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本发明公开了一种微细粒一水硬铝石的浮选方法，包括以下步骤：1)向微细粒一水硬铝石矿物中依次加入水、pH调节剂和捕收剂，搅拌调浆后，得到初级矿浆；2)将初级矿浆转入射流循环空化系统中进行空化处理，得到浮选矿浆；3)将浮选矿浆导入浮选机中进行浮选，得到一水硬铝石泡沫产品。本发明采用射流空化对微细粒一水铝土矿矿浆进行处理。射流空化处理时形成的高速射流，使目的矿物脱除矿泥的罩盖，促进浮选药剂与矿物颗粒的直接作用。射流空化处理使疏水化矿物表面直接生成纳米气泡，并在矿浆溶液中生成体相微纳米气泡，促进微细粒颗粒间疏水聚团，同时也促进浮选气泡对矿物颗粒的捕收，提高微细粒一水硬铝石的浮选效率。
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一种冶选联合分步回收渣中有价金属的方法，本发明将铜钴锰渣经过球磨后用水浆化，加入硫化钠进行一次硫化转化，保持温度反应一段时间后液固分离，一次转化后液用于废水中和，一次转化渣经过一次浮选过程产出硫化铜精矿；一次浮选尾矿控制条件进行二次硫化转化，二次转化渣通过二次浮选产出硫化钴精矿，二次选矿尾渣回收锰。本发明同时采用硫化转化和选矿相结合分步回收渣中有价金属，这些过程紧密关联，单独过程都不能达到溶液中有价金属选择分离的预期效果。铜钴锰渣不经过溶解即可实现有价金属的相互分离；采用分步硫化转化技术实现了浮选过程铜和钴的分离回收，铜和钴的回收率达到98.0%以上。
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本发明公开了一种控压型矿浆多位点同步取样装置及方法，涉及矿物加工学科矿浆取样技术领域。该取样装置由多个并行的取样单元体系组成，每一个体系均包含独立的气压控制系统、防吸浆罐、样品壶、矿浆控制阀、吸浆管和取样杆精准控制系统。通过控制多单元组合体系能够对大型选矿设备内部矿浆进行精准多位点同步获取，为选矿设备参数设计与优化提供可靠试验分析样本。本发明的装置结构简单，操作简便，采样灵活，同时保证了取样过程的稳定性、准确性和代表性。
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本发明公开了一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，包括以下步骤：将氧化铜尾矿破碎至粒度≤5mm，球磨机加酸性废水进行湿式研磨，加93％的浓硫酸，将矿浆分选为精矿浆和尾矿浆；将精矿浆通过进行水、矿分离，将矿砂通过磨细，得矿浆；将分离出的水返回选矿厂的回水池中，添加硫化钠沉淀铜离子；将矿浆中添加凝聚剂，沉淀硫化铜，回水池清水用于选矿作业，剩余部分达标排放，当回水池底部沉积物厚度达到影响清水质量时，排干回水池的水，取出底部固体沉积物作为硫化铜矿精矿；本发明的方法能有效的将残留于尾矿中的低品位氧化铜矿进行回收利用，从而使得这部分的氧化铜矿资源得到利用，解决了混合铜矿的综合回收率的问题。
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一种电解锰渣资源综合利用的方法：在浮选槽中加入电解锰渣和水，搅拌均匀，得浮选矿浆；所得浮选矿浆中加入表面活性剂，预先浮选分离，得泡沫和矿浆，所得泡沫进入尾矿库；用pH值调整剂调整至矿浆呈酸性；采用粗选分段添加阳离子捕收剂、三道精选、精选中矿顺序返回上一级作业的闭路浮选，得到精矿泡沫和尾矿矿浆；所得精矿泡沫加工得到白色的石膏产品；所得尾矿矿浆进一步处理用于制作免烧砖或水泥熟料。本发明实现了石膏与石英等脉石高效分离，生产出纯度达95%以上的高品质无水石膏产品；浮选后尾砂得到充分利用；本发明工艺流程简单、高效，药剂成本低，处理规模大，既为企业带来经济效益又能有效缓解企业环保压力。
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本发明公开了一种储热材料及其制备方法，以赤铁矿为主料、高岭土选矿 尾渣为成型料、粘土为辅料，加水混合制备而成。其物料配比为：赤铁矿为 70～87％，尾渣为7～15％，粘土为6～15％。其制备方法是先混料：将高岭 土选矿尾渣和粘土混合均匀，加入水至浸湿状态，然后加入赤铁矿混合，放 置于通风处并控制其水分含量；再成型：将混合料置于模具中，压制成型， 制成试块；然后干燥：将试块放入烘箱中干燥；最后焙烧，冷却即为所述储 热材料。材料的比热为0.152～0.181cal·g-1·K-1，导热系数为1.11～1.32W·m-1·K-1。 其制备储热材料的方法具有工艺简单、成本低廉、矿物尾渣增值等特点。
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本发明公开了一种铅的低温熔盐清洁冶金方法,其将硫化铅精矿或再生铅原料或铅的二次物料于低温惰性熔盐中进行熔炼,一步炼制粗铅。用金属的氧化物作固硫剂,熔炼产物包括液态金属铅和固态固硫金属硫化物,后者与固态未反应物统称固态物。大部分惰性熔盐与固态物分离后以热态返回熔炼过程,被固态物粘结的少部分惰性熔盐经湿法处理再生回用。浸除熔盐后的固态物经选矿回收伴生金属和固硫金属硫化物,将这种硫化物焙烧脱硫,烟气制酸,氧化物焙砂返回熔炼作固硫剂。本发明大幅降低铅冶炼温度,一步产出粗铅,并实现硫的回收和硫化物能源的利用,流程简单、成本低、大幅提高铅直收率的同时,彻底消除冶炼产生的铅蒸汽及SO2烟气对环境的污染。?
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本发明公开了一种露天矿网格式采矿方法，包括：将采场沿走向进行网格式划分，得到若干开采网格，各开采网格间留设矿柱；开采网格采用分层开采的回采顺序，依次进行剥离、采矿、排弃作业；采矿区设置移动式初筛设备，筛下物料制浆，将浆料输送至选矿车间，筛上物料直接排至当前开采网格的采空区；剥离物通过卡车运输至排弃区，选矿车间产生的尾砂通过管道运输至排弃区；本发明提供的这种露天矿网格式采矿方法，可有效降低物料运输量，利用采场的采空区储存尾矿，节约土地资源，矿砂的采掘、制浆、泵送、回水均在采场内进行，使工艺环节更紧凑，提高整个系统的运行效率，将尾砂排弃与剥离物内排一体化，实现矿山的绿色开采。
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从烧结灰中回收氯化铅及制备一氧化铅的方法。包括以下主要步骤:(A)在搅拌下将烧结灰加入至工业水中制成悬浮浆液,对烧结灰悬浮浆液进行“弱磁→强磁”两级梯度磁选矿;(B)将磁选所得的尾泥加入NaCl溶液,采用“盐酸+NaCl”的“氯化浸提”方式回收尾泥中的铅;(C)将PbCl2晶体采用NaCl水溶液法溶解,再于该溶液中加入Na2CO3进行沉淀反应完全,悬浮液经离心过滤、洗涤,所得固体经干燥焙烧得到一氧化铅产品。本发明既可彻底消除烧结灰在钢铁冶炼过程直接循环回用时铅、铜等元素对高炉的侵蚀和危害,又可使这些有价元素得到回收和综合利用。
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本发明公开了一种从独居石渣中分离回收有价元素铀、钍、稀土及独居石精矿和锆英石精矿的方法，其特征是它包括下列步骤：酸浸、压滤、水洗、有价成分的提取、滤渣处理，本发明对独居石渣采用低酸、低温浸出，液相和固相容易分离；采用选矿工艺对二次渣进行选矿并碱分解后，实现了铀、钍、稀土的闭路循环回收；同时，循环利用萃取余液废酸，减少了废水排放，降低了硫酸和新水消耗以及废水处理费用，降低了生产成本，有价元素铀、钍、稀土的回收率大于97﹪，整个工艺中无放射性废水、废渣排出。
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本发明公开了一种从含铁、铌、稀土多金属矿中综合回收铌、稀土、钛的方法，将含铁、铌、稀土多金属矿、造渣剂、还原剂按100:(0‑50):(2‑25)的质量比进行混合配料；将所得的配料投入到熔炼炉内熔炼，熔炼产出炉渣和烟气；通过控制配料组成及炉内氧势，并监控熔炼产出物的组分、铁的回收率来调整炉内氧势及CaO/SiO2质量比至合适的范围，炉渣的CaO/SiO2质量比0.8～2.3；将产出炉渣排入到渣包中，冷却结晶，获得含多相矿物的炉渣；炉渣破碎后细磨，采用选矿工艺处理，获得高品位含铌、稀土和钛的精矿和高品位稀土精矿。本发明工艺简单、操作便利、实用性强，可以综合获得多种有价金属元素和多种高品位精矿。
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本发明公开了一种铜钼矿选厂厂前回水利用方法。所述铜钼矿选厂厂前回水利用方法中所述铜钼矿选厂选矿过程为：原矿经过半自磨球磨分级后通过搅拌进入铜钼混合粗选，然后分别进行三段混合精选和三段混合扫选，三段混合精选产出铜钼混合精矿，三段混合扫选产生总浮选尾矿；铜钼混合精选的精矿进入铜钼分离浮选；所述铜钼分离浮选过程为：铜钼分离粗选后分别进行三段钼精选和三段铜钼分离扫选，钼精选产出钼精矿，铜钼分离扫选产出铜精矿；其中，所述回水利用方法是将原有回水方法由统一回水改为分段回水。本发明采用低成本的分段直接回水技术，部分废水集中处理，攻克了多金属选矿浮选废水循环利用技术难题，大幅度降低了回水处理投资和生产成本，实现了废水“零”排放。
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本发明公开了一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法,包括磨矿和铜浮选步骤:磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯20-50G/T原矿,同时加入PH调整剂使矿浆PH保持9.5-10.5;包括一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选;快选过程中加入壬基羟肟酸20-30G/T原矿,加入起泡剂20-30G/T原矿;粗选过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯10-30G/T原矿、壬基羟肟酸10-20G/T原矿,加入起泡剂10-20G/T原矿;扫选过程中加入壬基羟肟酸10-20G/T原矿;保持浮选矿浆PH为9.5-10.5,回收铜矿物。相对传统的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选方法,本发明提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗,铜回收率提高10%以上。
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本发明提供了一种分离铜与云母的浮选方法，使用Z-200作捕收剂，使用8～12∶1的DM和GJ混合液作抑制剂，在矿浆中性或者弱碱性状态下浮选矿物。本发明的浮选方法使用Z-200作捕收剂、使用8～12∶1的DM和GJ混合液作抑制剂，并且在矿浆中性或者弱碱性状态下浮选矿物，使得铜精矿的含铜量提高15％以上，铜精矿云母含量降低70％以上，综合回收时的机械夹带率下降20％以上，而药剂消耗量基本不变。
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本发明公开了一种独居石渣分离回收后尾矿的处理方法，即对独居石渣分离回收有价元素铀、钍、稀土后的尾矿的处理方法，其特征是它包括下列步骤：酸浸、压滤、水洗、滤渣处理，本发明采用低酸、低温浸出，液相和固相容易分离；采用选矿工艺对二次渣进行选矿并碱分解后，实现了铀、钍、稀土的闭路循环回收；同时，还可循环利用萃取余液废酸，减少废水排放，降低硫酸和新水消耗以及废水处理费用，降低生产成本，有价元素铀、钍、稀土回收率大于97%，可实现整个工艺中无放射性废水、废渣排出。
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本发明公开了一种简易吸附剂的制备方法,其特征在于,包括以下步骤:将铝土矿选矿的尾矿球磨;再将球磨后的尾矿干燥后压制成压块;将磷酸、焦磷酸、偏磷酸或次磷酸溶液之一涂刷或喷淋到压块表面上,干燥;最后将干燥后的压块在300-600℃下煅烧,得到白色的块体吸附剂即为所述的简易吸附剂。该方法实施简单,能制得价廉、吸附效率高、易再生的简易吸附剂。
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基于泡沫调控的碳硅质胶磷矿阳离子反浮选脱硅的方法，包括以下步骤：（1）脱碳浮选：将碳硅质胶磷矿原矿进行湿法磨矿，再加水调浆，加入起泡剂，搅拌，充气浮选，浮选泡沫作为尾矿抛尾，得脱碳浮选矿浆；（2）脱泥浮选：先进行旋流分级脱泥，溢流部分作为尾矿抛尾，在底流中加入捕收剂，搅拌，充气浮选，浮选泡沫作为尾矿抛尾，得脱泥浮选矿浆；（3）脱硅反浮选：调节pH值，然后先加入捕收剂，搅拌，再加入消泡剂，搅拌，充气浮选，扫选浮选泡沫，扫选尾矿抛尾，得磷精矿矿浆。本发明方法有效降低了泡沫的粘度和稳定性，增加泡沫脆性，消泡效率≥81%，泡沫动态稳定性系数≤0.25min；本发明方法消泡后所得磷精矿品位高、杂质少。
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一种铅锌矿硫精矿混合优选后再选浮选方法，它包括常规的铅锌矿硫精矿混合优选过程，它还包括以下过程：一、给料，硫精矿矿浆进入混选槽；二、混选，通过混选分离出混和精矿和第一种尾矿，其它矿物和脉石等形成第一种尾矿；三、两类矿物分离，将混和精矿进行两类矿物分离，得到第一种精矿和分离尾矿；四、分离尾矿选矿，对分离尾矿进行选矿，得到第二种硫精矿和第二种尾矿；五、将第二种尾矿送入第二步混选，这样的工序，可再次回收因操作失误导致的跑入硫精矿中的锌，锌回收率可提高约0.5%，两种硫精矿提质工艺流程，均不产出新的废水、废渣、废气，不增加新的破坏环保因素。
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一种低品位钾混盐的两段浮选工艺，包括以下步骤：(1)将低品位钾混盐磨矿至-0.15mm粒级质量含量≥64.90%；(2)将步骤（1）获得的矿浆转入浮选机进行一段浮选；(3)往步骤（2）所得粗选矿浆中加入阴离子捕收剂进行二段浮选；(4)将步骤（2）所得氯化钾精矿和步骤（3）所得二段浮选精矿全部合并，按精矿∶淡水=1∶0.65～0.80的质量比加入淡水，常温下搅拌转化反应1h～2h，过滤烘干，得硫酸钾镁肥产品。本发明工艺具有流程简单、能耗低、操作易于实现、K+回收率高等优点，能适应含钾矿物成分复杂的一些低品位钾混盐用于浮选回收钾资源。
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一种采用螺旋转子的浮选方法,其特征是:在起浮装置内设有螺旋转子,螺旋转子转动产生螺旋气场;入流矿浆在流经螺旋通道的过程中,与螺旋气场进行一次以上气液混合;出流矿浆以不可逆流动方式流出起浮装置。所述的螺旋转子,其竖直中心区域设有空心转子轴;在空心转子轴下段轴的外表面设有至少一个螺旋叶片;在螺旋叶片顶部设有一个转子顶盖;在空心转子轴的空心轴腔内充满压缩空气;空心转子轴内的压缩空气经转子轴气孔进入螺旋叶片腹腔内,再经叶片气孔向外喷出,在螺旋通道内和外形成螺旋气场。所述方法及浮选装置的用途包括应用于所有固体物料的浮选过程,所述的固体物料至少包括有色金属矿、黑色金属矿和非金属矿,尤其是贫矿和复杂难选矿。
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本发明公开了一种粗粒抛废工艺,其包括下列步骤:①经过破碎的原矿的粒度达到20MM后,破碎后的矿石经过预先湿式筛分,分出小于或等于3MM的细粒级产品和3-20MM的粗粒级产品,该小于或等于的细粒级产品脱水后直接进入下阶段选矿;②上述3-20MM的粗粒级产品进入跳汰设备,根据矿物组成和堪布情况,利用跳汰设备分出轻产品即废石和重产品,该重产品在跳汰设备的底部排出;③从跳汰设备底部排出的重产品通过脱水装置脱除水份后进入下阶段选矿。本发明跳汰设备选用BATAC风力脉动式跳汰机。本发明能大幅度提高矿石入选品位、流程简单,易工程化、环保、节能。
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本发明提供了一种砷碱渣处置系统及使用其处理砷碱渣的方法。砷碱渣处置系统包括：给料预处理单元、浸出单元、喷淋单元和选矿冶炼单元。使用砷碱渣处置系统处理砷碱渣的方法：将原始砷碱渣送入给料预处理单元粉碎得一级砷碱渣；在第一浸出池内浸出得浸出液和沉淀物，将浸出液输入喷淋单元，沉淀物输入分级筛进行筛分，筛上物输入给料预处理单元，筛下物输入浸出池浸出得浸出液和沉淀物，浸出液输入喷淋单元；沉淀物输入选矿冶炼单元回收锑；浸出液在喷淋单元与含有二氧化硫的烟道废气反应得中和液体。本申请提供的砷碱渣处置系统及使用其处理砷碱渣的方法，将砷碱渣处理与脱硫结合，不使用硫酸，实现锑资源循环利用和安全处置，环境和经济效益好。
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一种同步分选分流重选方法及装置,采用一条以上下收敛或上收敛渐开螺旋线通道组合成螺旋通道组合体装置的方法,使待选矿浆在流经螺旋通道组合体装置的过程中,其轻质颗粒向至少一种轻质矿浆富集,产出一种以上轻质矿浆;其重质颗粒向一种以上重质矿浆富集,产出至少一种重质矿浆,来完成重选。本发明以极其简单的方法实现连续的同步分选分流过程,提出了轻者愈轻、重者愈重的重选方案,实现了轻质矿浆与重质矿浆分道扬镳的重选目标;装置结构紧凑、简单、体积小,但同步分选分流级数、范围广多,分选质量和分选效率高,为大规模重选低品位矿石提供了高效技术手段。
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本发明属于选矿用的浮选设备,它由柱体、给矿器1、泡沫槽2、排矿口3、清洗水给水器4等组成,其特征在于:柱体的上端设置泡沫槽2,下端设置接触器7与柱体内的矿浆循环管8相通;柱体内上部富集区安装清洗水给水器4;柱体内的分选区安装给矿器1,其下方设置稳流板9;栏式分散器10、11分别设置在清洗给水器4与给矿器1之下;本发明在实际应用中减少了水硬铝石因受泡沫夹杂的损失,提高了铝土矿精矿的铝硅比,提高了三氧化二铝回收率。
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本发明公开了一种锆英砂伴生独居石矿加工成氯化稀土的方法，采用永磁选矿机对锆英砂伴生独居石矿进行选矿，再通过负压风送至超细环辊磨粉设备磨粉，按氢氧化钠：超细独居石粉末为0.55:1‑1.5的质量比，利用负压风送至含有回收碱液的反应釜中进行高温分解，制得独居石料液；将独居石料液放料经两次洗水、静置沉淀，将沉淀经过三次压滤澄清，除渣后，将氯化钡与硫酸铵混入氢氧化稀土料液中，在50‑70℃温度中进行搅拌，边搅拌边加入盐酸溶液，调pH值制得氢氧化稀土溶液，再将氢氧化稀土溶液输送至石墨蒸发器进行蒸发浓缩6‑10h，制得氯化稀土。本发明使伴生独居石矿回收率高，提高副产品磷酸三钠产量，结晶时间极大缩短，氯化稀土收率提高。
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本发明公开了一种金矿预富集浮选工艺，包括如下步骤：S1、选矿：将原矿粉碎充份混匀、取样、供各项分析测定用，并按每组供浮选试验使用；所述步骤S1中采用球磨机进行研磨，且研磨到至3毫米直径，通过筛选机进行分离，所述步骤S2‑S6中浮选药剂为碳酸钠、硫酸铜、黄药、25#黑药、草酸、GYB和硫酸中的一种或多种，本发明结构科学合理，使用安全方便，实现正常的闭路试验，通过酸浸以后，特别是硫酸加到10Kg/t时把矿物中的脉石矿物得到有效的抑制，降低了原矿中的碱性物质，从而便于后期的浮选，浮选尾矿可以达到一个理想值，并且提高了回收率，便于了金矿的回收，且提高品位，从而将难选矿进行了选取，便于了回收。
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本发明提供一种降低选金尾矿金品位的方法，浮选，将金矿选矿通过浮选回收，形成尾矿；重选，将尾矿利用离心选矿机进行重选回收；分离，将重选后的尾矿分离成重选精矿和重选尾矿。与相关技术相比，本发明提供的降低选金尾矿金品位的方法其工艺简单，运行成本低，提高回收率。
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本发明公开了一种湿法炼锌酸浸矿浆浮选银的生产工艺方法，采取湿法炼锌酸浸矿浆直接浮选银生产工艺方法，先将带选矿制成锌酸浸矿浆，再直接对锌酸浸矿浆进行浮选，通过浮选产出银精矿和尾矿。所述的先将带选矿制成锌酸浸矿浆，再直接对锌酸浸矿浆进行浮选是采用公知的湿法炼锌工艺，将锌精矿粉经沸腾焙烧得到的焙砂进行酸性浸出，制成酸浸矿浆；然后再采用公知的浮选技术，将酸浸矿浆给入搅拌槽进行调浆，在调浆过程中加入调浆浮选药剂，调浆完毕后再将矿浆给入浮选槽中进行浮选，并在浮选过程中添加浮选药剂，经过浮选后产出银精矿和尾矿浆，尾矿浆再按照公知的湿法炼锌工艺经压滤洗渣制取电解液。
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本发明属于有色金属选矿技术领域，特别涉及一种硫化矿中回收伴生金银的方法。本发明的技术特征在于通过在硫化矿调浆环节中通入一定量的氧化性气体，调节矿浆中的溶解氧含量和/或矿浆电位，从而扩大含金银硫化矿与不含金银硫化矿之间的可浮性差异，使其浮选分离，达到预先富集金银的目的。本发明采用来源广泛的氧化性气体来调节矿浆环境从而浮选回收金银，具有操作简单、成本低、绿色环保、适用性广泛等优点，解决现有技术对伴生金银硫化矿选矿效率低，成本高等突出问题，具有广阔的工业化应用前景。
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