一种硫化矿回收选矿的试验方法 |
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| 申请号 | CN202010948349.3 | 申请日 | 2020-09-10 | 公开(公告)号 | CN112295741B | 公开(公告)日 | 2022-11-11 |
| 申请人 | 江西浒坑钨业有限公司; | 发明人 | 罗斌林; 邓保生; 周永坚; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种硫化矿回收选矿的试验方法，涉及多金属矿物选矿分离领域，包括以下步骤：S1、磨矿；S2、铋硫混合浮选：包括一次粗选，两次精选，一次扫选，得到铋硫混合精矿和 尾矿 矿浆；S3、铋硫分离：使用新型硫 抑制剂 对铋硫混合精矿进行一次粗选，一次扫选，两次精选，得到铋精矿和硫精矿；S4、锌浮选：对步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆进行一次粗选，两次精选，两次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆；S5、浮选尾矿矿浆中钨回收。本发明采用新颖的浮选药剂，降低了药剂的用量，简化了浮选工艺步骤，实现了钨矿精选段复杂硫化矿的高品位、高回收率的分选。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种硫化矿回收选矿的试验方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种硫化矿回收选矿的试验方法技术领域[0001] 本发明涉及多金属矿物选矿分离领域，尤其涉及一种硫化矿回收选矿的试验方法。 背景技术[0002] 复杂硫化矿的分离是我国有色金属浮选工艺的重大难题，随着资源贫化，贫、细、杂、难选的矿石所耗用的药剂量不断加大，但浮选指标未能有较为明显的改善。 [0003] 钨矿钨业精选段硫化矿是一种共生关系复杂的多金属矿物，由于嵌布粒度微细，可浮性相近，分选效果差，特别是铋。处理这一类矿石一般先经浮选作业得到铋硫混合精矿，再从铋硫混合精矿中分离铋和硫。原来利用有氰工艺进行铋和硫的分选回收，能实现铋精矿品位15％左右，铋精矿回收率达到45％～50％；而利用无氰工艺进行钼铋有用金属的分选回收，能实现铋精矿品位10～12％，铋精矿回收率达到40％左右。在低品位复杂多金属选矿领域，在确保不降低金属回收率的条件下，实现无氰分选，仍是一个世界级的难题。 发明内容[0004] 本发明旨在解决上述问题，提供一种成本低、效率高、绿色环保的硫化矿回收选矿方法。 [0005] 本发明提供了一种硫化矿回收选矿的试验方法，包括以下步骤： [0006] S1、磨矿：将硫化矿进行磨矿分级得到矿浆，合格粒级进入浮选作业； [0007] S2、铋硫混合浮选：所述铋硫混合浮选为向步骤S1得到的矿浆中加入pH值调整剂1、锌抑制剂、铋硫捕收剂进行一次粗选，加入锌抑制剂进行两次精选，加入铋硫捕收剂、起泡剂1进行一次扫选，得到铋硫混合精矿和尾矿矿浆； [0008] S3、铋硫分离：所述铋‑硫分离浮选为向步骤S2得到的铋硫混合精矿中加入pH值调整剂2、硫抑制剂、铋捕收剂进行一次粗选，加入铋捕收剂、起泡剂2进行一次扫选，加入铋捕收剂进行一次精选，加入硫抑制剂进行二次精选，得到铋精矿和硫精矿；硫抑制剂包括硫抑制剂1和硫抑制剂2，硫抑制剂1为亚硫酸钠、硫代硫酸钠、氨基硫脲中的一种或多种，硫抑制剂2为柠檬酸、丝氨酸、羟乙基纤维素中的一种或多种； [0009] S4、锌浮选：所述锌浮选为在步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆中加入pH值调整剂3、锌活化剂、起泡剂3进行一次粗选，加入锌活化剂进行两次精选，加入锌捕收剂进行两次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆； [0010] S5、浮选尾矿矿浆中钨回收。 [0011] 优选地，所述步骤S2中的pH值调整剂1为纯碱和/或石灰，锌抑制剂为3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮、2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸、2‑氨基‑1,3,4‑噻二唑‑2‑羧酸乙酯、硫酸锌中的一种或多种，铋硫捕收剂为煤油、乙硫氮、黄药类、黑药类中的一种或多种，起泡剂1为松醇油。 [0012] 优选地，所述步骤S2中一次粗选时加入pH值调整剂1至矿浆pH值10～12，锌抑制剂的用量为200～400g/t，铋硫捕收剂的用量为10～60g/t；一次精选时锌抑制剂的用量为100～300g/t；二次精选时锌抑制剂的用量为100～200g/t；一次扫选时铋硫捕收剂的用量为10～60g/t，起泡剂1的用量为5～50g/t。 [0013] 优选地，所述步骤S3中的pH值调整剂2为纯碱和/或石灰，铋捕收剂为煤油、乙硫氮、黄药类、黑药类中的一种或多种，起泡剂2为松醇油。 [0014] 优选地，所述步骤S3中一次粗选时加入pH值调整剂2至矿浆pH值9～10，硫抑制剂1的用量为200～500g/t，硫抑制剂2的用量为200～500g/t，铋捕收剂的用量为10～60g/t，一次扫选时铋捕收剂的用量为10～30g/t，起泡剂2的用量为5～50g/t，一次精选时铋捕收剂的用量为10～60g/t，二次精选时硫抑制剂1的用量为100～200g/t，硫抑制剂2的用量为100～200g/t。 [0015] 优选地，所述步骤S4中的pH值调整剂3为纯碱和/或石灰，锌活化剂为硫酸铜，锌捕收剂为黄药类，起泡剂3为松醇油。 [0016] 优选地，所述步骤S4中一次粗选时加入pH值调整剂3至矿浆pH值10～12，锌活化剂的用量为400～700g/t，起泡剂3的用量为5～50g/t，一次精选时锌活化剂的用量为100～300g/t，二次精选时锌活化剂的用量为100～300g/t，一次扫选时锌捕收剂的用量为30～ 60g/t，二次扫选时锌捕收剂的用量为10～30g/t。 [0018] 优选地，所述步骤S5中采用摇床重选或悬振锥面选矿机进行钨回收。 [0019] 优选地，所述步骤S1中控制磨矿后硫化矿的粒度‑100μm占比50％～60％，矿浆质量浓度为30％～50％。 [0020] 优选地，所述步骤S1中的硫化矿中铋品位为1～1.8％，氧化钨品位为2～4％，锌品位为1～3％，硫品位为11～18％。 [0021] 本发明可至少取得如下有益效果之一： [0022] 1、本发明的选矿方法，先混合浮选得到铋硫混合精矿，再对铋硫精矿进行分离，在铋硫混合浮选的尾矿中浮选锌精矿，最后对锌浮选的尾矿中进行钨矿的回收。采用新颖的浮选药剂，降低了药剂的用量，简化了浮选工艺步骤，实现了钨矿精选段复杂硫化矿的高品位、高回收率的分选。 [0024] 3、本发明的选矿方法，使用新型的硫抑制剂，优化了铋硫分离的浮选工艺，最终实现了铋硫的高效分离，解决了现有技术中铋硫混合精矿难以分选的难题 [0025] 4、磨矿细度较低(粒度‑100μm占比50％～60％)，极大降低了磨矿成本；浮选药剂用量少。本发明的方法可节省成本约20％～30％。 具体实施方式[0026] 下面将对本发明的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。 [0027] 以下实施例以钨矿钨业精选段硫化矿为研究对象，开展铋锌钨综合回收试验。试验使用的硫化矿中含铋品位为1.26％，氧化钨品位为2.53％，锌品位为1.47％，硫品位为16.82％。实验中各试剂用量的单位“g/t”指每吨矿浆中的试剂加入量。 [0028] 实施例1： [0029] 一种硫化矿回收选矿的试验方法，包括以下步骤： [0030] S1、磨矿：将硫化矿进行磨矿分级，控制磨矿后硫化矿的粒度‑100μm占比50％，矿浆质量浓度为30％，合格粒级进入浮选作业； [0031] S2、铋硫混合浮选：所述铋硫混合浮选为向步骤S1得到的矿浆中加入纯碱调整至矿浆pH值为10、加入锌抑制剂3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮200g/t、铋硫捕收剂乙硫氮20g/t进行一次粗选，加入锌抑制剂3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮150g/t进行一次精选，加入锌抑制剂3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮100g/t进行二次精选，加入铋硫捕收剂乙硫氮 10g/t、松醇油起泡剂10g/t进行一次扫选，得到铋硫混合精矿和尾矿矿浆； [0032] S3、铋硫分离：所述铋‑硫分离浮选为向步骤S2得到的铋硫混合精矿中加入石灰调整至矿浆pH值为9、加入硫抑制剂(亚硫酸钠200g/t和羟乙基纤维素200g/t)、铋捕收剂(乙硫氮10g/t和丁基黄药20g/t)进行一次粗选，加入铋捕收剂(乙硫氮5g/t和丁基黄药10g/t)、松醇油起泡剂20g/t进行一次扫选，加入铋捕收剂(乙硫氮5g/t和丁基黄药10g/t)进行一次精选，加入硫抑制剂(亚硫酸钠100g/t和羟乙基纤维素100g/t)进行二次精选，得到铋精矿和硫精矿； [0033] S4、锌浮选：所述锌浮选为在步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为10、加入锌活化剂硫酸铜700g/t、松醇油起泡剂50g/t进行一次粗选，加入锌活化剂硫酸铜300g/t进行一次精选，加入锌活化剂硫酸铜150g/t进行一次精选，加入锌捕收剂丁基黄药60g/t进行一次扫选，加入锌捕收剂丁基黄药25g/t进行二次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆；锌浮选精矿进入磁选流程回收锌精矿，磁场强度为1500高斯； [0035] 本实施例获得的选矿指标：铋精矿含Bi为16.64％，回收率为45.2％；锌精矿含Zn为51.85％，回收率为89.3％；硫精矿含S为45.86％，回收率为56.3％；钨精矿含WO3为22.8％，回收率为33.6％。 [0036] 实施例2： [0037] 一种硫化矿回收选矿的试验方法，包括以下步骤： [0038] S1、磨矿：将硫化矿进行磨矿分级，控制磨矿后硫化矿的粒度‑100μm占比55％，矿浆质量浓度为40％，合格粒级进入浮选作业； [0039] S2、铋硫混合浮选：所述铋硫混合浮选为向步骤S1得到的矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为11、加入锌抑制剂(2‑氨基‑1,3,4‑噻二唑‑2‑羧酸乙酯150g/t和硫酸锌100g/t)、铋硫捕收剂丁铵黑药20g/t进行一次粗选，加入锌抑制剂(2‑氨基‑1,3,4‑噻二唑‑2‑羧酸乙酯100g/t和硫酸锌100g/t)进行一次精选，加入锌抑制剂(2‑氨基‑1,3,4‑噻二唑‑2‑羧酸乙酯150g/t和硫酸锌50g/t)进行二次精选，加入铋硫捕收剂丁铵黑药15g/t、松醇油起泡剂20g/t进行一次扫选，得到铋硫混合精矿和尾矿矿浆； [0040] S3、铋硫分离：所述铋‑硫分离浮选为向步骤S2得到的铋硫混合精矿中加入石灰调整至矿浆pH值为10、加入硫抑制剂(硫代硫酸钠250g/t、柠檬酸200g/t和丝氨酸200g/t)、铋捕收剂丁铵黑药30g/t进行一次粗选，加入铋捕收剂丁铵黑药10g/t、松醇油起泡剂20g/t进行一次扫选，加入铋捕收剂丁铵黑药50g/t进行一次精选，加入硫抑制剂(硫代硫酸钠100g/t、柠檬酸50g/t和丝氨酸100g/t)进行二次精选，得到铋精矿和硫精矿； [0041] S4、锌浮选：所述锌浮选为在步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为11、加入锌活化剂硫酸铜600g/t、松醇油起泡剂40g/t进行一次粗选，加入锌活化剂硫酸铜250g/t进行一次精选，加入锌活化剂硫酸铜100g/t进行一次精选，加入锌捕收剂丁基黄药60g/t进行一次扫选，加入锌捕收剂丁基黄药20g/t进行二次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆；锌浮选精矿进入磁选流程回收锌精矿，磁场强度为2000高斯； [0042] S5、浮选尾矿矿浆中钨回收：采用悬振锥面选矿机进行钨回收，给矿浓度30％，给矿量0.8t/d，冲洗水量5.0t/d，盘面回转振动频率16.5Hz，盘面转动频率15Hz。 [0043] 本实施例获得的选矿指标：铋精矿含Bi为16.92％，回收率为46.3％；锌精矿含Zn为51.92％，回收率为89.5％；硫精矿含S为45.64％，回收率为56.1％；钨精矿含WO3为23.5％，回收率为33.8％。 [0044] 实施例3： [0045] 一种硫化矿回收选矿的试验方法，包括以下步骤： [0046] S1、磨矿：将硫化矿进行磨矿分级，控制磨矿后硫化矿的粒度‑100μm占比55％，矿浆质量浓度为45％，合格粒级进入浮选作业； [0047] S2、铋硫混合浮选：所述铋硫混合浮选为向步骤S1得到的矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为11.5、加入锌抑制剂(2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸150g/t和2‑氨基‑1,3,4‑噻二唑‑2‑羧酸乙酯100g/t)、铋硫捕收剂丁基黄药30g/t进行一次粗选，加入锌抑制剂(2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸100g/t和硫酸锌 100g/t)进行一次精选，加入锌抑制剂(2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸100g/t和硫酸锌50g/t)进行一次精选，加入铋硫捕收剂丁基黄药20g/t、松醇油起泡剂 20g/t进行一次扫选，得到铋硫混合精矿和尾矿矿浆； [0048] S3、铋硫分离：所述铋‑硫分离浮选为向步骤S2得到的铋硫混合精矿中加入石灰调整至矿浆pH值为9.5、加入硫抑制剂(氨基硫脲300g/t和丝氨酸300g/t)、铋捕收剂丁基黄药40g/t进行一次粗选，加入铋捕收剂丁基黄药15g/t、松醇油起泡剂30g/t进行一次扫选，加入铋捕收剂丁基黄药20g/t进行一次精选，加入硫抑制剂(氨基硫脲200g/t和丝氨酸100g/t)进行二次精选，得到铋精矿和硫精矿； [0049] S4、锌浮选：所述锌浮选为在步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为11.5、加入锌活化剂硫酸铜500g/t、松醇油起泡剂30g/t进行一次粗选，加入锌活化剂硫酸铜200g/t进行一次精选，加入锌活化剂硫酸铜100g/t进行一次精选，加入锌捕收剂丁基黄药50g/t进行一次扫选，加入锌捕收剂丁基黄药20g/t进行二次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆；锌浮选精矿进入磁选流程回收锌精矿，磁场强度为2200高斯； [0050] S5、浮选尾矿矿浆中钨回收：采用悬振锥面选矿机进行钨回收，给矿浓度28％，给矿量0.9t/d，冲洗水量4.8t/d，盘面回转振动频率16.5Hz，盘面转动频率15Hz。 [0051] 本实施例获得的选矿指标：铋精矿含Bi为23.76％，回收率为51.8％；锌精矿含Zn为58.84％，回收率为91.8％；硫精矿含S为49.32％，回收率为58.6％；钨精矿含WO3为31.2％，回收率为38.8％。 [0052] 实施例4： [0053] 一种硫化矿回收选矿的试验方法，包括以下步骤： [0054] S1、磨矿：将硫化矿进行磨矿分级，控制磨矿后硫化矿的粒度‑100μm占比60％，矿浆质量浓度为50％，合格粒级进入浮选作业； [0055] S2、铋硫混合浮选：所述铋硫混合浮选为向步骤S1得到的矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为11、加入锌抑制剂3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮300g/t、铋硫捕收剂丁基黄药40g/t进行一次粗选，加入锌抑制剂3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮250g/t进行一次精选，加入锌抑制剂3‑硫‑4‑氨基‑1,2,4‑三嗪二酮120g/t进行一次精选，加入铋硫捕收剂丁基黄药 10g/t、松醇油起泡剂40g/t进行一次扫选，得到铋硫混合精矿和尾矿矿浆； [0056] S3、铋硫分离：所述铋‑硫分离浮选为向步骤S2得到的铋硫混合精矿中加入石灰调整至矿浆pH值为9.8、加入硫抑制剂(亚硫酸钠200g/t和柠檬酸400g/t)、铋捕收剂丁基黄药40g/t进行一次粗选，加入铋捕收剂丁基黄药10g/t、松醇油起泡剂30g/t进行一次扫选，加入铋捕收剂丁基黄药50g/t进行一次精选，加入硫抑制剂(亚硫酸钠150g/t和柠檬酸100g/t)进行二次精选，得到铋精矿和硫精矿； [0057] S4、锌浮选：所述锌浮选为在步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为12、加入锌活化剂硫酸铜600g/t、松醇油起泡剂35g/t进行一次粗选，加入锌活化剂硫酸铜300g/t进行一次精选，加入锌活化剂硫酸铜100g/t进行二次精选，加入锌捕收剂丁基黄药60g/t进行一次扫选，加入锌捕收剂丁基黄药30g/t进行一次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆；锌浮选精矿进入磁选流程回收锌精矿，磁场强度为2500高斯； [0058] S5、浮选尾矿矿浆中钨回收：采用悬振锥面选矿机进行钨回收，给矿浓度26％，给矿量0.9t/d，冲洗水量5.0t/d，盘面回转振动频率16.5Hz，盘面转动频率15Hz。 [0059] 本实施例获得的选矿指标：铋精矿含Bi为17.34％，回收率为44.8％；锌精矿含Zn为52.24％，回收率为89.4％；硫精矿含S为47.28％，回收率为56.3％；钨精矿含WO3为23.9％，回收率为34.1％。 [0060] 实施例5： [0061] 一种硫化矿回收选矿的试验方法，包括以下步骤： [0062] S1、磨矿：将硫化矿进行磨矿分级，控制磨矿后硫化矿的粒度‑100μm占比58％，矿浆质量浓度为35％，合格粒级进入浮选作业； [0063] S2、铋硫混合浮选：所述铋硫混合浮选为向步骤S1得到的矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为10.5、加入锌抑制剂2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸350g/t、铋硫捕收剂丁铵黑药50g/t进行一次粗选，加入锌抑制剂(2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸250g/t进行一次精选，加入锌抑制剂(2‑(5‑氨基‑1,2,4‑噻二唑‑3‑基)‑2‑甲氧亚氨基乙酸100g/t进行二次精选，加入铋硫捕收剂丁铵黑药30g/t、松醇油起泡剂5g/t进行一次扫选，得到铋硫混合精矿和尾矿矿浆； [0064] S3、铋硫分离：所述铋‑硫分离浮选为向步骤S2得到的铋硫混合精矿中加入石灰调整至矿浆pH值为9.2、加入硫抑制剂(氨基硫脲350g/t和羟乙基纤维素200g/t)、铋捕收剂丁铵黑药35g/t进行一次粗选，加入铋捕收剂丁铵黑药25g/t、松醇油起泡剂15g/t进行一次扫选，加入铋捕收剂丁铵黑药45g/t进行一次精选，加入硫抑制剂(氨基硫脲200g/t和羟乙基纤维素200g/t)进行二次精选，得到铋精矿和硫精矿； [0065] S4、锌浮选：所述锌浮选为在步骤S2铋硫混合浮选之后的尾矿矿浆中加入石灰调整至矿浆pH值为10.5、加入锌活化剂硫酸铜400g/t、松醇油起泡剂45g/t进行一次粗选，加入锌活化剂硫酸铜200g/t进行一次精选，加入锌活化剂硫酸铜100g/t进行一次精选，加入锌捕收剂丁基黄药30g/t进行一次扫选，加入锌捕收剂丁基黄药15g/t进行二次扫选，得到锌浮选精矿和浮选尾矿矿浆；锌浮选精矿进入磁选流程回收锌精矿，磁场强度为2000高斯； [0066] S5、浮选尾矿矿浆中钨回收：采用悬振锥面选矿机进行钨回收，给矿浓度30％，给矿量0.8t/d，冲洗水量4.8t/d，盘面回转振动频率16.5Hz，盘面转动频率15Hz。 [0067] 本实施例获得的选矿指标：铋精矿含Bi为18.11％，回收率为45.7％；锌精矿含Zn为52.89％，回收率为89.7％；硫精矿含S为46.15％，回收率为56.4％；钨精矿含WO3为25.8％，回收率为35.1％。 [0068] 对比例1： [0069] 步骤S2铋硫分离，使用氰化钠作为硫抑制剂，用量为两种抑制剂的总用量，其余实验参数与实施例3相同。 [0070] 获得的选矿指标：铋精矿含Bi为18.12％，回收率为43.7％；锌精矿含Zn为48.25％，回收率为83.6％；硫精矿含S为40.12％，回收率为48.7％；钨精矿含WO3为23.1％，回收率为32.1％。 [0071] 对比例2： [0072] 步骤S2铋硫分离，只使用硫抑制剂1作为硫抑制剂，用量为两种抑制剂的总用量，其余实验参数与实施例3相同。 [0073] 获得的选矿指标：铋精矿含Bi为15.61％，回收率为41.9％；锌精矿含Zn为45.68％，回收率为82.5％；硫精矿含S为40.44％，回收率为49.3％；钨精矿含WO3为21.7％，回收率为30.6％。 [0074] 对比例3： [0075] 步骤S2铋硫分离，只使用硫抑制剂2作为硫抑制剂，用量为两种抑制剂的总用量，其余实验参数与实施例3相同。 [0076] 获得的选矿指标：铋精矿含Bi为14.98％，回收率为40.1％；锌精矿含Zn为47.24％，回收率为83.8％；硫精矿含S为41.33％，回收率为49.6％；钨精矿含WO3为20.8％，回收率为30.2％。 [0077] 由对比例1～3的选矿指标数据可知，使用氰化物作为硫抑制剂(对比例1)、只使用硫抑制剂1作为硫抑制剂(对比例2)、只使用硫抑制剂2作为硫抑制剂(对比例3)，选矿指标远低于实施例3，结果表明本发明的选矿方法可以替代氰化物对钨矿钨业精选段硫化矿进行高效选矿，同时使用两种硫抑制剂相互配合才能取得优良的选矿效果，获得高品位和高回收率的精矿。 [0078] 最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实施例而已，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。 |
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