JPH0450065B2 - - Google Patents
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- JPH0450065B2 JPH0450065B2 JP7724784A JP7724784A JPH0450065B2 JP H0450065 B2 JPH0450065 B2 JP H0450065B2 JP 7724784 A JP7724784 A JP 7724784A JP 7724784 A JP7724784 A JP 7724784A JP H0450065 B2 JPH0450065 B2 JP H0450065B2
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Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
〔産業上の利用分野〕
本発明は銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑
硫化鉱石から、銅精鉱、亜鉛精鉱を浮選分離する
優先浮選法において、硫化銅鉱物を浮遊させなが
ら、硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を選択的に抑制す
る方法の改良に関するものである。 〔従来の技術〕 従来、このような銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を
含む複雑硫化鉱石中の硫化銅鉱物を浮遊させなが
ら硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を選択的に抑制する
方法として、鉱液を石灰等によるPH調整後、青化
ソーダおよび硫酸亜鉛を添加する方法と、特公昭
37−15310号公報に示されるような硫化ソーダと
亜硫酸ガスを併用する方法があつた。 しかしこのうち前者の青化ソーダ、硫酸亜鉛を
使用する方法は選択的抑制効果が弱く、特に斑銅
鉱、輝銅鉱などの二次銅鉱物を含む場合には殆ん
ど抑制効果がない欠点があり、後者の硫化ソー
ダ、亜硫酸ガスを併用する方法は、硫化亜鉛鉱物
と硫化鉄鉱物の抑制程度が等しい欠点があり、従
つて後工程での亜鉛活性化時に硫化鉄鉱の一部も
活性化されて亜鉛精鉱の品位が低下することを防
ぐために例えば第１図に示すような工程が必要で
あつた。即ち、原鉱石を磨鉱してバルク浮選によ
り脈石鉱物を除去して得た銅、亜鉛、バルク精鉱
中に含有する硫化鉄を銅、亜鉛の分離に先立つて
前以つて除去する工程を必要としていた。この従
来法による浮選結果を第１表に示す。
硫化鉱石から、銅精鉱、亜鉛精鉱を浮選分離する
優先浮選法において、硫化銅鉱物を浮遊させなが
ら、硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を選択的に抑制す
る方法の改良に関するものである。 〔従来の技術〕 従来、このような銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を
含む複雑硫化鉱石中の硫化銅鉱物を浮遊させなが
ら硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を選択的に抑制する
方法として、鉱液を石灰等によるPH調整後、青化
ソーダおよび硫酸亜鉛を添加する方法と、特公昭
37−15310号公報に示されるような硫化ソーダと
亜硫酸ガスを併用する方法があつた。 しかしこのうち前者の青化ソーダ、硫酸亜鉛を
使用する方法は選択的抑制効果が弱く、特に斑銅
鉱、輝銅鉱などの二次銅鉱物を含む場合には殆ん
ど抑制効果がない欠点があり、後者の硫化ソー
ダ、亜硫酸ガスを併用する方法は、硫化亜鉛鉱物
と硫化鉄鉱物の抑制程度が等しい欠点があり、従
つて後工程での亜鉛活性化時に硫化鉄鉱の一部も
活性化されて亜鉛精鉱の品位が低下することを防
ぐために例えば第１図に示すような工程が必要で
あつた。即ち、原鉱石を磨鉱してバルク浮選によ
り脈石鉱物を除去して得た銅、亜鉛、バルク精鉱
中に含有する硫化鉄を銅、亜鉛の分離に先立つて
前以つて除去する工程を必要としていた。この従
来法による浮選結果を第１表に示す。
この発明は上記の欠点を解消し、斑銅鉱、輝銅
鉱などの二次銅鉱物を含む場合にも効果的に、し
かも後工程での亜鉛活性時に硫化鉄鉱は容易に活
性化されず亜鉛鉱物のみ活性化されるように硫化
鉄鉱を亜鉛鉱物よりも一段強力に抑制して、前も
つて鉱亜鉛バルク精鉱中の硫化鉄鉱含有量を低下
させる工程の必要性を無くすることによつて、処
理工程を簡素化すると同時に銅亜鉛の損失を著し
く減少し、更に後工程で得られる亜鉛精鉱の品位
を上昇させることを目的とする。 〔問題点を解決するための手段〕 この目的を達成するために本発明は、銅、亜
鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石から銅精
鉱と亜鉛精鉱とを優先浮選分離する方法におい
て、磨鉱したままの原鉱と水からなる鉱液又はこ
の鉱液中の銅、亜鉛鉱物を総合優先浮選法で浮遊
させた銅、亜鉛硫化鉱の総合精鉱の鉱液の固体濃
度を45〜80重量％とし、硫化ソーダを鉱石トン当
り0.2〜３Kg添加してコンデイシヨニングした後、
硫酸亜鉛を前記硫化ソーダの1.5〜3.5倍量と、亜
硫酸ガスを鉱石トン当り1.5〜10Kg添加し、空気
を鉱石トン当り50m3以上吹込んでさらにコンデイ
シヨニングを行ない、次いで捕収剤、起泡剤等の
浮選試薬を添加して銅精鉱と亜鉛精鉱とを浮選分
離するようにしたものである。 本発明は銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑
硫化鉱石を磨鉱したものに直接本発明方法を適用
して硫化銅鉱を浮鉱とし、硫化亜鉛鉱、硫化鉄
鉱、脈石鉱物を沈鉱として分離し夫々精選を行な
つて銅精鉱、亜鉛精鉱を回収することもできる
し、又原鉱石を磨鉱し総合優先浮選法で脈石鉱物
を沈鉱として分離し銅、亜鉛鉱物、硫化鉄鉱の一
部を浮鉱として回収したものに本発明方法を適用
することもできる。 〔作 用〕 本発明において原鉱石を磨鉱したままの鉱液又
はこれに総合優先浮選を行なつて得た総合精鉱の
鉱液の固体重量濃度は45〜80％となるように調整
することが必要である。45重量％以下だとコンデ
イシヨニングの際使用する夫々の薬剤の添加の効
果が十分期待できない。また80重量％以上になる
とコンデイシヨニングの時に鉱粒の正常な懸濁状
態が維持できなくなる。 硫化ソーダの添加必要量は鉱物の組成、鉱石の
酸化程度によつても異なり、斑銅鉱のような二次
銅鉱物の含有割合が多い程、また酸化が進んでい
るもの程多く必要であり、鉱石トン当り0.2〜３
Kgの添加が必要である。 硫化ソーダを添加した後５分間以上コンデイシ
ヨニングして十分鉱石粒子と接触させる。次いで
加える硫酸亜鉛の量は先に添加した硫化ソーダに
対し重量で1.5〜3.5倍量が必要であり、1.5倍以下
だと硫化亜鉛鉱の抑制が悪くなり、3.5倍以上で
はもはやそれ以上の効果は望めない。同時に添加
する亜硫酸ガス量は鉱石トン当り1.5〜10Kgが必
要で、添加はガスの状態で吹込んでも良く、また
水に溶かして添加しても良い。添加必要量は鉱物
の組成等によつて異なるが、1.5Kg以下だと硫化
亜鉛鉱の抑制が悪くなり、10Kg以上になると硫化
銅鉱も抑制されてくるので好ましくない。コンデ
イシヨニングは空気を吹込みながら行なうことが
必要で、空気の吹込量は前記試薬の添加量によつ
ても異なるが、鉱石トン当り50m3以上が必要であ
るが、200m3以上としても効果はもはや上昇しな
い。コンデイシヨニングの時間は空気の供給量に
よつても支持されるが、必要空気量が供給できる
時間が必要である。 この空気吹込のコンデイシヨニングを行なつた
後通常のPH調節剤、捕収剤、起泡剤等の浮選試薬
を添加して硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を抑制しな
がら硫化銅鉱物を浮遊させる選鉱を行ない、浮
鉱、沈鉱は更に必要な粗選、精選等を行なつて目
的とする銅精鉱、亜鉛精鉱を得ることができる。 〔実施例〕〔発明の効果〕 以下実施例について説明する。 実施例 １ この実施例に用いたカナダＡ鉱山産銅、亜鉛硫
化鉄鉱の化学分析値は、 Cu Zn Pb Ｓ Fe 1.66 2.23 0.06 31.26 27.21 SiO2 Al2O3 CaO MgO 12.8 3.75 1.78 3.85重量％ であり、本発明を適用した一例のフローシートを
第２図に示す。この鉱石中の銅分の約半分は斑銅
鉱、輝銅鉱として含まれており、従来の青化ソー
ダ、硫酸亜鉛法では亜鉛鉱物の抑制が不可能であ
る。更に硫化ソーダ、亜鉛酸ガス法では従来法と
して第１表に示した如く、23.42％Cuの銅精鉱が
52.57％の実収率で、50.35％Znの亜鉛精鉱が62.76
％の実収率で得られるのみにとどまり、銅実収
率、亜鉛実収率、亜鉛精鉱品位が低く不十分な選
鉱成績しか得られない。比較的選鉱の困難な鉱石
である。 本例では原鉱石を直接優先浮選法により処理し
た。先ず一次磨鉱工程で鉱石をボールミルにて−
44μm93％に湿式粉砕した後濃縮し、固体濃度60
重量％とした鉱液に、鉱石トン当り0.65Kgの硫化
ソーダを加えて10分間コンデイシヨニングし、次
いで鉱石トン当り1.1Kgの硫酸亜鉛（硫化ソーダ
の約1.7倍）と、鉱石トン当り亜硫酸ガス4.2Kgを
水溶液の形で添加しつつ、10m3／min・ｔの空気
を導入して10分間コンデイシヨニングを行なつ
た。その後消石灰でPH6.5に調節し、捕収剤とし
てエチルイソプロピルチオノカーバメイト（商品
名Ｚ−200ダウケミケル社製）と、起泡剤として
メチルイソブチルカービノル（以下MIBCと略
す）を添加して20分間銅浮選を行ない、浮鉱は二
次磨鉱後精選して銅精鉱とし、沈鉱と銅精選沈鉱
の一部は硫酸銅で亜鉛鉱物を活性浮遊させて精選
して亜鉛精鉱とし、沈鉱は尾鉱とした。 選鉱の成績を第２表に示す。
鉱などの二次銅鉱物を含む場合にも効果的に、し
かも後工程での亜鉛活性時に硫化鉄鉱は容易に活
性化されず亜鉛鉱物のみ活性化されるように硫化
鉄鉱を亜鉛鉱物よりも一段強力に抑制して、前も
つて鉱亜鉛バルク精鉱中の硫化鉄鉱含有量を低下
させる工程の必要性を無くすることによつて、処
理工程を簡素化すると同時に銅亜鉛の損失を著し
く減少し、更に後工程で得られる亜鉛精鉱の品位
を上昇させることを目的とする。 〔問題点を解決するための手段〕 この目的を達成するために本発明は、銅、亜
鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑硫化鉱石から銅精
鉱と亜鉛精鉱とを優先浮選分離する方法におい
て、磨鉱したままの原鉱と水からなる鉱液又はこ
の鉱液中の銅、亜鉛鉱物を総合優先浮選法で浮遊
させた銅、亜鉛硫化鉱の総合精鉱の鉱液の固体濃
度を45〜80重量％とし、硫化ソーダを鉱石トン当
り0.2〜３Kg添加してコンデイシヨニングした後、
硫酸亜鉛を前記硫化ソーダの1.5〜3.5倍量と、亜
硫酸ガスを鉱石トン当り1.5〜10Kg添加し、空気
を鉱石トン当り50m3以上吹込んでさらにコンデイ
シヨニングを行ない、次いで捕収剤、起泡剤等の
浮選試薬を添加して銅精鉱と亜鉛精鉱とを浮選分
離するようにしたものである。 本発明は銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑
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して硫化銅鉱を浮鉱とし、硫化亜鉛鉱、硫化鉄
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を沈鉱として分離し銅、亜鉛鉱物、硫化鉄鉱の一
部を浮鉱として回収したものに本発明方法を適用
することもできる。 〔作 用〕 本発明において原鉱石を磨鉱したままの鉱液又
はこれに総合優先浮選を行なつて得た総合精鉱の
鉱液の固体重量濃度は45〜80％となるように調整
することが必要である。45重量％以下だとコンデ
イシヨニングの際使用する夫々の薬剤の添加の効
果が十分期待できない。また80重量％以上になる
とコンデイシヨニングの時に鉱粒の正常な懸濁状
態が維持できなくなる。 硫化ソーダの添加必要量は鉱物の組成、鉱石の
酸化程度によつても異なり、斑銅鉱のような二次
銅鉱物の含有割合が多い程、また酸化が進んでい
るもの程多く必要であり、鉱石トン当り0.2〜３
Kgの添加が必要である。 硫化ソーダを添加した後５分間以上コンデイシ
ヨニングして十分鉱石粒子と接触させる。次いで
加える硫酸亜鉛の量は先に添加した硫化ソーダに
対し重量で1.5〜3.5倍量が必要であり、1.5倍以下
だと硫化亜鉛鉱の抑制が悪くなり、3.5倍以上で
はもはやそれ以上の効果は望めない。同時に添加
する亜硫酸ガス量は鉱石トン当り1.5〜10Kgが必
要で、添加はガスの状態で吹込んでも良く、また
水に溶かして添加しても良い。添加必要量は鉱物
の組成等によつて異なるが、1.5Kg以下だと硫化
亜鉛鉱の抑制が悪くなり、10Kg以上になると硫化
銅鉱も抑制されてくるので好ましくない。コンデ
イシヨニングは空気を吹込みながら行なうことが
必要で、空気の吹込量は前記試薬の添加量によつ
ても異なるが、鉱石トン当り50m3以上が必要であ
るが、200m3以上としても効果はもはや上昇しな
い。コンデイシヨニングの時間は空気の供給量に
よつても支持されるが、必要空気量が供給できる
時間が必要である。 この空気吹込のコンデイシヨニングを行なつた
後通常のPH調節剤、捕収剤、起泡剤等の浮選試薬
を添加して硫化亜鉛鉱物と硫化鉄鉱物を抑制しな
がら硫化銅鉱物を浮遊させる選鉱を行ない、浮
鉱、沈鉱は更に必要な粗選、精選等を行なつて目
的とする銅精鉱、亜鉛精鉱を得ることができる。 〔実施例〕〔発明の効果〕 以下実施例について説明する。 実施例 １ この実施例に用いたカナダＡ鉱山産銅、亜鉛硫
化鉄鉱の化学分析値は、 Cu Zn Pb Ｓ Fe 1.66 2.23 0.06 31.26 27.21 SiO2 Al2O3 CaO MgO 12.8 3.75 1.78 3.85重量％ であり、本発明を適用した一例のフローシートを
第２図に示す。この鉱石中の銅分の約半分は斑銅
鉱、輝銅鉱として含まれており、従来の青化ソー
ダ、硫酸亜鉛法では亜鉛鉱物の抑制が不可能であ
る。更に硫化ソーダ、亜鉛酸ガス法では従来法と
して第１表に示した如く、23.42％Cuの銅精鉱が
52.57％の実収率で、50.35％Znの亜鉛精鉱が62.76
％の実収率で得られるのみにとどまり、銅実収
率、亜鉛実収率、亜鉛精鉱品位が低く不十分な選
鉱成績しか得られない。比較的選鉱の困難な鉱石
である。 本例では原鉱石を直接優先浮選法により処理し
た。先ず一次磨鉱工程で鉱石をボールミルにて−
44μm93％に湿式粉砕した後濃縮し、固体濃度60
重量％とした鉱液に、鉱石トン当り0.65Kgの硫化
ソーダを加えて10分間コンデイシヨニングし、次
いで鉱石トン当り1.1Kgの硫酸亜鉛（硫化ソーダ
の約1.7倍）と、鉱石トン当り亜硫酸ガス4.2Kgを
水溶液の形で添加しつつ、10m3／min・ｔの空気
を導入して10分間コンデイシヨニングを行なつ
た。その後消石灰でPH6.5に調節し、捕収剤とし
てエチルイソプロピルチオノカーバメイト（商品
名Ｚ−200ダウケミケル社製）と、起泡剤として
メチルイソブチルカービノル（以下MIBCと略
す）を添加して20分間銅浮選を行ない、浮鉱は二
次磨鉱後精選して銅精鉱とし、沈鉱と銅精選沈鉱
の一部は硫酸銅で亜鉛鉱物を活性浮遊させて精選
して亜鉛精鉱とし、沈鉱は尾鉱とした。 選鉱の成績を第２表に示す。
【表】
第２表の結果から明らかなように本実施例によ
れば銅精鉱のCu品位24.76％で銅実収率82.71％、
亜鉛精鉱のZn品位56.84％で、亜鉛実収率78.43％
で、第１表に示すような従来法に比べて各精鉱の
品位も高く且つ実収率において格段の改善が認め
られる。 実施例 ２ 実施例１とほぼ同じカナダＡ鉱山産の銅、亜鉛
硫化鉄鉱石を一次磨鉱して−74μm75％まで湿式
粉砕した後、消石灰でPH12に調節し、捕収剤とし
てエチルイソプロピルチオノカーバメイトと、起
泡剤としてMIBCを使用して優先浮選を行ない、
銅、亜鉛硫化鉱と一部の硫化鉄鉱の総合精鉱を浮
鉱とし、残部の硫化鉄と脈石を尾鉱とし、この総
合精鉱に本発明の工程を適用した。このフローシ
ートを第３図に示す。前記総合精鉱を−44μm80
％に二次磨鉱した後濃縮し、固体濃度60重量％と
した鉱液に、総合精鉱トン当り1.0Kgの硫化ソー
ダを加えて10分間コンデイシヨニングし、次いで
総合精鉱トン当り1.7Kgの硫酸亜鉛（硫化ソーダ
の1.7倍）と同トン当り亜硫酸ガス5.8Kgを水溶液
の形で添加しながら10m3／min・ｔの空気を導入
して10分間コンデイシヨニングを行なつた。その
後消石灰でPH6.5に調節し、捕収剤としてＺ−
200、起泡剤としてMIBCを添加して20分間銅浮
選を行ない、浮鉱は三次磨鉱後精選して銅精鉱と
し、沈鉱と銅精選沈鉱の一部は硫酸銅で亜鉛鉱物
を活性浮遊させて精選して亜鉛精鉱とし、沈鉱は
硫化鉄精鉱として得た。 選鉱の成績を第３表に示す。
れば銅精鉱のCu品位24.76％で銅実収率82.71％、
亜鉛精鉱のZn品位56.84％で、亜鉛実収率78.43％
で、第１表に示すような従来法に比べて各精鉱の
品位も高く且つ実収率において格段の改善が認め
られる。 実施例 ２ 実施例１とほぼ同じカナダＡ鉱山産の銅、亜鉛
硫化鉄鉱石を一次磨鉱して−74μm75％まで湿式
粉砕した後、消石灰でPH12に調節し、捕収剤とし
てエチルイソプロピルチオノカーバメイトと、起
泡剤としてMIBCを使用して優先浮選を行ない、
銅、亜鉛硫化鉱と一部の硫化鉄鉱の総合精鉱を浮
鉱とし、残部の硫化鉄と脈石を尾鉱とし、この総
合精鉱に本発明の工程を適用した。このフローシ
ートを第３図に示す。前記総合精鉱を−44μm80
％に二次磨鉱した後濃縮し、固体濃度60重量％と
した鉱液に、総合精鉱トン当り1.0Kgの硫化ソー
ダを加えて10分間コンデイシヨニングし、次いで
総合精鉱トン当り1.7Kgの硫酸亜鉛（硫化ソーダ
の1.7倍）と同トン当り亜硫酸ガス5.8Kgを水溶液
の形で添加しながら10m3／min・ｔの空気を導入
して10分間コンデイシヨニングを行なつた。その
後消石灰でPH6.5に調節し、捕収剤としてＺ−
200、起泡剤としてMIBCを添加して20分間銅浮
選を行ない、浮鉱は三次磨鉱後精選して銅精鉱と
し、沈鉱と銅精選沈鉱の一部は硫酸銅で亜鉛鉱物
を活性浮遊させて精選して亜鉛精鉱とし、沈鉱は
硫化鉄精鉱として得た。 選鉱の成績を第３表に示す。
【表】
第３表の結果から判るように本実施例によれ
ば、Cu品位24.70％の銅精鉱が実収率約84％で、
Zn品位60.14％の亜鉛精鉱が実収率約82.34％で得
られ、品位においても従来法に比べて高く、実収
率においても極めて優れている。 以上説明したように、本発明による選鉱成績の
改善の結果は顕著で、得られた銅精鉱、亜鉛精鉱
の品位も優れ、しかも実収率においては従来法に
比して著しく向上し、経済的利益は大きなものが
ある。
ば、Cu品位24.70％の銅精鉱が実収率約84％で、
Zn品位60.14％の亜鉛精鉱が実収率約82.34％で得
られ、品位においても従来法に比べて高く、実収
率においても極めて優れている。 以上説明したように、本発明による選鉱成績の
改善の結果は顕著で、得られた銅精鉱、亜鉛精鉱
の品位も優れ、しかも実収率においては従来法に
比して著しく向上し、経済的利益は大きなものが
ある。
第１図は従来法による複雑硫化鉱石の浮選工程
図、第２図は本発明法による複雑硫化鉱石の浮選
法の一実施例の工程図、第３図は本発明法による
複雑硫化鉱石の浮選法の他の実施例の工程図であ
る。
図、第２図は本発明法による複雑硫化鉱石の浮選
法の一実施例の工程図、第３図は本発明法による
複雑硫化鉱石の浮選法の他の実施例の工程図であ
る。
Claims (1)
- １ 銅、亜鉛、鉄等の硫化鉱物を含む複雑硫化鉱
石から銅精鉱と亜鉛精鉱とを優先浮選分離する方
法において、磨鉱したまゝの原鉱と水からなる鉱
液又はこの鉱液中の銅、亜鉛鉱物を総合優先浮選
法で浮選させた銅、亜鉛硫化鉱の総合精鉱の鉱液
の固体濃度を45〜80重量％とし、硫化ソーダを鉱
石トン当り0.2〜３Kg添加してコンデイシヨニン
グした後、硫酸亜鉛を前記硫化ソーダの1.5〜3.5
倍量と、亜硫酸ガスを鉱石トン当り1.5〜10Kg添
加し、空気を鉱石トン当り50m3以上吹込んで更に
コンデイシヨニングを行ない、次いで捕収剤、起
泡剤等の浮選試薬を添加して銅精鉱と亜鉛精鉱と
を浮選分離することを特徴とする複雑硫化鉱の優
先浮選法。
Priority Applications (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP7724784A JPS60220155A (ja) | 1984-04-17 | 1984-04-17 | 複雑硫化鉱の優先浮選法 |
| CA000478781A CA1265876A (en) | 1984-04-17 | 1985-04-10 | Method of recovering copper and zinc concentrates from complex sulfide ores by differential flotation |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP7724784A JPS60220155A (ja) | 1984-04-17 | 1984-04-17 | 複雑硫化鉱の優先浮選法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS60220155A JPS60220155A (ja) | 1985-11-02 |
| JPH0450065B2 true JPH0450065B2 (ja) | 1992-08-13 |
Family
ID=13628525
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP7724784A Granted JPS60220155A (ja) | 1984-04-17 | 1984-04-17 | 複雑硫化鉱の優先浮選法 |
Country Status (2)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS60220155A (ja) |
| CA (1) | CA1265876A (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116060214A (zh) * | 2022-12-21 | 2023-05-05 | 昆明理工大学 | 一种高钙硅质氧化锌矿的多金属耦合活化浮选方法 |
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| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6041941A (en) * | 1997-06-26 | 2000-03-28 | Boc Gases Australia Limited | Reagent consumption in mineral separation circuits |
| AUPO788297A0 (en) * | 1997-07-14 | 1997-08-07 | Boc Gases Australia Limited | Recovery of pgm bearing minerals |
| AUPO788497A0 (en) * | 1997-07-14 | 1997-08-07 | Boc Gases Australia Limited | Method of improving the effectiveness of sulphoxy compounds in flotation circuits |
| RU2343987C1 (ru) * | 2007-04-04 | 2009-01-20 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Способ флотационного обогащения текущих шламов, получаемых при отмывке сульфидных полиметаллических или медно-цинковых руд |
| RU2343986C1 (ru) * | 2007-04-04 | 2009-01-20 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Способ флотационного обогащения лежалых шламов сульфидных полиметаллических или медно-цинковых руд |
| MX339441B (es) | 2009-12-04 | 2016-05-26 | Barrick Gold Corp | Separacion de minerales de cobre a partir de la pirita usando el tratamiento con aire-metabisulfito. |
| CN102225368A (zh) * | 2011-04-02 | 2011-10-26 | 吐鲁番雪银金属矿业股份有限公司 | 难选硫化矿高硫铜锌矿石浮选分离方法 |
| PH12011000130A1 (en) | 2011-04-20 | 2023-03-31 | Antonio M Ostrea | A system of gold and copper recovery from mixed oxide-sulfide copper ores and process therefor |
| CN103447154B (zh) * | 2013-08-23 | 2014-12-17 | 西北矿冶研究院 | 采用液体二氧化硫进行铜与铅锌分离的选矿方法 |
| CN103567075B (zh) * | 2013-11-08 | 2015-10-28 | 昆明川金诺化工股份有限公司 | 一种利用氟硅酸钠母液作硫化铁矿活化剂选硫的方法 |
| CN103657861B (zh) * | 2013-12-11 | 2015-07-22 | 广西大学 | 硫化镍矿物抑制剂的制备方法及其应用 |
| CN103752416A (zh) * | 2014-01-14 | 2014-04-30 | 兰坪金利达矿业有限责任公司 | 一种氧化锌矿物的捕收剂及其使用方法 |
| CN104525382A (zh) * | 2015-01-08 | 2015-04-22 | 广西大学 | 一种水锌矿与褐铁矿的浮选分离方法 |
| CN104759353A (zh) * | 2015-04-10 | 2015-07-08 | 铜陵有色金属集团股份有限公司 | 高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法 |
| CN105268559B (zh) * | 2015-11-17 | 2017-07-25 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 低品位硫化铜矿的选矿方法 |
| CN106734047A (zh) * | 2015-11-25 | 2017-05-31 | 湖南恒光化工有限公司 | 一种硫酸铁矿烧渣综合利用方法 |
| CA2952642C (en) * | 2016-01-22 | 2020-07-07 | Lakehead University | Flotation of sphalerite from mixed base metal sulfide ores either without or with largely reduced amount of copper sulfate addition using 2-(alkylamino) ethanethiols as collectors |
| CN111871617A (zh) * | 2020-07-17 | 2020-11-03 | 广东省大宝山矿业有限公司 | 一种硫精矿除锌及锌资源化回收利用的选别方法 |
| CN114653469A (zh) * | 2022-03-22 | 2022-06-24 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种复杂多金属硫化矿中硫精矿再选工艺 |
| CN116474943A (zh) * | 2023-06-08 | 2023-07-25 | 中铝秘鲁矿业公司 | 一种高海拔微细粒嵌布堆存铜矿异步浮选方法 |
-
1984
- 1984-04-17 JP JP7724784A patent/JPS60220155A/ja active Granted
-
1985
- 1985-04-10 CA CA000478781A patent/CA1265876A/en not_active Expired
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116060214A (zh) * | 2022-12-21 | 2023-05-05 | 昆明理工大学 | 一种高钙硅质氧化锌矿的多金属耦合活化浮选方法 |
| CN116060214B (zh) * | 2022-12-21 | 2023-07-21 | 昆明理工大学 | 一种高钙硅质氧化锌矿的多金属耦合活化浮选方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS60220155A (ja) | 1985-11-02 |
| CA1265876A (en) | 1990-02-13 |
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