权利要求
1.一种基于硫砷分步分离的金矿石选矿工艺，其特征在于，包括如下步骤：
S1、磨矿过程选择性抑制：将金原矿石与由碳酸钠、七水合硫酸
锌和焦亚硫酸钠或亚硫酸钠或亚硫酸氢钠组成的混合物一同进行磨矿;
S2、硫砷初步分离：将步骤S1中的磨矿获得的矿浆加入
浮选机中，加入乙基黄药、Z-200和2#油进行搅拌，进行硫砷矿物的初步分离浮选作业，最终获得低砷金粗精矿和硫砷初步分离
尾矿，低砷金粗精矿转入步骤S3的处理，硫砷初步分离尾矿转入步骤S4的处理;
S3、硫酸深度分离：将步骤S2中的低砷金粗精矿采用稀硫酸洗涤若干次后，向低砷金粗精矿中加入腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸并搅拌，然后将得到的矿浆倒入
浮选机中，加入乙基黄药进行硫砷深入分离浮选，获得低砷金精矿与高砷金中矿;
S4、高砷载金矿强化浮选：向步骤S2获得的硫砷初步分离尾矿中加入硫酸
铜、戊基黄药和丁铵黑药，然后进行多次粗选获得浮选尾矿1和高砷金粗精矿1;
S5、高砷金中矿集中浮选：将步骤S3中获得的高砷金中矿与步骤S4获得的高砷金粗精矿1合并再磨，调节矿浆浓度后，加入水玻璃、硫酸铜和戊基黄药，经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路循环流程获得高砷金精矿和浮选尾矿2。
2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1中，金原矿石的粒级为-2mm;磨矿的细度为-0.074mm粒级占65%。
3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S1中，按每吨金原矿石的干重计，所述混合物用量为1500-2000g/t;碳酸钠、七水合硫酸锌与焦亚硫酸钠或亚硫酸钠或亚硫酸氢钠的质量比为4:2:1。
4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S2中，在浮选机中，调整磨矿获得的矿浆的质量浓度至30-35%，加入乙基黄药、Z-200和2#油后搅拌2分钟，在整个硫砷矿物的初步分离浮选作业过程中保持充气量0.3m3/h;按每吨金原矿石干重计，乙基黄药的加入量为40g/t，Z-200的加入量为20g/t，2#油的加入量为20g/t。
5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S3中，按每吨金原矿石的干重计，腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸的用量总量为100-200g/t，腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸的质量比为2:1;按每吨金原矿石干重计，乙基黄药的加入量为20g/t。
6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S4中，按每吨金原矿石的干重计，硫酸铜的用量为200g/t，戊基黄药的用量为150g/t，丁铵黑药的用量为30g/t。
7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S5中，将步骤S3中获得的高砷金中矿与步骤S4获得的高砷金粗精矿1合并再磨至-0.037mm粒级占70-90%，并将再磨得到的矿浆浓度调节至10-15%;按每吨金原矿石的干重计，水玻璃的加入量为100-200g/t，硫酸铜的加入量为10-20g/t，戊基黄药的加入量为5-10g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及多金属硫化矿选矿技术领域，具体涉及一种基于硫砷分步分离的金矿石浮选工艺。
背景技术
[0002]黄铁矿、毒砂是常见的载金硫化矿物，在硫化矿载金类金矿石选矿中，金通常随硫化矿物浮选富集，但砷通常也以硫化物形式富集与金精矿中，影响金精矿销售。因此，实现含砷硫化矿载金类金矿石的高效分选，产出低砷金精矿和高砷金精矿分别进入不同的冶炼工艺，对实现金矿低碳高效绿色开发具有重要意义。
[0003]砷赋存状态多样，以毒砂和砷黝铜矿最为常见，其中毒砂分布最广，黄铁矿和毒砂分离难度大的主要原因是毒砂与黄铁矿的生产条件和结晶购置大致相似，当毒砂晶格破裂时，Fe-S会断裂，且与黄铁矿晶格中的Fe-S键断裂极为相似，导致毒砂和黄铁矿物理化学性质十分相近，表现为相似的浮选热力学性质。
[0004]目前，常规的金矿石选矿中多采用全硫混合浮选工艺，但因个别原矿中砷含量较高，采用全硫混浮工艺，影响精矿销售，因此，常进行硫砷分离，硫砷分离工艺有硫砷依次优先浮选、硫砷混浮-硫砷分离等，常用的毒砂抑制剂有石灰型、氧化剂型、碳酸盐型、硫化物型组合抑制剂，以及有机抑制剂。传统工艺方法存在如下技术问题：①硫砷分离不彻底，硫(金)精矿中砷含量仍然较高，影响精矿销售;②高砷载金矿物浮选指标不佳，金总体回收率偏低。
发明内容
[0005]针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种基于硫砷分步分离的金矿石浮选工艺。
[0006]为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
[0007]一种基于硫砷分步分离的金矿石选矿工艺，包括如下步骤：
[0008]S1、磨矿过程选择性抑制：将金原矿石与由碳酸钠、七水合硫酸锌和焦亚硫酸钠或亚硫酸钠或亚硫酸氢钠组成的混合物一同进行磨矿;
[0009]S2、硫砷初步分离：将步骤S1中的磨矿获得的矿浆加入浮选机中，加入乙基黄药、Z-200和2#油进行搅拌，进行硫砷矿物的初步分离浮选作业，最终获得低砷金粗精矿和硫砷初步分离尾矿，低砷金粗精矿转入步骤S3的处理，硫砷初步分离尾矿转入步骤S4的处理;
[0010]S3、硫酸深度分离：将步骤S2中的低砷金粗精矿采用稀硫酸洗涤若干次后，向低砷金粗精矿中加入腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸并搅拌，然后将得到的矿浆倒入浮选机中，加入乙基黄药进行硫砷深入分离浮选，获得低砷金精矿与高砷金中矿;
[0011]S4、高砷载金矿强化浮选：向步骤S2获得的硫砷初步分离尾矿中加入硫酸铜、戊基黄药和丁铵黑药，然后进行多次粗选获得浮选尾矿1和高砷金粗精矿1;
[0012]S5、高砷金中矿集中浮选：将步骤S3中获得的高砷金中矿与步骤S4获得的高砷金粗精矿1合并再磨，调节矿浆浓度后，加入水玻璃、硫酸铜和戊基黄药，经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路循环流程获得高砷金精矿和浮选尾矿2。
[0013]进一步地，步骤S1中，金原矿石的粒级为-2mm;磨矿的细度为-0.074mm粒级占65%。
[0014]进一步地，步骤S1中，按每吨金原矿石的干重计，所述混合物用量为1500-2000g/t;碳酸钠、七水合硫酸锌与焦亚硫酸钠或亚硫酸钠或亚硫酸氢钠的质量比为4:2:1。
[0015]进一步地，步骤S2中，在浮选机中，调整磨矿获得的矿浆的质量浓度至30-35%，加入乙基黄药、Z-200和2#油后搅拌2分钟，在整个硫砷矿物的初步分离浮选作业过程中保持充气量0.3m3/h;按每吨金原矿石干重计，乙基黄药的加入量为40g/t，Z-200的加入量为20g/t，2#油的加入量为20g/t。
[0016]进一步地，步骤S3中，按每吨金原矿石的干重计，腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸的用量总量为100-200g/t，腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸的质量比为2:1;按每吨金原矿石干重计，乙基黄药的加入量为20g/t。
[0017]进一步地，步骤S4中，按每吨金原矿石的干重计，硫酸铜的用量为200g/t，戊基黄药的用量为150g/t，丁铵黑药的用量为30g/t。
[0018]进一步地，步骤S5中，将步骤S3中获得的高砷金中矿与步骤S4获得的高砷金粗精矿1合并再磨至-0.037mm粒级占70-90%，并将再磨得到的矿浆浓度调节至10-15%;按每吨金原矿石的干重计，水玻璃的加入量为100-200g/t，硫酸铜的加入量为10-20g/t，戊基黄药的加入量为5-10g/t。
[0019]本发明的有益效果在于：
[0020]1、本发明借助磨矿过程中产生新鲜矿物表面的机会，通过无机盐组合调整剂，实现了硫、砷载金矿物的初步分离，即等可浮分离，
[0021]2、本发明采用酸洗+有机抑制剂工艺，实现了硫、砷载金矿物的深度分离，实现了硫砷矿物的分步强化分离，避免了传统工艺中强压强拉造成的分离药剂消耗量大、硫砷载金矿物分离效果不佳的问题。
[0022]3、本发明将高砷载金中矿集中再磨后采用低能度分散高效浮选工艺，避免了难浮选高砷载金矿物的损失和常规浮选浓度下矿化效果不佳的问题，获得了低砷硫金精矿、高砷硫金精矿，解决了传统硫砷分离工艺很难获得高品位的低砷硫金精矿，且高砷载金矿物浮选回收效果差、金总体浮选回收率低等问题。
附图说明
[0023]图1为本发明实施例1-3方法的方法流程图。
[0024]图中：
[0025]1.碳酸钠;2.七水合硫酸锌;3.焦亚硫酸钠;4.乙基黄药;5.Z-200;6.2#油;7.腐殖酸钠;8.氨基酸甲叉磷酸;9.硫酸铜;10.戊基黄药;11.丁铵黑药;12.水玻璃;
[0026]A.-2mm粒级的金原矿石;C.低砷金粗精矿;D.硫砷初步分离尾矿;E.低砷金精矿;F.高砷金中矿;G.浮选尾矿1;H.高砷金粗精矿1(H);R.高砷金精矿;J.浮选尾矿。
具体实施方式
[0027]以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。
[0028]实施例1
[0029]本实施例提供一种基于硫砷分步分离的金矿石浮选工艺，如图1所示，包括如下步骤：
[0030]S1、将金原矿石(-2mm粒级)1000克和由碳酸钠、七水合硫酸锌、焦亚硫酸钠按4:2:1的质量比配制的总用量为1.5克的混合物一同加入棒磨机中进行磨矿，并达到磨矿细度-0.074mm粒级占65%;
[0031]S2、将步骤S1中的磨矿获得的矿浆加入浮选机中，调整矿浆质量浓度30%，加入乙基黄药0.04g、Z-200 0.02g、2#油0.02g后搅拌2分钟，进行硫砷矿物的初步分离浮选作业，在整个硫砷矿物的初步分离浮选作业过程中保持充气量0.3m3/h，获得低砷金粗精矿和硫砷初步分离尾矿;
[0032]S3、将步骤S2中所得的低砷金粗精矿采用稀硫酸洗涤两次后，将低砷金粗精矿中加入腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸的混合料(按照2:1的质量比配制，总量0.1g)搅拌5分钟，然后将矿浆倒入浮选机中，加入乙基黄药0.02g，进行硫砷深入分离浮选，获得低砷金精矿与高砷金中矿;
[0033]S4、向步骤2获得的硫砷初步分离尾矿的矿浆加入硫酸铜0.2g、戊基黄药0.15g、丁铵黑药0.03g，经四次粗选获得浮选尾矿1和高砷金粗精矿1;
[0034]S5、将步骤S3中获得的高砷金中矿与和步骤S4获得的高砷金粗精矿1合并再磨至-0.037mm粒级占80%，然后调节再磨得到的矿浆的质量浓度至10%，加入水玻璃0.1g、硫酸铜0.01g、戊基黄药0.005g，经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路循环流程获得高砷金精矿和浮选尾矿2。
[0035]本实施例中，金原矿石金品位为1.62%、硫品位2.38%、砷品位0.62%;所获得的低砷金精矿金品位24.17%、硫品位30.18%、砷品位1.89%，金回收率42.84%;所获得的高砷金精矿金品位20.43%、硫品位19.78%、砷品位12.37%，金回收率47.19%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率90.03%。
[0036]对比例1
[0037]采用传统硫砷优先浮选工艺，向与实施例1相同的金原矿石1000g中加入碳酸钠0.5g后加水进入球磨机磨细至-0.074mm占65%，然后加入腐殖酸钠1.5g搅拌5分钟后加入丁铵黑药0.05g、Z-2000.02g、2#油0.02g后搅拌2分钟，经一次粗选一次扫选两次精选获得低砷精矿，扫选尾矿加入硫酸铜0.25g、丁基黄药0.15g、2#油0.02g经一次粗选三次扫选两次精选获得高砷金金矿和尾矿。
[0038]经检测，本对比例中，金原矿石金品位为1.62%、硫品位2.38%、砷品位0.62%;经本对比例方法所获得的低砷金精矿中金品位21.37%、硫品位26.24%、砷品位6.17%，金回收率36.28%;所获得的高砷金精矿金品位20.05%、硫品位19.11%、砷品位9.15%，金回收率46.88%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率83.16%。与实施例2相比，低砷金精矿中含砷明显偏高，金总回收率明显偏低。
[0039]对比例2
[0040]采用传统硫砷混浮-硫砷分离浮选工艺，向与实施例2相同的金原矿石1000g中加入碳酸钠0.5g后加水进入球磨机磨细至-0.074mm占65%，然后加入硫酸铜0.35g、丁基黄药0.15g、2#油0.03g搅拌2分钟，后经两次粗选三次扫选两次精选获得硫砷精矿，将硫砷精矿经浓密过滤洗涤后加入活性炭0.01g、硫化钠0.005g经再磨至-0.074mm占85%，加入碳酸钠0.005g、高
锰酸钾0.01g搅拌5分钟后，再加入少量丁基黄药和2#油，经一次分离粗选两次分离扫选两次分离精选获得低砷精矿和高砷精矿。
[0041]经检测，本对比例中，金原矿石金品位为1.62%、硫品位2.38%、砷品位0.62%;经本对比例方法所获得的低砷金精矿中金品位23.74%、硫品位27.82%、砷品位7.49%，金回收率39.76%;所获得的高砷金精矿金品位19.87%、硫品位19.88%、砷品位11.89%，金回收率44.88%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率84.64%。与实施例1相比，低砷金精矿中含砷明显偏高，金总回收率明显偏低。
[0042]实施例2
[0043]本实施例提供一种基于硫砷分步分离的金矿石选矿工艺，如图1所示，包括以下步骤：
[0044]S1、将金原矿石(-2mm粒级)1000克和由碳酸钠、七水合硫酸锌、焦亚硫酸钠按4:2:1的质量比配制的总用量为1.75克的混合物一同加入棒磨机中进行磨矿，并达到-0.074mm占65%细度;
[0045]S2、将步骤S1中磨矿获得的矿浆加入浮选机中，调整矿浆质量浓度32%，加入乙基黄药0.04g、Z-200 0.02g、2#油0.02g后搅拌2分钟，进行硫砷矿物的初步分离浮选作业，在整个硫砷矿物的初步分离浮选作业过程中保持充气量0.3m3/h，获得低砷金粗精矿和硫砷初步分离尾矿;
[0046]S3、将步骤S2中所得的低砷金粗精矿采用稀硫酸洗涤两次后，将低砷金粗精矿中加入腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸的混合料(按照2:1的质量比配制，总量0.15克)搅拌5分钟，然后将矿浆倒入浮选机中，加入乙基黄药0.02g，进行硫砷深入分离浮选，获得低砷金精矿与高砷金中矿;
[0047]S4、向步骤S2获得的硫砷初步分离尾矿矿浆中加入硫酸铜0.2g、戊基黄药0.15g、丁铵黑药0.03g经四次粗选获得浮选尾矿1和高砷金粗精矿1;
[0048]S5、将步骤S3中获得的高砷金中矿与步骤S4获得的高砷金粗精矿1合并再磨至-0.037mm粒级占80%，调节矿浆质量浓度至12%，加入水玻璃0.15g、硫酸铜0.015g、戊基黄药0.01g，经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路循环流程获得高砷金精矿和浮选尾矿2。
[0049]本实施例中，金原矿石金品位为1.75%、硫品位2.25%、砷品位0.75%;所获得的低砷金精矿金品位25.11%、硫品位31.12%、砷品位2.21%，金回收率43.28%;所获得的高砷金精矿金品位21.55%、硫品位20.15%、砷品位13.45%，金回收率46.85%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率90.13%。
[0050]对比例3
[0051]采用传统硫砷优先浮选工艺，向与实施例2相同的金原矿石1000g中加入碳酸钠0.5g后加水进入球磨机磨细至-0.074mm占65%，然后加入腐殖酸钠2g搅拌5分钟后加入丁铵黑药0.05g、Z-200 0.02g、2#油0.02g后搅拌2分钟，经一次粗选一次扫选两次精选获得低砷精矿，扫选尾矿加入硫酸铜0.3g、丁基黄药0.15g、2#油0.02g经一次粗选三次扫选两次精选获得高砷金金矿和尾矿。
[0052]经检测，本对比例中，金原矿石金品位为1.75%、硫品位2.25%、砷品位0.75%;经本对比例方法所获得的低砷金精矿中金品位22.11%、硫品位27.12%、砷品位6.65%，金回收率37.45%;所获得的高砷金精矿金品位19.55%、硫品位19.23%、砷品位9.78%，金回收率47.12%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率84.57%。与实施例2相比，低砷金精矿中含砷明显偏高，金总回收率明显偏低。
[0053]对比例4
[0054]采用传统硫砷混浮-硫砷分离浮选工艺，向与实施例2相同的金原矿石1000g中加入碳酸钠0.5g后加水进入球磨机磨细至-0.074mm占65%，然后加入硫酸铜0.4g、丁基黄药0.15g、2#油0.03g搅拌2分钟，后经两次粗选三次扫选两次精选获得硫砷精矿，将硫砷精矿经浓密过滤洗涤后加入活性炭0.01g、硫化钠0.005g经再磨至-0.074mm占85%，加入碳酸钠0.005g、高锰酸钾0.01g搅拌5分钟后，再加入少量丁基黄药和2#油，经一次分离粗选两次分离扫选两次分离精选获得低砷精矿和高砷精矿。
[0055]经检测，本对比例中，金原矿石金品位为1.75%、硫品位2.25%、砷品位0.75%;经本对比例方法所获得的低砷金精矿中金品位24.16%、硫品位28.17%、砷品位7.85%，金回收率40.45%;所获得的高砷金精矿金品位20.12%、硫品位20.36%、砷品位12.45%，金回收率45.27%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率85.72%。与实施例2相比，低砷金精矿中含砷明显偏高，金总回收率明显偏低。
[0056]实施例3
[0057]本实施例提供一种基于硫砷分步分离的金矿石选矿工艺，如图1所示，包括以下步骤：
[0058]S1、将金原矿石(-2mm粒级)1000克和由碳酸钠、七水合硫酸锌、焦亚硫酸钠按4:2:1的质量比配制的总用量为2克的混合物一同加入棒磨机中进行磨矿，并达到-0.074mm占65%细度;
[0059]S2、将步骤S1中的磨矿获得的矿浆加入浮选机中，调整矿浆质量浓度35%，加入乙基黄药0.04g、Z-200 0.02g、2#油0.02g后搅拌2分钟，进行硫砷矿物的初步分离浮选作业，在整个硫砷矿物的初步分离浮选作业过程中保持充气量0.3m3/h，获得低砷金粗精矿和硫砷初步分离尾矿;
[0060]S3、将步骤S2中获得的低砷金粗精矿采用稀硫酸洗涤两次后，将低砷金粗精矿中加入腐殖酸钠和氨基酸甲叉磷酸组成的混合料(按照2:1的质量比配制，总量0.2克)搅拌5分钟，然后将矿浆倒入浮选机中，加入乙基黄药0.02g，进行硫砷深入分离浮选，获得低砷金精矿与高砷金中矿;
[0061]S4、将步骤S2获得的硫砷初步分离尾矿矿浆中加入硫酸铜0.2g、戊基黄药0.15g、丁铵黑药0.03g，经四次粗选获得浮选尾矿1和高砷金粗精矿1;
[0062]S5、将步骤S3中获得的高砷金中矿与步骤S4中获得的高砷金粗精矿1合并再磨至-0.037mm粒级占80%，调节矿浆质量浓度至15%，加入水玻璃0.2g、硫酸铜0.02g、戊基黄药0.01g，经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路循环流程获得高砷金精矿和浮选尾矿2。
[0063]本实施例中，金原矿石金品位为1.64%、硫品位2.65%、砷品位0.92%;经本实施例方法所获得的低砷金精矿金品位23.16%、硫品位33.28%、砷品位3.25%，金回收率38.26%;所得的高砷金精矿金品位20.21%、硫品位22.12%、砷品位15.75%，金回收率52.15%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率90.41%。
[0064]对比例5
[0065]采用传统硫砷优先浮选工艺，向与实施例3相同的金原矿石1000g中加入碳酸钠0.5g后加水进入球磨机磨细至-0.074mm占65%，然后加入腐殖酸钠2.5g搅拌5分钟后加入丁铵黑药0.06g、Z-2000.03g、2#油0.03g后搅拌2分钟，经一次粗选一次扫选两次精选获得低砷精矿，扫选尾矿加入硫酸铜0.4g、丁基黄药0.15g、2#油0.02g经一次粗选三次扫选两次精选获得高砷金金矿和尾矿。
[0066]本对比例中，金原矿石金品位为1.64%、硫品位2.65%、砷品位0.92%;经本对比例方法所获得的低砷金精矿中金品位20.17%、硫品位30.17%、砷品位7.35%，金回收率37.28%;所得的高砷金精矿金品位19.12%、硫品位20.18%、砷品位11.32%，金回收率48.23%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率85.51%。与实施例3相比，低砷金精矿中含砷明显偏高，金总回收率明显偏低。
[0067]对比例6
[0068]采用传统硫砷混浮-硫砷分离浮选工艺，对与实施例3相同的金原矿石1000g中加入碳酸钠0.5g后加水进入球磨机磨细至-0.074mm占65%，然后加入硫酸铜0.4g、丁基黄药0.16g、2#油0.03g搅拌2分钟，后经两次粗选三次扫选两次精选获得硫砷精矿，将硫砷精矿经浓密过滤洗涤后加入活性炭0.015g、硫化钠0.01g经再磨至-0.074mm占85%，加入碳酸钠0.01g、高锰酸钾0.02g搅拌5分钟后，再加入少量丁基黄药和2#油，经一次分离粗选两次分离扫选两次分离精选获得低砷精矿和高砷精矿。
[0069]本对比例中，金原矿石金品位为1.64%、硫品位2.65%、砷品位0.92%;本对比例方法所获得低砷金精矿中金品位22.17%、硫品位31.23%、砷品位9.12%，金回收率41.45%;本对比例方法获得的高砷金精矿金品位19.56%、硫品位21.12%、砷品位11.56%，金回收率44.46%，低砷金精矿和高砷金精矿中合计金总回收率85.91%。与实施例3相比，低砷金精矿中含砷明显偏高，金总回收率明显偏低。
[0070]对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。
说明书附图(1)
声明：
“基于硫砷分步分离的金矿石浮选工艺” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：紫金矿业集团股份有限公司, 厦门紫金矿冶技术有限公司
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2026年08月06日 ~ 08日 
