锌浸渣中银铁分离富集试验研究.pdf

锌浸渣中银铁分离富集试验研究 ① 刘安荣１， 王在谦２， 姚华龙２， 王振杰１， 聂登攀１， 朱明燕１ （１．贵州省冶金化工研究所，贵州 贵阳 ５５０００２； ２．金正大诺泰尔化学有限公司，贵州 瓮安 ５５０４００） 摘 要 对云南者海某挥发窑二次锌渣进行了银铁分离试验研究。 采用磁选脱除绝大部分含铁矿物，磁选尾矿经过滤、清洗以降 低矿浆中 Ｚｎ ２＋ 浓度后，进行浮选富银试验，经一粗三精一扫闭路浮选，可获得银品位 ２ １５９．６７ ｇ／ ｔ、回收率 ７７．８４％的精矿指标。 该工 艺为此类废渣的有效开发利用提供了高效、经济途径。 关键词 二次资源利用； 浮选； 锌渣； 银铁分离 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０３．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０３－００５１－０４ Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ａｇ／ Ｆｅ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ Ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｆｏｒ Ｒｅｃｌａｍａｔｉｏｎ ｏｆ Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ Ｚｉｎｃ Ｒｅｓｉｄｕｅ ＬＩＵ Ａｎ⁃ｒｏｎｇ１， ＷＡＮＧ Ｚａｉ⁃ｑｉａｎ２， ＹＡＯ Ｈｕａ⁃ｌｏｎｇ２， ＷＡＮＧ Ｚｈｅｎ⁃ｊｉｅ１， ＮＩＥ Ｄｅｎｇ⁃ｐａｎ１， ＺＨＵ Ｍｉｎｇ⁃ｙａｎ１ （１．Ｃｈｅｍｉｃａｌ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｇｕｉｚｈｏｕ， Ｇｕｉｙａｎｇ ５５０００２， Ｇｕｉｚｈｏｕ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｋｉｎｇｅｎｔａ Ｎｏｒｓｔｅｒｒａ Ｃｈｅｍｉｃａｌ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｗｅｎｇ′ａｎ ５５０４００， Ｇｕｉｚｈｏｕ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｗａｓ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｆｏｒ Ａｇ／ Ｆｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ａ ｓｅｃｏｎｄａｒｙ ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ ｚｉｎｃ ｒｅｓｉｄｕｅ ｆｒｏｍ ａ ｖｏｌａｔｉｌｅ ｋｉｌｎ ｉｎ Ｚｈｅｈａｉ Ｔｏｗｎ ｏｆ Ｙｕｎｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ． Ｍｏｓｔ ｏｆ ｔｈｅ ｆｅｒｒｏｕｓ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｗｅｒｅ ｒｅｍｏｖｅｄ ｂｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｂｅｆｏｒｅ ｔｈｅ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｏｆ ｗｈｉｃｈ ｗｅｒｅ ｆｉｌｔｅｒｅｄ ａｎｄ ｗａｓｈｅｄ ｔｏ ｍｉｎｉｍｉｚｅ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｚｎ ２＋ ｉｎ ｔｈｅ ｐｕｌｐ， ａｎｄ ｗｅｒｅ ｆｅｄ ｔｏ ｔｈｅ Ａｇ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｎｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｏｎｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ ａｎｄ ｔｈｒｅｅ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｃｌｅａｎｉｎｇ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ７７．８４％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２ １５９．６７ ｇ／ ｔ Ａｇ． Ｔｈｉｓ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｐｒｏｖｉｄｅｓ ａｎ ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ａｎｄ ｅｃｏｎｏｍｉｃａｌ ｗａｙ ｆｏｒ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｃｈ ｒｅｓｉｄｕｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｅｃｏｎｄａｒｙ ｍｉｎｅｒａｌ ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ ｚｉｎｃ ｒｅｓｉｄｕｅ； Ａｇ／ Ｆｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ 目前世界约有 ８０％的锌产于湿法⁃电解工艺［１］，而 每生产 １ ｔ 电锌，将产生 １．０～１．０５ ｔ 的湿法浸出渣［２］。 炼锌过程中，原料锌精矿中的银绝大部分富集于该类 渣中［３］，常年堆存于尾矿坝中的锌浸渣作为重要的银 二次资源，已越来越受到社会的重视［４－１１］。 云南者海某铅锌厂采用挥发窑回收锌浸渣中部分 有价金属后产生二次废渣，目前该类渣堆存量已有上 千万吨，其中含银量相当可观，若能得到有效利用，无 论在资源利用还是环境保护方面，都具有重大意义。 １ 试样性质 渣样来源于云南者海某铅锌冶炼厂中性、酸性联 合浸锌渣经挥发窑回收部分有价金属（锌、铅、铟、锗 等）后所得到的二次废渣。 其主要有价金属元素为 Ｆｅ、Ｚｎ、Ｐｂ、Ｃｕ、Ａｇ 等，其中全铁含量高达２６．５９％，主要 以单质铁、氧化亚铁等形式存在；Ａｇ 品位 ７８．４９ ｇ／ ｔ，以 硫化银及氧化银为主，渣样本身粒度较细，－０．０７４ ｍｍ 粒级含量为 ７９．８６％，银在各粒级中分布均匀，但多以 粒间银形式存在。 试样化学成分分析、银物相分析以 及粒度组成分析结果分别如表 １～３ 所示。 表 １ 试样化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＺｎＰｂＣｕＦｅＳＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３Ａｇ１） ２．４５１．１７０．０４８２６．５９８．３５６．０８２．３５７８．４９ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 试样银物相分析结果 物相银含量／ （ｇｔ －１ ）分布率／ ％ 氧化银１７．４８２２．２７ 硫化银５２．１８６６．４９ 自然银７．０３８．９６ 其他形态银１．７９２．２８ 合计７８．４８１００．００ ①收稿日期 ２０１６－０１－１０ 基金项目 贵州科学院青年基金（黔科院 Ｊ 合字［２０１４］１７ 号） 作者简介 刘安荣（１９８３－），男，贵州铜仁人，助理研究员，硕士，主要从事资源综合利用方面研究工作。 通讯作者 王在谦（１９８９－），男，甘肃兰州人，工程师，硕士，主要从事资源综合利用方面研究工作。 第 ３６ 卷第 ３ 期 ２０１６ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №３ Ｊｕｎｅ ２０１６ 表 ３ 试样粒度组成分析结果 粒级／ ｍｍ产率／ ％银品位／ （ｇｔ －１ ）银分布率／ ％ ＋０．５ ２．３９６３．８５１．９４ －０．５＋０．１５５．１３ ４５．５８２．９８ －０．１５＋０．０７５１２．６２ ８１．３３１３．０８ －０．０７５＋０．０４３３８．３６ ７９．４９３８．８５ －０．０４３４１．５０ ８１．６１４３．１５ 合计１００．００７８．４９１００．００ ２ 试验研究与讨论 ２．１ 磁选除铁及银的预富集 渣样中绝大部分 Ｆｅ 以单质及氧化亚铁形式存在， 因此，试验拟通过磁选将此部分磁性矿物脱除，同时使 银得到初步富集。 相关研究表明，锌渣中高浓度 Ｚｎ ２＋ 将严重恶化银的浮选［１２－１３］，磁选过程中部分 Ｚｎ ２＋ 进入 水相，使其在浮选矿浆中的浓度降低，能够有效改善浮 选条件，提高银的浮选效果。 渣样粒度较细，但其中大部分的银仍以粒间银形 式存在，因此需要适当磨矿以提高银、铁等矿物的单体 解离度，方能达到较好的分离效果。 在磁场强度为 １５０ ｋＡ／ ｍ 条件下，考察了磨矿细度对磁选除铁效果的 影响，结果如表 ４ 所示。 表 ４ 磨矿细度对除铁及银预富集效果的影响 －０．０７４ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＴＦｅＡｇ１）ＴＦｅＡｇ 磁选精矿５１．３８４４．３５４０．０８８６．２２２６．２３ ８２．３５磁选尾矿４８．６２７．４９１１９．１２１３．７８７３．７７ 合计１００．００２６．４３７８．５１１００．００１００．００ 磁选精矿４８．１６４６．５４２１．７２８４．８０１３．３２ ８６．７３磁选尾矿５１．８４７．７５１３１．２７１５．２０８６．６８ 合计１００．００２６．４３７８．５１１００．００１００．００ 磁选精矿４５．１３５０．３８１．６１８６．０３０．９３ ９１．４２磁选尾矿５４．８７６．７３１４１．７６１３．９７９９．０７ 合计１００．００２６．４３７８．５１１００．００１００．００ 磁选精矿４５．３８４８．６２６．４９８３．４８３．７５ ９５．２８磁选尾矿５４．６２７．９９１３８．３５１６．５２９６．２５ 合计１００．００２６．４３７８．５１１００．００１００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 由表 ４ 可知，磁选精矿全铁含量随着磨矿细度升 高而提高，直至磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９５．２８％ 时略微降低。 银在磁选尾矿中得到明显预富集，在磨 矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９１．４２％时，磁选尾矿中银 品位达到１４１．７６ ｇ／ ｔ。 综合考虑除铁及银预富集效果， 确定适宜磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９１．４２％，此时 磁选精矿全铁含量为 ５０．３８％，铁回收率为 ８６．０３％，而 磁选尾矿银品位为 １４１．７６ ｇ／ ｔ，银回收率为 ９９．０７％。 ２．２ 浮选粗选条件试验 渣样经磁选除铁后，磁选尾矿中的银得到一定预 富集，而由于渣样中的银多以硫化银形式存在，而含量 次之的氧化银也可采用硫化钠硫化的方式改变其表面 特性，因此，可通过浮选法对其中的银矿物进行富集分 离。 前期探索试验以及相关文献报道表明，渣样中存 在较高浓度的 Ｚｎ ２＋ ，对后续浮选将会产生严重干扰，因 此需在浮选前对其进行过滤、清洗以降低矿浆中 Ｚｎ ２＋ 浓度。 清洗后的渣样采用 ＸＦＤ 型浮选机进行浮选，渣 样经搅拌调浆后，依次加入活化剂硫化钠、捕收剂以及 起泡剂 ２＃油。 试验流程如图 １ 所示。 *3A0g/t 4/6 ;0 2A * A233 500 200 20 4 min 图 １ 浮选试验流程 ２．２．１ 捕收剂种类试验 为考察不同捕收剂对渣样 中银的浮选选别效果，选择丁基黄药、丁铵黑药、乙硫 氮、丁基黄药＋丁铵黑药（１ ∶１）、丁铵黑药＋乙硫氮 （１∶１） ５ 种捕收剂进行了对比试验。 固定硫化钠用量 ５００ ｇ／ ｔ，捕收剂总用量 ２００ ｇ／ ｔ，２＃油用量 ２０ ｇ／ ｔ，刮泡 时间 ４ ｍｉｎ。 捕收剂对比试验结果如表 ５ 所示。 表 ５ 捕收剂种类对渣样中银浮选效果的影响 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 银品位 ／ （ｇｔ －１ ） 回收率 ／ ％ 精矿２０．３７４３５．２１６２．５６ 丁基黄药尾矿７９．６３６６．６３３７．４４ 给矿１００．００１４１．７１１００．００ 精矿１７．４５５１２．２７６３．０９ 丁铵黑药尾矿８２．５５６３．３４３６．９１ 给矿１００．００１４１．６８１００．００ 精矿１６．４３４９７．８９５７．６０ 乙硫氮尾矿８３．５７７２．０７４２．４０ 给矿１００．００１４２．０３１００．００ 丁基黄药＋丁铵黑药 （１＋１） 精矿１９．７３５０９．４９７１．０３ 尾矿８０．２７５１．０９２８．９７ 给矿１００．００１４１．５３１００．００ 丁铵黑药＋乙硫氮 （１＋１） 精矿２０．１９５１１．２５７２．８０ 尾矿７９．８１４８．３１２７．２０ 给矿１００．００１４１．７８１００．００ 由表 ５ 可知，单独用药时，丁基黄药具有较好的捕 收性能，而丁胺黑药选择性更优；混合用药条件下，综 合浮选指标均较单独用药有明显改善，同时观察到，单 ２５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 独使用乙硫氮时，效果并不理想，而乙硫氮与丁铵黑药 混合使用，浮选指标得到明显提高，因此，可初步推断， 乙硫氮作为一种辅助捕收剂，与丁铵黑药发生了协同 作用，改善了浮选指标。 综合考虑，确定使用丁铵黑药 与乙硫氮（１ ∶１）的混合用药条件，此时银精矿品位达 到 ５１１．２８ ｇ／ ｔ，回收率提高至 ７２．８０％。 ２．２．２ 捕收剂用量试验 在硫化钠用量 ５００ ｇ／ ｔ，２＃油 用量 ２０ ｇ／ ｔ，刮泡时间 ４ ｍｉｎ 条件下，考察了丁铵黑药 ＋乙硫氮（１∶１）作捕收剂时，其用量对银浮选效果的影 响，结果如表 ６ 所示。 表 ６ 捕收剂用量对渣样中银浮选效果的影响 捕收剂用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 银品位 ／ （ｇｔ －１ ） 回收率 ／ ％ 精矿８．７６３９７．２１２４．５５ ０尾矿９１．２４１１７．１８７５．４５ 给矿１００．００１４１．７１１００．００ 精矿１７．１９５０３．７７６１．１２ １００尾矿８２．８１６６．５２３８．８８ 给矿１００．００１４１．６８１００．００ 精矿２０．１６５１２．３６７２．７３ ２００尾矿７９．８４４８．５２２７．２７ 给矿１００．００１４２．０３１００．００ 精矿２１．３７５０９．４９７６．９３ ３００尾矿７８．６３４１．５３２３．０７ 给矿１００．００１４１．５３１００．００ 精矿２２．２４４７３．７２７４．３１ ４００尾矿７７．７６４６．８４２５．６９ 给矿１００．００１４１．７８１００．００ 由表 ６ 可知，不加捕收剂条件下，渣样中的银只有 较少部分能富集于银精矿中，表明渣样自然可浮性并 不理想。 而随着捕收剂用量增大，粗选银精矿品位、回 收率均逐渐提高，当捕收剂用量达到 ４００ ｇ／ ｔ 时又都略 有降低。 综合考虑，确定捕收剂用量为 ３００ ｇ／ ｔ，此时 银精矿品位为 ５０９．４９ ｇ／ ｔ，回收率达 ７６．９３％。 ２．２．３ 硫化钠用量试验 渣样中自然可浮性较好的 硫化银及自然银仅占银总含量的 ６６．４９％和 ８．９６％，以 此可计算得到渣样浮选富集银的理想回收率也只有 ７５％左右，因此，拟通过加入硫化钠，改变渣样中氧化 银、表面被氧化的硫化银以及其他形态银的表面特性， 使其能在浮选过程中得到回收富集。 硫化钠用量试验 结果见表 ７。 由表 ７ 可知，硫化钠的加入明显改善了 银精矿回收率，表明硫化钠对氧化银表面特性的活化 效果较为显著，并随硫化钠用量增大，活化效果越明 显，浮选指标越好。 综合考虑，确定适宜的硫化钠用量 为 １ ５００ ｇ／ ｔ，此时银精矿品位为 ５０９．４９ ｇ／ ｔ，回收率为 ８０．４６％。 表 ７ 硫化钠用量对渣样中银浮选效果的影响 硫化钠用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 银品位 ／ （ｇｔ －１ ） 回收率 ／ ％ 精矿１７．３８５０８．４６６２．３６ ０尾矿８２．６２６４．５６３７．６４ 给矿１００．００１４１．７１１００．００ 精矿２１．５８５０２．７９７６．５８ ５００尾矿７８．４２４２．３１２３．４２ 给矿１００．００１４１．６８１００．００ 精矿２１．７９５１２．３６７８．６１ １ ０００尾矿７８．２１３８．８５２１．３９ 给矿１００．００１４２．０３１００．００ 精矿２２．３５５０９．４９８０．４６ １ ５００尾矿７７．６５３５．６２１９．５４ 给矿１００．００１４１．５３１００．００ 精矿２２．２４４９３．６５７７．４４ ２ ０００尾矿７７．７６４１．１４２２．５６ 给矿１００．００１４１．７８１００．００ ２．３ 浮选流程试验 ２．３．１ 流程探索试验 由粗选条件试验结果可知，银 精矿品位并不理想，仅为 ５０９．４９ ｇ／ ｔ，而回收率也只勉 强达到 ８０％，尾矿品位较高，为 ４１．１４ ｇ／ ｔ，损失率为 １９．５４％，表明渣样中的银并没有得到有效回收。 因此 拟采用一粗一精一扫工艺，对浮选流程进行初步探索， 试验流程如图 ２ 所示，结果见表 ８。 *3A0g/t 4/6 ,V/AA4 2A * 2 A23D31D323 1500 150150 20 4/6 ,V/A 500 100 ,V/A 70 4 min 2 min3 min 图 ２ 一粗一精一扫流程 表 ８ 一粗一精一扫流程探索试验结果 产品名称产率／ ％银品位／ （ｇｔ －１ ）回收率／ ％ 精矿９．８７９８２．７３６８．３４ 中矿 １１２．５６１３６．８５１２．１１ 中矿 ２９．１８１５３．１３９．９０ 尾矿６８．３９２０．０１９．６４ 给矿１００．００１４１．９２１００．００ 由表 ８ 可知，增加一次精选，银精矿品位提高至 ９８２．７３ ｇ／ ｔ，并不理想，需增加精选次数以提高精矿品 质；而增加一次扫选，尾矿中银品位降至 ２０．０１ ｇ／ ｔ，损 失率仅为 ９．６４％，能够有效改善银的回收效果；中矿 ３５第 ３ 期刘安荣等 锌浸渣中银铁分离富集试验研究 １、中矿 ２ 银品位分别为 １３６．８５ ｇ／ ｔ 和 １５３．１３ ｇ／ ｔ，与入 选品位接近，需进一步加以富集回收。 ２．３．２ 流程闭路试验 在条件试验、流程探索试验基 础上进行了一粗三精一扫浮选流程闭路试验，考察中 矿返回对最终浮选指标的影响，同时对最终银精矿化 学成分进行了分析。 银铁分离最终试验流程及结果分 别如图 ３ 和表 ９ 所示。 银精矿化学成分分析结果见 表 １０。 * 21 22 23  B 63 A0g/t -0.074 mmC91.42 ** 3 4/6 ,V/AA4 2A 1500 150150 20 4/6 ,V/A 500 100 ,V/A70 4 min 150 kA/m 3 min2 min 2 min 2 min 图 ３ 银铁分离最终试验流程 表 ９ 银铁分离试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＴＦｅＡｇ１）ＴＦｅＡｇ 银精矿２．８０９．３６２ １５９．６７０．９９７７．１２ 铁精矿４５．１３５０．３８１．６１８６．０３０．９３ 尾矿５２．０７６．５９３３．１１１２．９８２１．９６ 原渣１００．００２６．４３７８．５２１００．００１００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 １０ 银精矿化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＺｎＰｂＣｕＦｅＳＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３Ａｇ１） ３．８１２．５９０．６８９．３６１８．７３１．２７０．１３２ １５９．６７ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 由表 ９ 可以看出，闭路流程稳定，渣样中的银得到 了较好地富集，试验结果较为理想。 由表 １０ 可以看 出，除银以外，铜、锌、铅，特别是硫，均在银精矿中得到 了富集，表明渣样中的硫化矿物得到了较好地回收。 而从银铁分离试验最终结果可以看出，经过磁选⁃浮选 联合选矿工艺，渣样中的银、铁得以有效分离，磁选精 矿中全铁含量为 ５０．３８％，回收率为 ８６．０３％，而浮选银 精矿中银品位为 ２ １５９．６７ ｇ／ ｔ，回收率为 ７７．１２％。 ３ 结 语 １） 云南者海某挥发窑二次锌渣中全铁含量高达 ２６．５９％，Ａｇ 品位为 ７８．４９ ｇ／ ｔ，其中铁以单质及氧化亚 铁形式存在，银以硫化银和氧化银形式为主。 渣样粒 度较细，其中银以粒间银形式均匀分布于各粒级之中。 ２） 采用磁选脱除绝大部分铁矿物，同时使银得到 初步富集，并对磁选尾矿进行过滤、清洗，能够有效降 低矿浆中对浮选产生严重干扰的 Ｚｎ＋浓度。 清洗后的 渣样采用一粗三精一扫闭路浮选，最终可获得银品位 ２ １５９．６７ ｇ／ ｔ、回收率 ７７．８４％的精矿指标。 通过磁选⁃ 浮选联合工艺，渣样中的银、铁得到了有效分离。 参考文献 ［１］ 刘俊仕，张胜明，曹林杰，等． 湿法冶炼锌渣中银的工艺矿物学及 回收［Ｊ］． 矿冶，２０１１，２０（４）５１－５５． ［２］ 黄汝杰，谢建宏，刘振辉． 从锌冶炼渣中回收银的试验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３，３３（２）５２－５５． ［３］ 刘振辉，谢建宏，张崇辉． 湿法炼锌渣酸浸⁃浮选富集银试验研究 ［Ｊ］． 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