矿工艺 1 2 1 矿岩原矿 Z n O 浮选精矿 图9 闭路试验工艺流程 F i g .9 F l o w s h e e to fc l o s e dc i r c u i tf l o t a t i o n 尾矿 万方数据 1 2 2 有色金属 第6 2 卷 参考文献 [ 1 ] 张心平,邵广全,吴沛然,等.氧化铅锌矿石低温浮选工艺研究[ J ] .矿冶,2 0 0 3 ,1 2 1 2 1 2 5 ,4 7 . [ 2 ] 邵广全,李颖,张心平,等.低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究[ J ] .矿冶,2 0 0 6 ,1 5 3 2 1 2 6 . M i n e r a lP r o c e s s i n gT e c h n o l o g yo nS a n d s t o n eT y p eL o w - g r a d eL e a d - z i n cO x i d eO r e T A NX i n ’一,H EF a - y u 2 ,W UW e i .g u 0 2 ,W E /M i n g .a n 2 ,S U NC h Ⅱa n .Y 口D 2 1 .C i v i la n dE n v i r o n m e n t a lE n g i n e e r i n gS c h o o l ,U n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n dT e c h n o l o g yB e i j i n g ,B e i j i n g1 0 0 0 8 3 ,C h i n a ; 2 T h eS t a t eK e yL a b o r a t o r yo fM i n e r a lP r o c e s s i n g ,B e i j i n gG e n e r a lR e s e a r c hI n s t i t u t eo fM i n i n g M e t a l l u r g y ,B e i i i n g10 0 0 4 4 ;C h i n a A b s t r a c t T h en o v e lm i n e r a lp r o c e s s i n gt e c h n o l o g yonY u n n a ns a n d s t o n et y p el o w g r a d ec o m p l e xh a r d .p r o c e s s i n gl e a d . z i n co x i d eo r ei si n v e s t i g a t e d .T h eo r ed r e s s i n gt e c h n o l o g yi sd e v e l o p e d .t h eb u l kf l o t a t i o no fg a l e n aa n dp y r i t ea n d t h e ns e p a r a t e dt h e ma f t e rp r e c l a s s i f i c a t i o ng r i n d i n g ,f o l l o w e db yt h ef l o t a t i o no fs p h a l e r i t e .t h e nl i r a o n i t er e c o v e r e d w i t hm a g n e t i cs e p a r a t i o n ,a n df i n a l l yt h e s e l e c t i v ef l o t a t i o n o ft h el e a da n dz i n co x i d em i n e r a l sw i t h o u td e s l i m i n g r e a l i z e dw i t hc o m b i n a t i o no fm i x e dr e g u l a t o r sa n ds e l e c t i v ec o m p o s i t ec o l l e c t o r s .T h ev a l u a b l em e t a lZ ni nt h ez i n c o x i d ec o n c e n t r a t e s m a g n e t i cc o n c e n t r a t e f l o t a t i o nc o n c e n t r a t e o b t a i n e df r o mm i n e r a lp r o e e s s i n gc o u l db e a b s t r a c t e di nt h ef o l l o w i n gm e t a l l u r g i c a lp r o c e s sb ye m p l o y i n gat e c h n i q u eo fl e a c h i n g e x t r a c t i n g .e l e c t r o w i n n i n g . 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