[go: up one dir, main page]

RU2465353C1 - Method for extracting gold from poor low-sulphide ores - Google Patents

Method for extracting gold from poor low-sulphide ores Download PDF

Info

Publication number
RU2465353C1
RU2465353C1 RU2011124643/02A RU2011124643A RU2465353C1 RU 2465353 C1 RU2465353 C1 RU 2465353C1 RU 2011124643/02 A RU2011124643/02 A RU 2011124643/02A RU 2011124643 A RU2011124643 A RU 2011124643A RU 2465353 C1 RU2465353 C1 RU 2465353C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
gold
gravity
concentrate
enrichment
flotation
Prior art date
Application number
RU2011124643/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Наталья Константиновна АЛГЕБРАИСТОВА (RU)
Наталья Константиновна Алгебраистова
Екатерина Александровна Гроо (RU)
Екатерина Александровна Гроо
Андрей Владимирович Макшанин (RU)
Андрей Владимирович Макшанин
Original Assignee
Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" filed Critical Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет"
Priority to RU2011124643/02A priority Critical patent/RU2465353C1/en
Priority to EA201101467A priority patent/EA019905B1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2465353C1 publication Critical patent/RU2465353C1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method involves ore breaking, two-stage crushing, sizing, gravity dressing so that tailings and gravity concentrate is obtained, which is supplied for finishing, and with release of "gold head" concentrate and poor gravity concentrate and flotation dressing of tailings of gravity dressing, sorption cyanidation, electrochemical deposition of gold and melting. After sizing of the second crushing stage, prior to gravity dressing there performed is preliminary dressing on centrifugal jigging machine, and flow of initial crushed or is separated into flow of tailings of preliminary dressing with low content of valuable component that is supplied to the dump and flow for gravity dressing. Tailings of gravity dressing are subject to flotation in alkaline medium at pH=8.0-8.5. The obtained flotation concentrate is combined with lean gravity concentrate and combined product is obtained. It is treated with ultrasound and subject to sorption cyanidation and desorption so that gold-bearing solution is obtained. Then, electrolytic deposition of gold is performed and cathode deposit is obtained, which together with the obtained "gold head" concentrate is subject to calcination, melting and gold bullions are obtained.
EFFECT: more complete extraction of free thin gold.
1 dwg, 7 tbl

Description

Изобретение относится к переработке золотосодержащих руд с низким содержанием тяжелой сульфидной составляющей.The invention relates to the processing of gold-bearing ores with a low content of heavy sulfide component.

Известен способ переработки золотосодержащего сырья, согласно которому руда после подготовительных операций дробления, измельчения и классификации подвергается гравитационному обогащению, хвосты гравитации поступают на флотационное обогащение, полученный объединенный концентрат подлежит переработке гидрометаллургическими методами, а хвосты направляются в отвал [Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2х томах. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет»,1999, T.1, c.339].A known method of processing gold-containing raw materials, according to which the ore after preparatory operations of crushing, grinding and classification is subjected to gravity concentration, gravity tailings go to flotation concentration, the resulting concentrate is processed by hydrometallurgical methods, and the tailings are sent to the dump [Lodeishchikov V.V. Technology for the extraction of gold and silver from refractory ores: in 2 volumes. - Irkutsk: OAO Irgiredmet, 1999, T.1, p.339].

Недостатком известного способа является неполное выделение золота на стадии гравитационного и флотационного обогащения, а также отсутствие возможности выделения продукта с отвальным содержанием ценного компонента «в голове» технологической схемы, что увеличивает нагрузку на основное обогатительное оборудование и снижает эффективность процессов.The disadvantage of this method is the incomplete separation of gold at the stage of gravity and flotation concentration, as well as the inability to isolate a product with a dump content of a valuable component in the head of the technological scheme, which increases the load on the main processing equipment and reduces the efficiency of the processes.

Прототипом изобретения является способ извлечения золота из руд [Патент RU №2318887 C1, 12.09.2006, опубл. 10.03.2008], включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное и флотационное обогащение, сорбционное выщелачивание и электролитическое выделение золота и плавку.The prototype of the invention is a method of extracting gold from ores [Patent RU No. 2318887 C1, 09/12/2006, publ. March 10, 2008], including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity and flotation concentration, sorption leaching and electrolytic separation of gold and smelting.

Недостатком прототипа является отсутствие механизмов интенсификации процесса извлечения золота для повышения эффективности последующих процессов гидрометаллургического передела. Кроме того, в соответствии с заявленным по прототипу способом, весь поток руды, поступающей на переработку, вынужден проходить через всю технологическую схему. Таким образом, данный способ характеризуется большими нагрузками на оборудование, а также необходимостью использования сложных и развитых схем.The disadvantage of the prototype is the lack of mechanisms to intensify the process of extracting gold to increase the efficiency of subsequent processes of hydrometallurgical redistribution. In addition, in accordance with the claimed prototype method, the entire stream of ore entering the processing, is forced to go through the entire technological scheme. Thus, this method is characterized by high loads on the equipment, as well as the need to use complex and developed schemes.

Задачей изобретения является повышение эффективности извлечения золота.The objective of the invention is to increase the efficiency of gold recovery.

Задача решается тем, что в способе извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающем дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное обогащение с получением хвостов и гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделением концентрата «золотая головка» и обедненного гравитационного концентрата и флотационное обогащение хвостов гравитационного обогащения, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, согласно изобретению, после классификации второй стадии измельчения перед циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, и поток для гравитационного обогащения, который определяют по формуле:The problem is solved in that in a method for extracting gold from poor low-sulfide ores, including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity concentration to produce tails and gravity concentrate fed to the finishing process with separation of the gold head concentrate and depleted gravity concentrate and flotation concentration of tailings gravitational enrichment, sorption cyanidation, electrolytic separation of gold and smelting, according to the invention, after classification of the second stage cheniya cycle before gravity separation implement preliminary enrichment cycle on a centrifugal jig and perform initial separation comminuted ore stream to pre tailings with low valuable component, which is sent to waste and the flow of gravity concentration, which is defined by the formula:

γ1=(0,25-0,30)γ234,γ 1 = (0.25-0.30) γ 2 = γ 3 + γ 4 ,

где γ2 - это количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение,where γ 2 is the amount of initial ore, which goes to pre-concentration,

γ3 - это количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формулеγ 3 - this is the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning in order to isolate the gold head concentrate, calculated by the formula

γ3=(0,025-0,027)γ2, γ4 - это количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формулеγ 3 = (0,025-0,027) γ 2 , γ 4 is the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, which is calculated by the formula

γ4=(0,225-0,243)γ2,γ 4 = (0.225-0.243) γ 2 ,

а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при pH 8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами:and the tails of gravitational enrichment are subjected to flotation enrichment in an alkaline environment at pH 8.0-8.5 after conditioning them with the following reagents:

медный купорос - 40-60 г/т,copper sulfate - 40-60 g / t,

карбамид 20-40 г/т,carbamide 20-40 g / t

бутиловый ксантогенат - 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т,butyl xanthate - 60-90 g / t and captax 60-90 g / t with a total flow rate of 150 g / t,

пенообразователь - 100-120 г/т,foaming agent - 100-120 g / t,

полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, подвергают сорбционному цианированию и десорбции обработанный ультразвуком объединенный продукт с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом «золотая головка» подвергают обжигу, плавке и получают золото в слитках.the obtained flotation concentrate is combined with a depleted gravitational concentrate, a combined product is obtained, which is treated with ultrasound at an ultrasonic frequency of 35 kHz and an ultrasonic power of 300 W for 10-15 minutes, the combined product is subjected to sorption cyanidation and desorption by ultrasound to obtain a gold-containing solution, then electrolytic deposition of gold from a gold-containing sorption cyanidation solution and get a cathode precipitate, which together with the obtained gold head concentrate is fired, smelted and gold bullion is obtained.

Процесс предварительного обогащения реализуют при использовании центробежных отсадочных машин, например, Kelsey. Результаты предварительного обогащения руды на центробежной отсадочной машине приведены в таблице 3.The pre-enrichment process is carried out using centrifugal jigging machines, for example, Kelsey. The results of preliminary ore dressing on a centrifugal jigging machine are shown in table 3.

В работах [В сб. «Применение ультраакустики к исследованию вещества» (МОПИ), 1960, вып.10, с.117. Мальцев Н.Н., Малахов Ю.В., Глембоцкий В.А., Соколов М.А., Байшулаков А.А.] отмечается, что продолжительность ультразвуковой обработки должна находиться в обратно пропорциональной зависимости от интенсивности ультразвука. При частоте колебаний более 1 МГц и интенсивности ~2 Вт/см2 эффективное время обработки находится в пределах нескольких секунд. Однако интенсивность колебаний по предлагаемому способу менее 0,4 Вт/см2, что значительно ниже, поэтому оптимальное время обработки при частоте 35 кГц, мощности ультразвука 300 Вт составляет 10-15 мин. Увеличение и уменьшение времени обработки относительно указанного ведет к снижению эффективности процессов выщелачивания.In the works [In sb. “Application of ultrasound to the study of matter” (MOPI), 1960, issue 10, p. 117. Maltsev NN, Malakhov Yu.V., Glembotsky VA, Sokolov MA, Bayshulakov AA] it is noted that the duration of ultrasonic treatment should be inversely proportional to the intensity of ultrasound. At an oscillation frequency of more than 1 MHz and an intensity of ~ 2 W / cm 2, the effective processing time is within a few seconds. However, the oscillation intensity according to the proposed method is less than 0.4 W / cm 2 , which is much lower, therefore, the optimal processing time at a frequency of 35 kHz, ultrasonic power of 300 W is 10-15 minutes. The increase and decrease in processing time relative to the specified leads to a decrease in the efficiency of leaching processes.

Техническим результатом изобретения является проведение предварительного обогащения между второй стадией измельчения руды и циклом гравитационного обогащения, что способствует наиболее полному выделению золота. Поскольку цикл предварительного обогащения реализуется при одновременном дораскрытии золота перед каждой операцией предварительного обогащения, стадиальность извлечения золота обуславливает выделение его без переизмельчения и ошламования золотосодержащих сростков.The technical result of the invention is a preliminary enrichment between the second stage of ore grinding and the gravity concentration cycle, which contributes to the most complete separation of gold. Since the pre-enrichment cycle is implemented with the simultaneous re-disclosure of gold before each pre-enrichment operation, the staged extraction of gold causes it to be released without over-grinding and sludging of gold-containing intergrowths.

Техническим результатом изобретения также является регулируемое питание гравитационного обогащения путем отделения потока для гравитационного обогащения от общего потока руды в том количестве, которое определяют по следующей формуле:The technical result of the invention is also a controlled supply of gravity processing by separating the flow for gravity processing from the total ore flow in an amount that is determined by the following formula:

γ1=(0,25-0,30)γ234,γ 1 = (0.25-0.30) γ 2 = γ 3 + γ 4 ,

гдеWhere

γ2 - это количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение,γ 2 is the amount of initial ore that enters the preliminary enrichment,

γ3 - это количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формулеγ 3 - this is the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning in order to isolate the gold head concentrate, calculated by the formula

γ3=(0,025-0,027)γ2,γ 3 = (0.025-0.027) γ 2 ,

γ4 - это количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формулеγ 4 is the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, which is calculated by the formula

γ4=(0,225-0,243)γ2,γ 4 = (0.225-0.243) γ 2 ,

которое является необходимым для увеличения извлечения золота и уменьшения нагрузок на основное технологическое оборудование, что способствует снижению типоразмеров аппаратов и позволяет понизить потребление электроэнергии.which is necessary to increase the extraction of gold and reduce the load on the main technological equipment, which helps to reduce the size of the apparatus and allows to reduce the energy consumption.

Техническим результатом изобретения также является разработанный режим флотационного обогащения, обеспечивающий наиболее полное извлечение свободного тонкого золота и сульфидов с измененной поверхностью, которые недостаточно эффективно извлекались ранее при использовании традиционного режима.The technical result of the invention is also a developed flotation concentration regime, which provides the most complete extraction of free fine gold and sulfides with a modified surface, which were not efficiently extracted earlier when using the traditional mode.

В качестве пенообразователя использовали Флотореагент оксаль марки Т-92As a foaming agent used Flotoreagent oxal brand T-92

Этот пенообразователь представляет собой смесь различных веществ, преимущественно одноатомных спиртов пиранового и диоксанового рядов, а также некоторых гликолей.This foaming agent is a mixture of various substances, mainly monohydric alcohols of the pyran and dioxane series, as well as some glycols.

Оксаль Т-92 - побочный продукт производства диметилдиоксана, доведенный до необходимых кондиций. Реагент должен содержать не более 1% диметилдиоксана, эфирное число в пределах 1,5-4 мг КОН/г, содержание гидроксильных групп - в пределах 23-36%, плотность 1,05-1,08 г/см3. Используется для изготовления пластификаторов.Oxal T-92 is a by-product of the production of dimethyldioxane, brought to the necessary conditions. The reagent should contain no more than 1% dimethyldioxane, the ether number is in the range of 1.5-4 mg KOH / g, the content of hydroxyl groups is in the range of 23-36%, the density is 1.05-1.08 g / cm 3 . Used for the manufacture of plasticizers.

Реагент отличается малой токсичностью, хорошим технологическим эффектом на различных типах руд при сравнительно небольших расходах. см. Табл.А.The reagent is characterized by low toxicity, good technological effect on various types of ores at relatively low costs. see Table A.

Таблица АTable a ФЛОТОРЕАГЕНТ-ОКСАЛЬ (ТУ 2452-029-05766801-94)FLOTOREAGENT-OXAL (TU 2452-029-05766801-94) Флотореагент-оксаль представляет собой продукт переработки высококипящих побочных продуктов (ВПП) производства диметилдиоксана. Флотореагент-оксаль марки Т-66 используется в качестве пластификатора в лако-красочной промышленности. Флотореагент-оксаль марки 1-92 используется для изготовления пластификаторов для резиновых и пленочных изделий. Флотореге оксаль марки Т-94 используется в нефтеперерабатывающей промышленности, при бурении нефтяных скважин для регулирования структурно-механических и фильтрационных свойств буровых растворов на водной основе, а также для флотации руд цветных мет угля и некоторого минерального сырья.Flotoreagent-oxal is a product of processing high boiling point by-products (WFP) of dimethyldioxane production. T-66 grade flotoreagent-oxal is used as a plasticizer in the paint and varnish industry. Flotoreagent-oxal grade 1-92 is used for the manufacture of plasticizers for rubber and film products. Flotorege oxal grade T-94 is used in the oil refining industry, for drilling oil wells to regulate the structural, mechanical and filtration properties of water-based drilling fluids, as well as for flotation of non-ferrous meta-coal ores and some mineral raw materials. ОСНОВНЫЕ КАЧЕСТВЕННЫЕ ПОКАЗАТЕЛИMAIN QUALITY INDICATORS Т-66T-66 Т-92T-92 Т-94T-94 Внешний видAppearance Прозрачная, нерасслаивающаяся жидкость от желтого до коричневого цветаYellow to brown clear, non-laminating liquid Массовая доля диметилдиоксана,Mass fraction of dimethyldioxane, %, не более,%, no more, 0.20.2 0.50.5 в пределахwithin 1.0-1.51.0-1.5 Эфирное число, мг КОН/г, в пределахEssential number, mg KOH / g, within -- 0.5-4.00.5-4.0 0.5-4.00.5-4.0 Массовая доля гидроксильных групп, %, в пределахMass fraction of hydroxyl groups,%, within -- 24-3524-35 24-3524-35 Температура вспышки в открытом тигле, °C, не нижеFlash point in an open crucible, ° C, not lower 8080 130130 8888 Температура застывания, °C, не выше Pour point, ° C, not higher минус 40minus 40 минус 30minus 30 минус 38minus 38 Плотность при 20°C, г/см3, в пределахDensity at 20 ° C, g / cm 3 , within 1.00-1.121.00-1.12 Растворимость одной части в 50 частях водыSolubility of one part in 50 parts of water полная, допускается опалесценция и слабая мутьcomplete, opalescence and slight turbidity allowed

На примере малосульфидной золотосодержащей руды одного из месторождений Красноярского края с известными данными минералогического и рационального состава, представленными в таблицах 1 и 2, показана зависимость результатов флотационного обогащения по предлагаемому способу извлечения золота из бедных малосульфидных руд от параметров ведения процесса - таблица 4. В таблице 5 представлены результаты флотации хвостов гравитационного обогащения в режиме действующей золотоизвлекательной фабрики (ЗИФ) и в усовершенствованном режиме.By the example of low-sulfide gold-bearing ore of one of the deposits of the Krasnoyarsk Territory with known mineralogical and rational composition data presented in Tables 1 and 2, the dependence of the results of flotation concentration on the proposed method for extracting gold from poor low-sulfide ores from the process parameters is shown - table 4. Table 5 The results of the flotation of tailings of gravitational enrichment in the mode of the existing gold recovery factory (ZIF) and in the advanced mode are presented.

Техническим результатом также является разработка оптимального технологического режима ультразвуковой обработки объединенного концентрата при частоте ультразвука 35 кГц и мощности 300 Вт, что позволяет повысить извлечение металла в золотосодержащие растворы сорбционного цианирования, как показывают данные таблицы 6.The technical result is also the development of an optimal technological regime of ultrasonic treatment of the combined concentrate at an ultrasound frequency of 35 kHz and a power of 300 W, which allows to increase the extraction of metal in gold-containing sorption cyanide solutions, as shown in Table 6.

Описание способа извлечения золота из бедных малосульфидных руд поясняется чертежом, на котором дана технологическая схема, нумерацией операций.A description of the method for extracting gold from poor low-sulfide ores is illustrated in the drawing, which shows the technological scheme, numbering operations.

Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.

Исходную руду крупностью - 500 мм дробят (1) в щековой дробилке до 100 мм. Дробленую руду подвергают первичному измельчению (2) в мельнице самоизмельчения мокрым способом, затем измельченную руду направляют на грохочение в бутаре (3). В результате грохочения в бутаре получают продукт крупностью минус 10 мм и галю. Галю измельчают в шаровой мельнице второй стадии измельчения (4). Измельченную руду в виде пульпы направляют на классификацию (5) в классификатор, например, спиральный типа КСН. Классификатор и шаровая мельница связаны замкнутым циклом. Получают пески классификатора крупностью +0,5 мм и слив классификатора крупностью -0,5+0 мм. Слив классификатора направляют в первую операцию цикла предварительного обогащения (6). Легкая фракция крупностью -0,5+0 мм, полученная после первой операции предварительного обогащения, направляется на классификацию в гидроциклонах (7), которые связаны с мельницей третьей стадии измельчения замкнутым циклом. Пески классификации в гидроциклоне крупностью +0,2 мм снова направляются в измельчение (8), слив гидроциклонов крупностью -0,2+0 мм направляется на вторую операцию цикла предварительного обогащения (9). Легкая фракция крупностью -0,2+0 мм, полученная после второй операции предварительного обогащения, направляется в гидроциклоны для классификации (10), которые связаны замкнутым циклом с шаровой мельницей четвертой стадии измельчения. Пески классификации в гидроциклонах крупностью +0,074 мм направляются на измельчение (11), слив гидроциклонов крупностью -0,074+0 мм направляется в третью операцию цикла предварительного обогащения (12).The initial ore with a grain size of 500 mm is crushed (1) in a jaw crusher up to 100 mm. The crushed ore is subjected to primary grinding (2) in a wet self-grinding mill, then the crushed ore is sent for screening in a buter (3). As a result of screening in a buter, a product with a particle size of minus 10 mm and galya are obtained. Galya is crushed in a ball mill of the second grinding stage (4). The crushed ore in the form of pulp is sent for classification (5) to a classifier, for example, spiral type KCH. The classifier and the ball mill are connected in a closed cycle. Classifier sands with a particle size of +0.5 mm and a classifier sump with a particle size of -0.5 + 0 mm are obtained. The discharge of the classifier is sent to the first operation of the pre-enrichment cycle (6). The light fraction with a particle size of -0.5 + 0 mm, obtained after the first preliminary enrichment operation, is sent for classification in hydrocyclones (7), which are connected with the mill of the third stage of grinding by a closed cycle. The sands of classification in a hydrocyclone with a grain size of +0.2 mm are again sent to grinding (8), the discharge of hydrocyclones with a grain size of -0.2 + 0 mm is sent to the second operation of the pre-enrichment cycle (9). The light fraction with a particle size of -0.2 + 0 mm obtained after the second preliminary enrichment operation is sent to hydrocyclones for classification (10), which are connected in a closed cycle to a ball mill of the fourth grinding stage. The classification sands in hydrocyclones with a grain size of +0.074 mm are sent for grinding (11), the discharge of hydrocyclones with a grain size of -0.074 + 0 mm is sent to the third operation of the pre-enrichment cycle (12).

В результате третьей операции цикла предварительного обогащения (12) получают поток с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал.As a result of the third operation of the pre-enrichment cycle (12), a stream with a low content of a valuable component is obtained, which is sent to the dump.

Тяжелые фракции крупностью -0,5+0 мм, -0,2+0 мм, -0,074+0 мм операций предварительного обогащения (6, 9 и 12 соответственно) объединяют, получают поток для гравитационного обогащения (13), который определяют по формуле:The heavy fractions with a particle size of -0.5 + 0 mm, -0.2 + 0 mm, -0.074 + 0 mm pre-enrichment operations (6, 9 and 12, respectively) are combined to obtain a flow for gravity enrichment (13), which is determined by the formula :

γ1=(0,25-0,30)γ234,γ 1 = (0.25-0.30) γ 2 = γ 3 + γ 4 ,

гдеWhere

γ2 - это количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение,γ 2 is the amount of initial ore that enters the preliminary enrichment,

γ3 - это количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формулеγ 3 - this is the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning in order to isolate the gold head concentrate, calculated by the formula

γ3=(0,025-0,027)γ2,γ 3 = (0.025-0.027) γ 2 ,

γ4 - это количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формулеγ 4 is the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, which is calculated by the formula

γ4=(0,225-0,243)γ2.γ 4 = (0.225-0.243) γ 2 .

Проводят гравитационное обогащение (13) с получением гравитационного концентрата и хвостов гравитационного обогащения. Используют гравитационный аппарат, например центробежный концентратор Итомак, отечественный аналог центробежного концентратора Knelson.Gravitational enrichment is carried out (13) to obtain gravitational concentrate and tails of gravitational enrichment. A gravitational apparatus is used, for example, the Itomak centrifugal concentrator, the domestic analogue of the Knelson centrifugal concentrator.

Гравитационный концентрат отправляют на доводку (14), которую реализуют, например, с использованием концентрационного стола Gemeny. В результате доводки выделяют концентрат «золотая головка» и обедненный гравитационный концентрат. Концентрат «золотая головка» подвергается сгущению (15), получают сгущенный концентрат «золотая головка» и слив. Слив направляется в оборот.The gravity concentrate is sent for refinement (14), which is realized, for example, using a Gemeny concentration table. As a result of the refinement, the “gold head” concentrate and depleted gravity concentrate are isolated. The gold head concentrate undergoes condensation (15), a condensed gold head concentrate and a drain are obtained. The drain goes into circulation.

Хвосты гравитационного обогащения (13) направляют на флотационное обогащение (19), включая основную, контрольную и перечистную операции флотации. Флотацию проводят во флотомашинах, например пневмомеханических ФПМ.Gravity dressing tailings (13) are directed to flotation dressing (19), including the main, control and cleanup flotation operations. Flotation is carried out in flotation machines, for example pneumomechanical FPM.

Основную флотацию реализуют после кондиционирования хвостов гравитационного обогащения со следующими реагентами: медный купорос - 40-60 г/т; карбамид 20-40 г/т; бутиловый ксантогенат - 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т; пенообразователь-Т-92 - 100-120 г/т; процесс ведут в щелочной среде, создаваемой кальцинированной содой до pH 8,0-8,5.The main flotation is realized after conditioning the tailings of gravity concentration with the following reagents: copper sulfate - 40-60 g / t; carbamide 20-40 g / t; butyl xanthate - 60-90 g / t and captax 60-90 g / t with a total flow rate of 150 g / t; foaming agent-T-92 - 100-120 g / t; the process is conducted in an alkaline environment created by soda ash to a pH of 8.0-8.5.

Соотношение расходов реагентов основной и контрольной операций флотации принимают 2:1 и подают в контрольную операцию: карбамид в количестве 10-20 г/т; бутиловый ксантогенат - 30-45 г/т в сочетании с каптаксом в количестве 30-45 г/т при суммарном их расходе 75 г/т; пенообразователь Т-92 при расходе 50-60 г/т; уровень pH поддерживают на уровне 8,0-8,5 подачей кальцинированной соды.The ratio of the costs of the reagents of the main and control flotation operations is 2: 1 and served in the control operation: urea in the amount of 10-20 g / t; butyl xanthate - 30-45 g / t in combination with captax in an amount of 30-45 g / t with a total flow rate of 75 g / t; foaming agent T-92 at a flow rate of 50-60 g / t; the pH level is maintained at a level of 8.0-8.5 by the supply of soda ash.

Перечистную операцию флотации ведут без добавления реагентов.The final flotation operation is carried out without the addition of reagents.

В результате флотационного обогащения получают флотационный концентрат и хвосты флотации. Хвосты флотации являются отвальными, их сгущают (25), слив направляют в оборот, сгущенный продукт направляют в хвостохранилище. Флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, полученным после доводки (14), получают объединенный продукт. Объединенный продукт подвергают ультразвуковой обработке (20), затем направляют на подщелачивание (21). Объединенный продукт после подщелачивания (21) направляют на сорбционное цианирование (22). В качестве сорбента используют смолу, например АМ-2Б. Получают насыщенную золотом смолу и отработанный цианистый раствор. Цианистый раствор после фильтрации (23) и обеззараживания по известным методикам складируют в виде твердых хвостов на специальном полигоне в виде жидкой фазы в хвостохранилище. Насыщенную смолу отделяют на грохоте, например, вибрационном, промывают и направляют на десорбцию (24) с одновременными процессами регенерации и электролитическим осаждением. В результате электролитического осаждения получают и накапливают катодный осадок золота. Отработанную смолу регенерируют и направляют на повторное использование. Отработанный электролит восстанавливают по известным методикам и также направляют в процесс.As a result of flotation concentration, flotation concentrate and flotation tails are obtained. The flotation tailings are dumped, they are thickened (25), the discharge is directed into circulation, and the condensed product is sent to the tailing dump. The flotation concentrate is combined with the depleted gravity concentrate obtained after refinement (14) to obtain a combined product. The combined product is subjected to ultrasonic treatment (20), then sent to alkalization (21). The combined product after alkalization (21) is sent to sorption cyanidation (22). A resin, for example, AM-2B, is used as a sorbent. A gold-saturated resin and a spent cyanide solution are obtained. After filtration (23) and disinfection by known methods, the cyanide solution is stored in the form of solid tails at a special landfill in the form of a liquid phase in a tailing dump. The saturated resin is separated on a screen, for example, by vibrating, washed and sent to desorption (24) with simultaneous regeneration processes and electrolytic deposition. As a result of electrolytic deposition, a cathode deposit of gold is obtained and accumulated. The spent resin is regenerated and sent for reuse. The spent electrolyte is reduced by known methods and also sent to the process.

Сгущенный концентрат «золотая головка» объединяется с катодным осадком, далее они подвергаются окислительному обжигу (16). Огарок, полученный после обжига, направляется на плавку (17) с добавлением флюсов. В результате плавки получают лигатурное золото в слитках и шлак. Шлак направляют на доизмельчение в шаровую мельницу (18) и возвращают в операцию доводки (14).The concentrated gold head concentrate is combined with the cathode deposit, and then they undergo oxidative roasting (16). The cinder obtained after firing is sent to the smelting (17) with the addition of fluxes. As a result of smelting, ligature gold bullion and slag are obtained. The slag is sent for regrinding in a ball mill (18) and returned to the finishing operation (14).

Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд благодаря сокращению потока перерабатываемой руды в результате предварительного обогащения позволяет снизить нагрузку на основное оборудование. Способ позволяет также увеличить глубину и полноту извлечения мелкого и тонкого золота, золота с измененной и загрязненной поверхностью, благодаря применению оптимального режима флотационного разделения минералов и предварительной ультразвуковой обработке объединенного продукта перед планированием.The method of extracting gold from poor low-sulphide ores due to the reduction in the flow of processed ore as a result of preliminary enrichment reduces the load on the main equipment. The method also allows to increase the depth and completeness of the extraction of fine and thin gold, gold with a modified and contaminated surface, due to the use of the optimal regime of flotation separation of minerals and preliminary ultrasonic processing of the combined product before planning.

Таблица 1Table 1 Минералогический состав золотосодержащей руды одного из месторождений Красноярского краяMineralogical composition of gold ore in one of the deposits of the Krasnoyarsk Territory МинералыMinerals Содержание, %Content% ПиритPyrites 1,51,5 АрсенопиритArsenopyrite Единичные выделенияSingle discharge Магнетит + гематит (мартит)Magnetite + Hematite (Martite) 1,51,5 АнатазAnataz 1,01,0 ЗолотоGold Единичные выделенияSingle discharge КварцQuartz 42,042.0 АльбитAlbite 18,018.0 ХлоритChlorite 9,09.0 КальцитCalcite 2,02.0 МусковитMuscovite 25,025.0 ПирротинPyrrhotite Единичные выделенияSingle discharge Халькопирит, шеелит, гетитChalcopyrite, scheelite, goeth Единичные выделенияSingle discharge РутилRutile Единичные выделенияSingle discharge Ковеллин, борнит, висмутинCovellin, Bornite, Bismuthin Единичные выделенияSingle discharge Микроклин, биотит, гранатMicrocline, biotite, pomegranate Единичные выделенияSingle discharge Апатит, турмалин, цирконApatite, tourmaline, zircon Единичные выделения.Single discharge. Ильваит, графит, эпидотIlvaite, graphite, epidote Единичные выделенияSingle discharge

Таблица 2table 2 Рациональный анализ нахождения золота в рудеRational analysis of the presence of gold in ore Форма нахожденияForm of finding Содержание Au, г/тAu content, g / t Распределение, %Distribution% Au самородноеAu native 0,850.85 72,772.7 Au сульфидноеAu sulfide 0,310.31 26,526.5 Au силикатноеAu silicate 0,0090.009 0,80.8 ∑Au∑Au 1,1691,169 100one hundred Au валовоеAu gross 1,151.15 --

Таблица 3Table 3 Результаты предварительного обогащения руды на центробежной отсадочной машине Kelsey J200 CJResults of ore pre-concentration on a Kelsey J200 CJ centrifugal jigging machine ПродуктыProducts Выход, %Exit, % Содержание, г/тContent, g / t Извлечение, %Recovery% Питание гравитационного обогащенияGravity Enrichment Nutrition 27,2927.29 4,884.88 92,992.9 Хвосты предварительного обогащенияTailings pre-enrichment 72,7172.71 0,140.14 7,17.1 Исходная рудаSource ore 100,00100.00 1,4351,435 100one hundred

Таблица 4Table 4 Зависимость результатов флотационного обогащения по предлагаемому способу извлечения золота из бедных малосульфидных руд от параметров ведения процессаThe dependence of the results of flotation processing according to the proposed method for the extraction of gold from poor low-sulfide ores from the parameters of the process ПараметрParameter ЗначениеValue Эффективность, %Efficiency% Медный купорос, г/тCopper sulfate, g / t 1010 61,3061.30 20twenty 63,9863.98 4040 80,1080,10 6060 78,2978.29 8080 71,1871.18 КарбамидUrea 1010 76,2276.22 20twenty 79,5679.56 30thirty 80,4480,44 4040 78,2578.25 50fifty 72,0472.04 Каптакс /Бутиловый ксантогенат, г/тKaptax / Butyl xanthate, g / t 30/12030/120 73,5073.50 60/9060/90 73,6673.66 90/6090/60 74,5274.52 120/30120/30 73,3073.30 Пенообразователь-Т-92*Frother-T-92 * 100one hundred -- 120120 *Примечание: расход пенообразователя был установлен исходя из получения устойчивой пены в процессе флотации.* Note: the blowing agent consumption was determined on the basis of obtaining stable foam during flotation.

Таблица 5Table 5 Результаты флотации хвостов гравитационного обогащенияGravity dressing tail flotation results ПродуктыProducts Выход, %Exit, % Содержание, г/тContent, g / t Извлечение, %Recovery% Режим флотацииFlotation mode Традиционный режимTraditional mode Флотационный концентратFlotation concentrate 14,4714.47 4,604.60 74,7574.75 Бут.Кх - 100 г/тBut.Kh - 100 g / t Т-92 - 50 г/тT-92 - 50 g / t Хвосты флотацииFlotation tails 85,5385.53 0,260.26 25,2525.25 Хвосты гравитационного обогащенияGravity Enrichment Tails 100one hundred 0,890.89 100,00100.00 Предлагаемый режимSuggested Mode Флотационный концентратFlotation concentrate 7,317.31 7,237.23 82,6282.62 CuSO4 - 40 г/тCuSO 4 - 40 g / t Карбамид - 30 г/тUrea - 30 g / t Хвосты флотацииFlotation tails 92,6992.69 0,120.12 17,3817.38 Бут.Кх - 60 г/тBut.Kh - 60 g / t Хвосты гравитационного обогащенияGravity Enrichment Tails 100,00100.00 0,640.64 100one hundred Каптакс -90 г/тKaptax -90 g / t Т-92 - 100 г/тT-92 - 100 g / t

Таблица 6Table 6 Результаты ультразвуковой обработки объединенного продукта перед сорбционным цианированиемThe results of ultrasonic treatment of the combined product before sorption cyanide Условия опытаExperience Conditions Содержание золота в твердых хвостах цианирования, г/тThe gold content in the solid tails of cyanidation, g / t Извлечение золота в раствор, %The recovery of gold in solution,% Лабораторные испытанияLaboratory tests 7,5*7.5 * -- Без ультразвуковой обработкиNo ultrasonic treatment 0,870.87 88,488.4 После ультразвуковой обработкиAfter ultrasonic treatment 0,250.25 96,696.6 Испытания на ЗИФZIF Tests 21,6*21.6 * -- Без ультразвуковой обработкиNo ultrasonic treatment 2,12.1 90,2790.27 После ультразвуковой обработкиAfter ultrasonic treatment 1,21,2 94,4494.44 * - Содержание золота в исходном объединенном продукте.* - The gold content in the original combined product.

Claims (1)

Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное обогащение с получением хвостов и гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделением концентрата «золотая головка», и обедненного гравитационного концентрата и флотационное обогащение хвостов гравитационного обогащения, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, отличающийся тем, что после классификации второй стадии измельчения перед циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, и поток γ1 для гравитационного обогащения, который определяют по формуле:
γ1=(0,25-0,30)γ234,
где γ2 - количество руды, которое поступает на предварительное обогащение;
γ3 - количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формуле:
γ3=(0,025-0,027)γ2;
γ4 - количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формуле:
γ4=(0,225-0,243)γ2,
а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при pH=8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами:
медный купорос 40-60 г/т,
карбамид 20-40 г/т,
бутиловый ксантогенат 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т,
пенообразователь Т-92 100-120 г/т,
полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, подвергают сорбционному цианированию и десорбции обработанный ультразвуком объединенный продукт с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом «золотая головка» подвергают обжигу, плавке, и получают золото в слитках.
A method for extracting gold from poor low-sulphide ores, including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity concentration to produce tailings and gravity concentrate fed to the refinement with the separation of the gold head concentrate, and depleted gravity concentrate and flotation concentration of gravity concentration tailings, sorption cyanization , electrolytic separation of gold and melting, characterized in that after the classification of the second stage of grinding before the cycle of gravity In the process of preliminary enrichment, a pre-enrichment cycle is carried out on a centrifugal jigging machine and the initial ore stream is divided into a preliminary enrichment tail stream with a low content of a valuable component, which is sent to the dump, and γ 1 stream for gravity enrichment, which is determined by the formula:
γ 1 = (0.25-0.30) γ 2 = γ 3 + γ 4 ,
where γ 2 is the amount of ore that enters the preliminary enrichment;
γ 3 - the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning with the separation of the concentrate "golden head", is calculated by the formula:
γ 3 = (0.025-0.027) γ 2 ;
γ 4 - the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, which is calculated by the formula:
γ 4 = (0.225-0.243) γ 2 ,
and the tails of gravitational enrichment are subjected to flotation enrichment in an alkaline environment at pH = 8.0-8.5 after conditioning them with the following reagents:
copper sulfate 40-60 g / t,
carbamide 20-40 g / t
butyl xanthate 60-90 g / t and Captax 60-90 g / t with a total flow rate of 150 g / t,
foaming agent T-92 100-120 g / t,
the resulting flotation concentrate is combined with a depleted gravitational concentrate, a combined product is obtained, which is treated with ultrasound at an ultrasonic frequency of 35 kHz and an ultrasonic power of 300 W for 10-15 minutes, sorbed cyanidation and desorption of the combined product with ultrasound to obtain a gold-containing solution, then spend electrolytic deposition of gold from a gold-containing sorption cyanidation solution and get a cathode precipitate, which together with the obtained gold head concentrate is fired, smelted, and gold bullion is obtained.
RU2011124643/02A 2011-06-16 2011-06-16 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores RU2465353C1 (en)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011124643/02A RU2465353C1 (en) 2011-06-16 2011-06-16 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores
EA201101467A EA019905B1 (en) 2011-06-16 2011-11-03 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011124643/02A RU2465353C1 (en) 2011-06-16 2011-06-16 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2465353C1 true RU2465353C1 (en) 2012-10-27

Family

ID=47147444

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011124643/02A RU2465353C1 (en) 2011-06-16 2011-06-16 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores

Country Status (2)

Country Link
EA (1) EA019905B1 (en)
RU (1) RU2465353C1 (en)

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2522921C1 (en) * 2013-03-14 2014-07-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Gold extraction from ores and concentrates
RU2634314C1 (en) * 2016-09-14 2017-10-25 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВО "ЗабГУ") Flow line for enrichment of polymetallic raw material and isolation of finished product
RU2646269C1 (en) * 2017-04-12 2018-03-02 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method for enrichment of technogenic gold-containing formations
RU2689487C1 (en) * 2018-09-28 2019-05-28 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method of extracting noble metals from ores and concentrates
RU2704946C1 (en) * 2019-03-21 2019-10-31 Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation
CN111589574A (en) * 2020-07-02 2020-08-28 长沙有色冶金设计研究院有限公司 Method for recovering copper and gold from copper-containing tailings

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2654407C1 (en) * 2017-09-01 2018-05-17 Акционерное общество "Полюс Красноярск" Method for processing sulfide concentrates containing noble metals

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5332559A (en) * 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
RU2023734C1 (en) * 1992-07-13 1994-11-30 Иркутский научно-исследовательский институт редких и цветных металлов Method of reprocessing of gold- and silver-containing ores
US5948375A (en) * 1997-06-10 1999-09-07 Billiton Sa Limited Biological oxidation of sulphide minerals to recover gold, silver, platinum group metals and base metals
US6461577B1 (en) * 1999-05-05 2002-10-08 Boliden Mineral Ab Two-stage bioleaching of sulphidic material containing arsenic
RU2275437C1 (en) * 2005-04-19 2006-04-27 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Rebellious gold-containing ore gold extraction method
RU2318887C1 (en) * 2006-09-12 2008-03-10 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Method for gold extraction from ores

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6451275B1 (en) * 2000-03-10 2002-09-17 Lakefield Research Limited Methods for reducing cyanide consumption in precious metal recovery by reducing the content of intermediate sulfur oxidation products therein

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5332559A (en) * 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
RU2023734C1 (en) * 1992-07-13 1994-11-30 Иркутский научно-исследовательский институт редких и цветных металлов Method of reprocessing of gold- and silver-containing ores
US5948375A (en) * 1997-06-10 1999-09-07 Billiton Sa Limited Biological oxidation of sulphide minerals to recover gold, silver, platinum group metals and base metals
US6461577B1 (en) * 1999-05-05 2002-10-08 Boliden Mineral Ab Two-stage bioleaching of sulphidic material containing arsenic
RU2275437C1 (en) * 2005-04-19 2006-04-27 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Rebellious gold-containing ore gold extraction method
RU2318887C1 (en) * 2006-09-12 2008-03-10 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Method for gold extraction from ores

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2522921C1 (en) * 2013-03-14 2014-07-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Gold extraction from ores and concentrates
RU2634314C1 (en) * 2016-09-14 2017-10-25 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВО "ЗабГУ") Flow line for enrichment of polymetallic raw material and isolation of finished product
RU2646269C1 (en) * 2017-04-12 2018-03-02 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method for enrichment of technogenic gold-containing formations
RU2689487C1 (en) * 2018-09-28 2019-05-28 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method of extracting noble metals from ores and concentrates
RU2704946C1 (en) * 2019-03-21 2019-10-31 Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation
CN111589574A (en) * 2020-07-02 2020-08-28 长沙有色冶金设计研究院有限公司 Method for recovering copper and gold from copper-containing tailings
CN111589574B (en) * 2020-07-02 2021-09-17 长沙有色冶金设计研究院有限公司 Method for recovering copper and gold from copper-containing tailings

Also Published As

Publication number Publication date
EA019905B1 (en) 2014-07-30
EA201101467A1 (en) 2012-12-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2465353C1 (en) Method for extracting gold from poor low-sulphide ores
RU2403296C1 (en) Complex processing method of aged tails of benefication of tungsten-containing ores
AU2011318686B2 (en) A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores
RU2388544C1 (en) Procedure for production of collective concentrate out of mixed fine ingrained iron ore
RU2333042C1 (en) Method of flotation of copper-molybdenum ores
CN103301934A (en) Method for recovering fluorite in metal sulfide ore tailings
RU2425159C2 (en) Procedure for refining antimony ore and process line for its implementation
RU2483808C2 (en) Method of flotation separation of carbon and sulphides in dressing of carbon-bearing sulphide and mixed ores
RU2648402C1 (en) Method for dressing gold-bearing ores with high sorption capacity
CN104689901A (en) Comprehensive recovery beneficiation method of tungsten/tin/zinc polymetallic ores
WO2024051102A1 (en) Method for lithium enrichment
CN116140023A (en) Method for improving tin ore selectivity based on cluster bubble synergistic shock wave pretreatment
AU2009203903B2 (en) Processing nickel bearing sulphides
RU2424333C1 (en) Procedure for complex treatment of rejects of tungsten containing ore
RU2624497C2 (en) Method for flotation of refractory complex ores of noble metals
CN104148166B (en) A kind of beneficiation method of complicated tellurium Ore
US8753593B2 (en) Processing nickel bearing sulphides
RU2452584C2 (en) Method of flotation extraction of fine gold
CN117324114A (en) Beneficiation method for low-grade complex embedded refractory copper lead zinc sulfide ore
RU2455373C1 (en) Method to process gold-bearing material to recover gold
RU2496583C1 (en) Modified reagent for flotation of nonferrous metal zinc-bearing ores
CN109746118B (en) Method for sorting high-sulfate iron ore
CN102327801B (en) Selective milling method for low-grade lead zinc ores
RU2699878C1 (en) Reagent for flotation enrichment of carbonaceous gold-containing ores with increased gold recovery
RU55367U1 (en) EXPERIMENTAL PLANT FOR PROCESSING GOLD-CONTAINING ORES AND CONCENTRATES (OPTIONS)

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20160617