本發(fā)明涉及一種鋰云母浮選方法，屬于選礦技術(shù)領(lǐng)域。

背景技術(shù)

鋰云母屬于典型的層狀硅酸鹽礦物，單斜晶系，中心的陽離子呈八面體配位，且夾在兩個[(si,al)o4]四面體網(wǎng)層之間，li2o含量為1.23％～5.90％。由于鋰云母具有比較特別的晶體結(jié)構(gòu)，因此礦物解離后，在水溶液中表面帶有較高且不依賴于ph值的負(fù)電荷，即使在低ph值時也可使陽離子捕收劑覆蓋在負(fù)電荷區(qū)而使礦物疏水。鋰云母是最常見的鋰礦物，也是提煉鋰的重要礦物。

目前，常使用陽離子十二胺作為捕收劑來浮選鋰云母，其在較寬的ph值范圍內(nèi)(ph＝2～11)均具有較好的可浮性，但也存在泡沫容易發(fā)粘且較長時間難以破裂的問題，耗水量大，藥劑用量大。此外，研究表明，使用單一胺類捕收劑浮選鋰云母，選擇性太差，導(dǎo)致鋰云母精礦品位太低，產(chǎn)品難達(dá)標(biāo)。例如：某鋰云母礦石在酸性條件下(硫酸調(diào)漿至ph＜3)，采用十二胺浮選，雖然回收率高，但鋰云母粗精礦品位低，對礦泥比較敏感，后期精選精礦的品位難以提高，且酸性較強(qiáng)，腐蝕設(shè)備嚴(yán)重；堿性條件下，采用十二胺浮選，泡沫上浮量大，鋰云母精礦品位不到2％，且回收率僅60％左右，分選指標(biāo)較差。一般來說，鋰云母精礦品位和回收率指標(biāo)偏低主要有兩個方面的原因：1)原礦中l(wèi)i2o的品位偏低，可有效回收的鋰品位偏低；2)磨礦和浮選工藝流程無法同時兼顧鋰品位和回收率兩項(xiàng)指標(biāo)。

宜春鉭鈮礦是我國目前規(guī)模最大的鉭鈮采選企業(yè)和鉭鈮鋰原料生產(chǎn)基地，礦床含鉭鈮鋰銣銫等多種金屬，具有開采條件好、儲量大、有用金屬多、綜合利用價值高的特點(diǎn)，受到了國內(nèi)外同行的矚目。宜春鉭鈮礦的鋰云母選礦以椰油胺為捕收劑，采用一粗選一掃選的工藝流程，所得到的鋰云母精礦氧化鋰品位約為3.5％，回收率約為40％，浮選指標(biāo)很不理想。此外，也有研究者以陰陽離子混合藥劑(731與十二胺搭配)為捕收劑，采用一粗選兩精選兩掃選的閉路流程，所得到的鋰云母精礦氧化鋰品位約為4.4％，回收率約為64.17％，浮選指標(biāo)顯著提高，但在浮選鋰云母過程中需要添加大量的ph值調(diào)整劑和抑制劑，增加了浮選操作的難度，同時也增加了生產(chǎn)成本。

因此，有必要開發(fā)一種新的鋰云母浮選方法，在提高鋰云母精礦品位的同時，顯著提高鋰的回收率。

技術(shù)實(shí)現(xiàn)要素：

本發(fā)明的目的在于提供一種鋰云母浮選方法。

本發(fā)明所采取的技術(shù)方案是：

一種鋰云母浮選方法，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，再進(jìn)行脫泥，得到粗選的給礦；

2)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，調(diào)整礦漿的ph值至3～4，再加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

3)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

4)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

5)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，調(diào)整礦漿的ph值至3～4，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

6)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，調(diào)整礦漿的ph值至3～4，再加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

7)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

步驟1)所述原礦的li2o品位為0.6％～0.9％。

步驟1)中原礦經(jīng)濕式球磨后200目的礦砂所占的比例為50％～60％。

步驟1)所述脫泥操作的脫泥量為2％～5％。

步驟2)、3)、4)和6)所述捕收劑由十六烷基三甲基溴化銨和十二胺按照質(zhì)量比(1.5～2.5)：1組成。

步驟2)所述捕收劑的添加量為180～220g/t。

步驟3)所述捕收劑的添加量為80～120g/t。

步驟4)所述捕收劑的添加量為40～60g/t。

步驟6)所述捕收劑的添加量為20～40g/t。

步驟2)、5)和6)中調(diào)節(jié)ph值所用的ph調(diào)整劑為硫酸。

本發(fā)明的有益效果是：本發(fā)明的鋰云母浮選方法以十六烷基三甲基溴化銨和十二胺為捕收劑，采用兩次粗選一次掃選三次精選的工藝流程，得到的鋰云母精礦中l(wèi)i2o品位為3.9％～4.3％，li2o的回收率為85％～95％，鋰云母精礦中l(wèi)i2o的品位和回收率均顯著提高，且鋰云母精礦的產(chǎn)率、li2o品位、li2o回收率等各項(xiàng)指標(biāo)穩(wěn)定、可控，藥劑消耗量少，生產(chǎn)成本低，環(huán)境友好。

附圖說明

圖1為本發(fā)明的鋰云母浮選方法的工藝流程圖。

具體實(shí)施方式

一種鋰云母浮選方法，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，再進(jìn)行脫泥，得到粗選的給礦；

2)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，調(diào)整礦漿的ph值至3～4，再加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

3)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

4)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

5)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，調(diào)整礦漿的ph值至3～4，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

6)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，調(diào)整礦漿的ph值至3～4，再加入捕收劑，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

7)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

優(yōu)選的，步驟1)所述原礦的li2o品位為0.6％～0.9％。

優(yōu)選的，步驟1)中原礦經(jīng)濕式球磨后200目的礦砂所占的比例為50％～60％。

優(yōu)選的，步驟1)所述脫泥操作的脫泥量為2％～5％。

優(yōu)選的，步驟2)、3)、4)和6)所述捕收劑由十六烷基三甲基溴化銨(ctab)和十二胺按照質(zhì)量比(1.5～2.5)：1組成。

優(yōu)選的，步驟2)所述捕收劑的添加量為180～220g/t。

優(yōu)選的，步驟3)所述捕收劑的添加量為80～120g/t。

優(yōu)選的，步驟4)所述捕收劑的添加量為40～60g/t。

優(yōu)選的，步驟6)所述捕收劑的添加量為20～40g/t。

優(yōu)選的，步驟2)、5)和6)中調(diào)節(jié)ph值所用的ph調(diào)整劑為硫酸。

注：步驟2)、3)、4)和6)中捕收劑的添加量都是指每噸原礦所添加的捕收劑的質(zhì)量。

下面結(jié)合具體實(shí)施例對本發(fā)明作進(jìn)一步的解釋和說明。

實(shí)施例1：

一種鋰云母浮選方法(工藝流程圖如圖1所示)，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦(江西鉭鈮礦尾沙，li2o含量為0.88％)加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，球磨至200目的礦砂所占的比例為59％，再將磨細(xì)的礦漿倒入脫泥斗進(jìn)行脫泥，脫泥率為5％，得到粗選的給礦；

2)捕收劑的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀釋，充分混勻，得到捕收劑，其中，ctab和十二胺總的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為2％(ctab和十二胺的質(zhì)量比為1.57:1)，冰醋酸的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為1％；

3)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在30％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝4，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為220g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡4min，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

4)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，捕收劑的添加量為110g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡3min，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

5)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，捕收劑的添加量為55g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡2min，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

6)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在20％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

7)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為35g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

8)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，充分?jǐn)嚢瑁M(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

浮選結(jié)果：鋰云母精礦中l(wèi)i2o品位為4.26％，精礦產(chǎn)率為13.35％，相對于原礦li2o的理論回收率為86.56％。

實(shí)施例2：

一種鋰云母浮選方法(工藝流程圖如圖1所示)，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦(江西鉭鈮礦尾沙，li2o含量為0.83％)加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，球磨至200目的礦砂所占的比例為57％，再將磨細(xì)的礦漿倒入脫泥斗進(jìn)行脫泥，脫泥率為4％，得到粗選的給礦；

2)捕收劑的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀釋，充分混勻，得到捕收劑，其中，ctab和十二胺總的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為2％(ctab和十二胺的質(zhì)量比為1.76:1)，冰醋酸的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為1％；

3)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在30％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝4，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為210g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡4min，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

4)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，捕收劑的添加量為105g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡3min，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

5)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，捕收劑的添加量為50g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡2min，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

6)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在20％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

7)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為32g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

8)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，充分?jǐn)嚢瑁M(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

浮選結(jié)果：鋰云母精礦中l(wèi)i2o品位為4.14％，精礦產(chǎn)率為14.11％，相對于原礦li2o的理論回收率為88.35％。

實(shí)施例3：

一種鋰云母浮選方法(工藝流程圖如圖1所示)，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦(江西鉭鈮礦尾沙，li2o含量為0.78％)加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，球磨至200目的礦砂所占的比例為55％，再將磨細(xì)的礦漿倒入脫泥斗進(jìn)行脫泥，脫泥率為3％，得到粗選的給礦；

2)捕收劑的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀釋，充分混勻，得到捕收劑，其中，ctab和十二胺總的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為2％(ctab和十二胺的質(zhì)量比為2.05:1)，冰醋酸的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為1％；

3)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在30％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝4，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為195g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡4min，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

4)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，捕收劑的添加量為100g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡3min，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

5)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，捕收劑的添加量為55g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡2min，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

6)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在20％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

7)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為30g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

8)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，充分?jǐn)嚢?，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

浮選結(jié)果：鋰云母精礦中l(wèi)i2o品位為4.07％，精礦產(chǎn)率為14.82％，相對于原礦li2o的理論回收率為90.26％。

實(shí)施例4：

一種鋰云母浮選方法(工藝流程圖如圖1所示)，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦(江西鉭鈮礦尾沙，li2o含量為0.71％)加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，球磨至200目的礦砂所占的比例為53％，再將磨細(xì)的礦漿倒入脫泥斗進(jìn)行脫泥，脫泥率為3％，得到粗選的給礦；

2)捕收劑的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀釋，充分混勻，得到捕收劑，其中，ctab和十二胺總的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為2％(ctab和十二胺的質(zhì)量比為2.23:1)，冰醋酸的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為1％；

3)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在30％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝4，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為200g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡4min，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

4)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，捕收劑的添加量為100g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡3min，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

5)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，捕收劑的添加量為50g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡2min，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

6)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在20％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

7)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為35g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

8)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，充分?jǐn)嚢?，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

浮選結(jié)果：鋰云母精礦中l(wèi)i2o品位為3.98％，精礦產(chǎn)率為15.97％，相對于原礦li2o的理論回收率為92.32％。

實(shí)施例5：

一種鋰云母浮選方法(工藝流程圖如圖1所示)，包括以下步驟：

1)球磨和脫泥：將原礦(江西鉭鈮礦尾沙，li2o含量為0.66％)加入球磨機(jī)，進(jìn)行濕式球磨，球磨至200目的礦砂所占的比例為51％，再將磨細(xì)的礦漿倒入脫泥斗進(jìn)行脫泥，脫泥率為2％，得到粗選的給礦；

2)捕收劑的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀釋，充分混勻，得到捕收劑，其中，ctab和十二胺總的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為2％(ctab和十二胺的質(zhì)量比為2.42:1)，冰醋酸的質(zhì)量分?jǐn)?shù)為1％；

3)第一次粗選：將步驟1)中的礦漿加入粗選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在30％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝4，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為190g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡4min，得到第一次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為第二次粗選的給礦；

4)第二次粗選：將第一次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品加入粗選浮選機(jī)ii，加入捕收劑，捕收劑的添加量為100g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡3min，得到第二次粗選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品為掃選的給礦；

5)掃選：在第二次粗選槽內(nèi)產(chǎn)品中加入捕收劑，捕收劑的添加量為50g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，刮泡2min，得到的掃選泡沫產(chǎn)品返回至粗選浮選機(jī)ii，掃選槽內(nèi)產(chǎn)品為尾礦；

6)第一次精選：將第一次粗選泡沫產(chǎn)品和第二次粗選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)i，礦漿濃度控制在20％，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第一次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至球磨機(jī)；

7)第二次精選：將第一次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)ii，加入硫酸調(diào)整礦漿的ph值＝3，攪拌4min，再加入捕收劑，捕收劑的添加量為30g/t，攪拌3min，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到第二次精選泡沫產(chǎn)品，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)i；

8)第三次精選：將第二次精選泡沫產(chǎn)品加入精選浮選機(jī)iii，充分?jǐn)嚢?，進(jìn)行充氣浮選刮泡，得到鋰云母精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品返回至精選浮選機(jī)ii。

浮選結(jié)果：鋰云母精礦中l(wèi)i2o品位為3.93％，精礦產(chǎn)率為16.64％，相對于原礦li2o的理論回收率為93.86％。

上述實(shí)施例為本發(fā)明較佳的實(shí)施方式，但本發(fā)明的實(shí)施方式并不受上述實(shí)施例的限制，其他的任何未背離本發(fā)明的精神實(shí)質(zhì)與原理下所作的改變、修飾、替代、組合、簡化，均應(yīng)為等效的置換方式，都包含在本發(fā)明的保護(hù)范圍之內(nèi)。

技術(shù)特征：

技術(shù)總結(jié)

本發(fā)明公開了一種鋰云母浮選方法，包括以下步驟：1)球磨和脫泥；2)第一次粗選；3)第二次粗選；4)掃選；5)第一次精選；6)第二次精選；7)第三次精選。本發(fā)明的鋰云母浮選方法以十六烷基三甲基溴化銨和十二胺為捕收劑，采用兩次粗選一次掃選三次精選的工藝流程，得到的鋰云母精礦中Li2O品位為3.9％～4.3％，Li2O的回收率為85％～95％，鋰云母精礦中Li2O的品位和回收率均顯著提高，且鋰云母精礦的產(chǎn)率、Li2O品位、Li2O回收率等各項(xiàng)指標(biāo)穩(wěn)定、可控，藥劑消耗量少，生產(chǎn)成本低，環(huán)境友好。

技術(shù)研發(fā)人員：秦伍;李同其

受保護(hù)的技術(shù)使用者：江西宏瑞新材料有限公司

技術(shù)研發(fā)日：2018.06.05

技術(shù)公布日：2018.12.14 專利名稱：粉煤浮選起泡劑及其制造方法

技術(shù)領(lǐng)域：

本發(fā)明涉及一種利用高分子羧酸酯類做為粉煤浮選起泡劑及其制造方法，它可以廣泛用于不同煤質(zhì)的粒度小于0.5毫米的煙煤粉煤(俗稱煤泥)的浮選上。

利用疏水性差異來富集礦物的方法稱浮游選礦，煤泥的浮選是利用煤和煤矸石類雜質(zhì)的表面對水有不同的潤濕性的性質(zhì)，煤的表面為疏水性，而矸石表面為親水性。浮選時，先將煤粉加水配制成含煤粉6％～10％的煤漿，然后加上捕收劑和起泡劑，在攪拌的條件下，鼓入大量空氣，捕收劑一般為煤油或柴油，煤粒子很容易被煤油所潤濕(有10％的表面被潤濕即可)，附著于因空氣的存在而使起泡劑所形成的泡沫上，并浮游出水面。煤粉隨泡沫被刮板機(jī)刮出而達(dá)到煤粉與矸石類雜質(zhì)分離的目的，產(chǎn)品為精煤。國內(nèi)所用浮選劑一直采用煤油或柴油做捕收劑，我們亦采用此捕收劑，加入量為1050～1350克/噸干煤泥，已有的粉煤浮選所用的起泡劑為仲辛醇或環(huán)已醇，加入量為350～450克/噸干煤泥。精煤抽出率約在60～70％，精煤灰分在10％左右。國外粉煤浮選所用捕收劑也采用煤油或柴油，據(jù)澳大利亞資料記載，捕收劑用柴油，加入量為250克/噸干煤泥，起泡劑為單一醇類，其加入量為75克/噸干煤泥，它的精煤抽出率是68％，精煤含灰分8.7％。從上述情況可以看到，使用醇類做起泡劑存在著易燃，對水質(zhì)有較高要求，有較難聞的異臭味，污染操作環(huán)境等缺欠。

本發(fā)明的目的在于避免上述缺欠而提供一種既可提高精煤抽出率，又降低精煤灰分且起泡劑耗量低，使用安全，操作方便，相對價廉的羧酸酯類起泡劑及其制造方法。

本發(fā)明可用如下措施來實(shí)現(xiàn)，起泡劑是粉煤浮選的核心物質(zhì)，要求所用起泡劑，應(yīng)該泡沫數(shù)量豐富，小而均勻，厚實(shí)，在浮選結(jié)束時，離開空氣的支持，泡沫消失快速，以有利于浮選精煤的收集。我們采用3～20個碳原子的具有羥基羧酸為基體，與10～20個碳原子的不飽和羧酸反應(yīng)，生成不飽和羧酸酯類做起泡劑，其反應(yīng)通式如下 (羥基羧酸)(不飽和羧酸) (不飽和羧酸酯)上述反應(yīng)是在反應(yīng)釜內(nèi)，反應(yīng)物以等克分子量進(jìn)行反應(yīng)，在常壓堿性水相中完成的，水相中所用堿可用氫氧化鈉，其濃度為0.3～1％。反應(yīng)溫度60～105℃，反應(yīng)時間1～2小時。為更有效發(fā)揮上述產(chǎn)品的起泡作用，在反應(yīng)完成后，加入鋁酸三鈉鹽作助泡劑。起泡劑配制的配方為不飽和羧酸酯95～100％鋁酸三鈉鹽 0～5％在實(shí)際應(yīng)用時，應(yīng)根據(jù)粉煤的煤種、含煤量、灰分含量及所用捕收劑情況選擇確定起泡劑的實(shí)際用量。起泡劑與捕收劑比例按1∶4～1∶8配制，然后加入到煤漿中即可。本起泡劑在大、中型閉路循環(huán)用水的選煤廠使用，粉煤的精煤回收率可達(dá)80～90％，精煤灰分7～8.5％，捕收劑用量為656～1312克/噸干煤泥，起泡劑在水相中的濃度為13％，耗用量為164克/噸干煤泥。在山西鎮(zhèn)城底礦選煤廠實(shí)際作用時，干煤入料3056噸，粉煤抽出率達(dá)到90％，精煤灰分為8.1％。

本發(fā)明與現(xiàn)有技術(shù)相比具有以下優(yōu)點(diǎn)1，精煤回收率高，一般可達(dá)80％以上，在此條件下，精煤灰分低，一般在7～8.5％。2，發(fā)泡能力強(qiáng)，泡沫豐富，小而均勻、厚實(shí)，當(dāng)使用刮板刮出浮有大量精煤的泡沫時，泡沫在20～30秒鐘內(nèi)就迅速消失，保證了操作的順利進(jìn)行。3，所用起泡劑的數(shù)量少，僅為國內(nèi)所用醇類起泡劑中醇量的一半以下。4，本起泡劑為水質(zhì)，穩(wěn)定期長大于一年，不易燃燒，閃點(diǎn)為480℃，使用安全，氣味很小，改善了工作環(huán)境，洗煤水可以循環(huán)使用，節(jié)約了用水量。使用本浮選劑不用改變現(xiàn)有洗煤的操作工藝，不用增加任何設(shè)備。本發(fā)明產(chǎn)品已小批量試產(chǎn)，在山西西山礦務(wù)局鎮(zhèn)城底礦選煤廠、太原、清徐、孝義、離石、介休等地推廣使用，效果良好。

本發(fā)明的實(shí)施例如下起泡劑的制造是以DL酒石酸及不飽和十八碳烯酸為原料在反應(yīng)釜中反應(yīng)生成 (DL酒石酸)(十八碳烯酸) (十八碳烯酸酒石酸酯)反應(yīng)物以等克分子比加入反應(yīng)釜，在氫氧化鈉水溶液中進(jìn)行，氫氧化鈉濃度為0.3～0.6％，反應(yīng)溫度90℃左右，反應(yīng)時間2小時。所得不飽和羧酸酯為十八碳烯酸酒石酸酯，用其量100克加入鋁酸三鈉鹽1克之重量比配制成起泡劑。在使用時同時往煤粉中加入4～8倍的捕收劑煤油，就制成了浮選劑，經(jīng)試驗(yàn)效果良好。

本文中所述之“％”皆為重量百分比。

權(quán)利要求

1，一種粉煤起泡劑，在粉煤浮選時在煤漿中加入捕收劑柴油或煤油并加入起泡劑，其特征在于起泡劑是采用3～20個碳原子的羥基羧酸與10～20個碳原子的不飽和羧酸反應(yīng)生成的不飽和羧酸酯類，再加入鋁酸三鈉鹽組成不飽和羧酸酯95～100％鋁酸三鈉鹽 0～5％

2，如權(quán)利要求1所述之粉煤起泡劑的制造方法，其特征在于所用起泡劑不飽和羧酸酯類是由3～20個碳原子的羥基羧酸與10～20個碳原子的不飽和羧酸反應(yīng)生成，反應(yīng)在常壓堿性水相中進(jìn)行，水相中所用堿可用氫氧化鈉，濃度為0.3～1％，反應(yīng)物用等克分子比反應(yīng)，反應(yīng)溫度為60～105℃，反應(yīng)時間為1～2小時。

全文摘要

一種粉煤起泡劑及其制造方法，為解決已有粉煤浮選時所用起泡劑易燃、污染環(huán)境、對水質(zhì)要求高的缺欠，本發(fā)明采用3～20個碳原子的羥基羧酸與10～20個碳原子的不飽和羧酸反應(yīng)生成不飽和羧酸酯類并配以鋁酸三鈉鹽做為起泡劑，用本起泡劑制成的浮選劑用量少，發(fā)泡能力強(qiáng)，泡沫豐富，在刮板刮出煤粉時，泡沫消失迅速，精煤的回收率可達(dá)80％以上，精煤灰分7～8.5％，使用該浮選劑安全，不用改變原浮選設(shè)備、工藝。經(jīng)實(shí)踐驗(yàn)證、效果良好。

文檔編號B03D1/018GK1129611SQ9510158

公開日1996年8月28日 申請日期1995年2月23日 優(yōu)先權(quán)日1995年2月23日

發(fā)明者喬凌星, 劉明林 申請人:北京市華能新資源開發(fā)高技術(shù)公司

專利名稱：從鉛銻粗合金中分離鉛銻的方法

技術(shù)領(lǐng)域：

本發(fā)明涉及一種有色金屬火法冶煉方法，特別適用于鉛銻合金的分離和提取。

(二)、背景技術(shù)脆硫鉛銻礦是世界罕見的多金屬復(fù)合硫化礦，除在我國的大廠礦田和澳大利亞某礦具有該礦種以外，其他地方均未發(fā)現(xiàn)。雖然脆硫鉛銻礦只是大廠礦田主體錫礦選礦過程的附屬回收產(chǎn)品，但其儲量卻居全國之首。因脆硫鉛銻精礦成份復(fù)雜，給冶煉造成了極大的困難。自60年代初以來，國內(nèi)許多科研院所和生產(chǎn)單位先后對該礦的冶煉方法選擇進(jìn)行了大量的研究工作。從最初的精礦沸騰焙燒—焙砂熔煉—粗合金吹煉—粗鉛電解產(chǎn)鉛錠和銻氧熔煉、精煉產(chǎn)高鉛銻錠或2號銻錠的火法流程，以及Na2S浸出—電積產(chǎn)精銻的濕法流程，發(fā)展到以后的新氯化水解法，Na2S浸出—氧化法、蒸汽焙燒分離法、礦漿電解法等工藝。盡管這些工藝各有特點(diǎn)，然而除最原始的火法流程外，其它流程終因各種因素限制而無法形成產(chǎn)業(yè)化。而火法流程在鉛銻粗合金高溫吹煉產(chǎn)粗鉛和銻氧熔煉、精煉產(chǎn)高鉛銻錠或2號銻錠過程中，存在設(shè)備投資大、生產(chǎn)周期長、床能力低、成本高、粗鉛含鉛偏低、而含銅偏高、銻氧質(zhì)量差以至脫雜難度大、鉛銻直收率低、勞動強(qiáng)度大、生產(chǎn)環(huán)境差等缺陷。發(fā)明內(nèi)容本發(fā)明所要解決的技術(shù)問題是提供一種從鉛銻粗合金中熔析分離鉛銻的方法，含Pb≥62％的鉛銻粗合金經(jīng)一步熔析直接產(chǎn)含Pb78～84％的粗鉛，含50％≤Pb＜62％的鉛銻粗合金經(jīng)兩步熔析也可產(chǎn)出含Pb78～84％的粗鉛，含Pb8～12％的二次熔析銻渣送提銻工序可單獨(dú)處理產(chǎn)高鉛銻錠，含Pb＞12％的二次銻渣與一次銻渣合并送傳統(tǒng)提銻工序生產(chǎn)高鉛銻或2號銻錠，從而達(dá)到鉛銻合金分離的目的。

本發(fā)明所采用的技術(shù)方案是采用一種從鉛銻粗合金中熔析分離鉛銻的方法，其特征在于，鉛銻粗合金采用熔析爐進(jìn)行一步或兩步熔析分離鉛銻，其中，(1)所述一步熔析分離鉛銻，是將含Pb≥62％的鉛銻粗合金經(jīng)一步熔析產(chǎn)出適于電解要求的含Pb≥78％的粗鉛。一步熔析的高溫熔析區(qū)溫度為600～750℃，低溫熔析區(qū)溫度為350～440℃，熔析時間為80～120分鐘/爐，熔析速度15～23公斤/分鐘。

(2)所述兩步熔析分離鉛銻，是將含50％≤Pb＜60％的鉛銻粗合金置于一步熔析爐中，按一步熔析條件進(jìn)行熔析，產(chǎn)出含Pb62～70％的一次粗鉛，然后將該粗鉛置于二次熔析爐中進(jìn)行二步熔析，產(chǎn)出含Pb78～84％的粗鉛。二步熔析的條件是高溫熔析區(qū)溫度為520～650℃，低溫熔析區(qū)溫度為251.2～430℃，熔析時間為50～70分鐘/爐，熔析速度26～36公斤/分鐘。

所述鉛銻粗合金采用熔析爐進(jìn)行一步熔析產(chǎn)粗鉛是將含Pb≥62％的鉛銻粗合金置于熔析爐中經(jīng)一次熔析，即可產(chǎn)出合乎電解要求的含Pb78～84％的粗鉛。

所述從鉛銻粗合金中熔析分離鉛銻的方法，是將一步和兩步熔析過程中所產(chǎn)的一次銻渣與含Pb＞12％的二次銻渣送提銻工序生產(chǎn)高鉛銻或2號銻錠，對于含鉛8～12％的二次銻渣，可直接熔煉、精煉產(chǎn)高鉛銻，一、二次銻渣熔化、吹煉所產(chǎn)含鉛62～70％的粗鉛，返回二次熔析回收鉛。

本發(fā)明所達(dá)到的技術(shù)效果是1、減少了設(shè)備投資。由于采用本發(fā)明，只需2臺一步熔析爐及1臺二步熔析爐即可取代原6臺吹煉反射爐，節(jié)省投資70％。

2、提高了爐床能力。熔析床能力達(dá)6.5T/m2.d，比原吹煉床能力0.9T/m2.d提高7倍。

3、降低成本。處理每噸粗合金的熔析成本僅為40元，較原吹煉成本120元/噸合金降低200％以上。

4、提高了粗鉛質(zhì)量。所產(chǎn)粗鉛大部分含Pb達(dá)81～84％，較原吹煉粗鉛含Pb78％提高3～6個百分點(diǎn)，粗鉛含銅由原來的1～2％降至0.11～0.2％。

5、提高粗鉛產(chǎn)率。一、二次熔析渣經(jīng)熔化、吹煉，又產(chǎn)出含鉛62～70％的粗鉛，返回二步熔析，從而增加粗鉛的產(chǎn)出率。

6、提高了鉛的回收率。鉛的回收率由原來的84％提高到90％。

7、簡化了工藝流程。當(dāng)鉛銻粗合金含Pb62％時，只需一步熔析即可產(chǎn)出含Pb≥78％的粗鉛。

8、由于采用熔析法，冶煉煙氣極少，從而改善了勞動條件和工作環(huán)境。

下面結(jié)合附圖和具體實(shí)施方式

對本發(fā)明進(jìn)一步說明。

圖1是原脆硫鉛銻精礦火法冶煉流程圖。

圖2是本發(fā)明所述從鉛銻粗合金中熔析分離鉛銻的方法工藝流程圖。

圖3是鉛銻粗合金一、二步熔析爐剖視圖。

圖4是鉛銻二元系合金相圖。

對照圖3，所述鉛銻粗合金一、二步熔析爐是由火膛(1)、爐膛(2)、爐床(3)、投料口(4)、操作門(5)、(6)、(7)、(8)，粗鉛排放口(9)、煙道(10)等結(jié)構(gòu)單元構(gòu)成。鉛銻粗合金從投料口(4)投入，在爐床(3)中熔析，大部分銻渣從操作門(6)、(7)、(8)中扒出，二次粗鉛從排放口(9)流入容器中。

對照圖4，所述鉛銻二元系合金相圖，圖中所示327.5℃是鉛的熔點(diǎn)，630.7℃是銻的熔點(diǎn)，鉛銻二元合金在含銻11.2％、含鉛88.8％時，有一最低共晶點(diǎn)，該點(diǎn)溫度是251.2℃。由此可見，含銻大于11.2％的任一鉛銻合金，都有可能通過采用在大于或等于其熔點(diǎn)溫度下熔化，再凝析到大于或等于251.2℃的方式，使銻從液相中限量析出，從而達(dá)到提高鉛品位的目的。要將高銻粗鉛中的銻降到11.2％，其難易程度視鉛的含量而異。有的只要一次熔析即可達(dá)到最低共晶點(diǎn)成份，有的卻需要兩次甚至多次熔析才能達(dá)到共晶點(diǎn)成份。本發(fā)明所述從鉛銻粗合金中熔析分離鉛銻的方法所用的原料鉛銻粗合金有兩種，一種是含Pb≥62％，另一種是50≤Pb＜62％，經(jīng)一步或兩步熔析即可獲得含鉛78～84％的粗鉛。

具體實(shí)施方式

(一)鉛銻粗合金經(jīng)一步或兩步熔析產(chǎn)出粗鉛采用熔析爐將鉛銻粗合金進(jìn)行一步或兩步熔析，產(chǎn)出適合于電解要求的含鉛78～84％粗鉛和可供脫雜產(chǎn)高鉛銻錠的二次熔析渣以及能與二次熔析渣合并經(jīng)吹煉、熔煉、精煉產(chǎn)2號銻錠的一次熔析渣。

具體實(shí)施步驟如下一步熔析是將熔析爐升溫至高溫熔析區(qū)溫度750℃，接著把含pb≥62％鉛銻粗合金從投料口(4)投入爐內(nèi)，在高溫熔析區(qū)600～750℃和低溫熔析區(qū)350～440℃條件下熔析80～120分鐘/爐，熔析速度15～23公斤/分鐘，待爐內(nèi)物料熔析完全后，把大部分熔析渣從投料口(4)吊出，少量熔析渣從操作門(6)、(7)、(8)中扒出。重新投入粗合金繼續(xù)作業(yè)，周而復(fù)始。一步熔析所產(chǎn)的一次粗鉛(含Pb78～84％)從粗鉛排放口(9)流入容器中，作為電解鉛原料，一步熔析所產(chǎn)的一次銻渣送提銻工序，生產(chǎn)高鉛銻或二號銻錠。

兩步熔析是將含50％≤Pb＜62％的鉛銻粗合金，首先置于一步熔析爐中熔析，產(chǎn)出含鉛62～70％的一次粗鉛，然后將該粗鉛置于二步熔析爐中熔析產(chǎn)出二次粗鉛。二步熔析是在高溫熔析區(qū)520～650℃和低溫熔析區(qū)340～430℃條件下熔析50到70分鐘，熔析速度26～36公斤/分鐘。待爐內(nèi)物料熔析完全后，把熔析渣吊出，重新投入一次粗鉛，繼續(xù)作業(yè)，周而復(fù)始。二步熔析所產(chǎn)的二次粗鉛從排放口(9)流入容器中，作為鉛電解原料。二步熔析所產(chǎn)含Pb8～12％的二次銻渣送提銻工序單獨(dú)處理生產(chǎn)高鉛銻錠，含Pb＞12％的二次銻渣與一次銻渣合并送提銻工序生產(chǎn)高鉛銻或2號銻錠。

一、二步熔析所達(dá)到的技術(shù)指標(biāo)如表1所示(見附表1)。

附表1 一、二步熔析所達(dá)到的技術(shù)指標(biāo)表

權(quán)利要求

1.一種從鉛銻粗合金中分離鉛銻的方法，其特征在于，鉛銻粗合金采用熔析爐進(jìn)行一步或兩步熔析產(chǎn)出粗鉛，其中，(1)所述一步熔析分離鉛銻是將含Pb≥62％的鉛銻粗合金經(jīng)一步熔析產(chǎn)出適于電解要求的含Pb≥78％的粗鉛，一步熔析的高溫熔析區(qū)溫度為600～750℃，低溫熔析區(qū)溫度為350～440℃，熔析時間為80～120分鐘/爐，熔析速度15～23公斤/分鐘，(2)所述兩步熔析分離鉛銻，是將含50％≤Pb＜60％的鉛銻粗合金置于一步熔析爐中，按一步熔析條件進(jìn)行熔析，產(chǎn)出含Pb62～70％的一次粗鉛，然后將該粗鉛置于二次熔析爐中進(jìn)行二步熔析，產(chǎn)出含Pb78～84％的粗鉛，二步熔析的條件是高溫熔析區(qū)溫度為520～650℃，低溫熔析區(qū)溫度為251.2～430℃，熔析時間為50～70分鐘/爐，熔析速度26～36公斤/分鐘。

2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的從鉛銻粗合金中分離鉛銻方法，其特征在于所述鉛銻粗合金采用熔析爐進(jìn)行一步熔析產(chǎn)粗鉛是將含Pb≥62％的鉛銻粗合金置于熔析爐中經(jīng)一次熔析，即可產(chǎn)出合乎電解要求的含Pb78～84％的粗鉛。

3.根據(jù)權(quán)利要求1所述的從鉛銻粗合金中分離鉛銻方法，其特征在于將一步和兩步熔析過程中所產(chǎn)的一次銻渣與含Pb＞12％的二次銻渣送提銻工序生產(chǎn)高鉛銻或2號銻錠，對于含鉛8～12％的二次銻渣，可直接熔煉、精煉產(chǎn)高鉛銻，一、二次銻渣熔化、吹煉所產(chǎn)含鉛62～70％的粗鉛，返回二次熔析回收鉛。

全文摘要

一種從鉛銻粗合金中熔析分離鉛銻的方法，其特征在于，鉛銻粗合金采用熔析爐進(jìn)行一步或兩步熔析產(chǎn)出粗鉛，其中，一步熔析分離鉛銻，是將含Pb≥62％的鉛銻粗合金經(jīng)一步熔析產(chǎn)出適于電解要求的含Pb≥78％的粗鉛。兩步熔析分離鉛銻，是將含50％≤Pb＜60％的鉛銻粗合金置于一步熔析爐中，按一步熔析條件進(jìn)行熔析，產(chǎn)出含Pb62～70％的一次粗鉛，再將一次粗鉛置于二次熔析爐中進(jìn)行二步熔析，產(chǎn)出含Pb78～84％的粗鉛。二次熔析渣脫雜生產(chǎn)高鉛銻錠，一、二次熔析渣低溫吹煉、銻氧熔煉、精煉產(chǎn)出2號銻錠，從而達(dá)到了鉛銻分離的目的，同時減少了設(shè)備投資，提高了爐床能力，降低成本，提高了粗鉛質(zhì)量，提高了鉛銻的回收率，改善了勞動條件和工作環(huán)境。

文檔編號C22B30/02GK1405341SQ0213907

公開日2003年3月26日 申請日期2002年9月16日 優(yōu)先權(quán)日2002年9月16日

發(fā)明者韋元基, 陸永壯, 韋明芳, 賓仕華, 陳家榮, 歐家才, 何勇 申請人:柳州華錫集團(tuán)有限責(zé)任公司