RU2431689C1 - Procedure for extraction of gold from refractory clay ore - Google Patents
Procedure for extraction of gold from refractory clay ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2431689C1 RU2431689C1 RU2010101081/02A RU2010101081A RU2431689C1 RU 2431689 C1 RU2431689 C1 RU 2431689C1 RU 2010101081/02 A RU2010101081/02 A RU 2010101081/02A RU 2010101081 A RU2010101081 A RU 2010101081A RU 2431689 C1 RU2431689 C1 RU 2431689C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- ore
- extraction
- subjected
- crumbling
- Prior art date
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 33
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 33
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 33
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 11
- 239000004927 clay Substances 0.000 title claims abstract description 7
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 32
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 claims abstract description 12
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims abstract description 4
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 3
- 150000005846 sugar alcohols Polymers 0.000 claims abstract description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 4
- 235000014113 dietary fatty acids Nutrition 0.000 claims 1
- 229930195729 fatty acid Natural products 0.000 claims 1
- 239000000194 fatty acid Substances 0.000 claims 1
- 150000004665 fatty acids Chemical class 0.000 claims 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000004513 sizing Methods 0.000 abstract 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 abstract 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 14
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 10
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 7
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 6
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 4
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000002736 nonionic surfactant Substances 0.000 description 3
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000012634 fragment Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 238000005325 percolation Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 1
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 1
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 1
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 1
- 230000000087 stabilizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000012224 working solution Substances 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов (технология кучного цианидного выщелачивания золота и серебра из упорных руд) и может быть использовано в горнообогатительной промышленности.The invention relates to the field of hydrometallurgy of precious metals (heap cyanide leaching of gold and silver from refractory ores) and can be used in the mining industry.
Известны и широко применяются способы кучного выщелачивания с использованием растворов цианидов. Избирательность извлечения металлов достигается слабой концентрацией раствора цианида (0,03÷0,3%), что заметно снижает долю конкурирующих реакций, или сопутствующими, не целевыми металлами. Одновременное наличие раствора щелочи (0,005÷0,02%) стабилизирует подаваемый раствор цианида, а воздушно-кислородная аэрация интенсифицирует процесс растворения целевых металлов из исходного сырья.Heap leaching methods using cyanide solutions are known and widely used. Selectivity of metal extraction is achieved by a low concentration of cyanide solution (0.03–0.3%), which significantly reduces the share of competing reactions, or by concomitant non-target metals. The simultaneous presence of an alkali solution (0.005 ÷ 0.02%) stabilizes the supplied cyanide solution, and air-oxygen aeration intensifies the process of dissolution of the target metals from the feedstock.
Все это вместе позволяет достаточно стабильно и относительно эффективно извлекать благородные металлы, переводить их в соответствующие комплексы с последующим осаждением целевых металлов из цианистых растворов цинковой пылью, сорбцией на углях и/или анионитах.All this together allows the noble metals to be extracted stably and relatively efficiently, converted to the corresponding complexes, followed by the precipitation of the target metals from cyanide solutions by zinc dust, sorption on coal and / or anion exchangers.
В промышленности используют два метода цианирования:In industry, two cyanidation methods are used:
- перколяция (просачивание рабочего раствора через слой диспергированной руды или песка) при интенсивной продувке (I способ);- percolation (leakage of the working solution through a layer of dispersed ore or sand) with intensive purging (I method);
- сорбционное цианирование (совмещенный процесс выщелачивания и извлечения растворенных металлов из пульпы сорбцией на углероде) (II способ);- sorption cyanidation (a combined process of leaching and extraction of dissolved metals from the pulp by sorption on carbon) (II method);
- эти методы давно и хорошо известны (1843 г. П.Р.Багратион, 1856 г. М.Фарадей, 1887-1888 гг. Дж.Мак-Артур и братья Р. и У.Форест).- these methods have long been well known (1843 P.R. Bagration, 1856 M. Faraday, 1887-1888 J. MacArthur and brothers R. and W. Forest).
Предлагаемое изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, в частности к способу извлечения золота цианидным выщелачиванием из глинистых руд по I и II способам.The present invention relates to hydrometallurgy of precious metals, in particular to a method for extracting gold by cyanide leaching from clay ores according to methods I and II.
Задачей настоящего изобретения является оптимизация и итенсификация процесса извлечения золота за счет:The objective of the present invention is to optimize and intensify the process of gold extraction due to:
- химического вскрытия руды (I способ);- chemical opening of ore (I method);
- гидравлической классификации сырья с химическим вскрытием руды (II способ).- hydraulic classification of raw materials with chemical opening of ore (II method).
Оба этих приема интенсифицируют процесс извлечения золота и снижают потери последнего с хвостами кристаллических фракций.Both of these techniques intensify the process of gold extraction and reduce the loss of the latter with tails of crystalline fractions.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению по способу I (прототип 1) является способ переработки золотосодержащих руд (RU 2096504 С1, заявка 9619975/02 от 1996.05.17).Closest to the proposed invention according to method I (prototype 1) is a method of processing gold-bearing ores (RU 2096504 C1, application 9619975/02 of 1996.05.17).
Сущность изобретения сводится к следующему.The invention is reduced to the following.
Технический результат достигается тем, что в известном способе переработки золотосодержащих руд, включающем дробление руды, формирование рудного штабеля и последующее кучное выщелачивание цианистыми растворами, перед формированием рудного штабеля руду подвергают гравитационному обогащению с получением гравиоконцентратов и хвостов гравитации, причем хвосты гравитации направляют на формирование рудного штабеля, а гравиоконцентраты цианируют в отдельном цикле с получением товарных золотосодержащих осадков, кеков цианирования и обеззолоченных растворов. При этом кеки цианирования гравиоконцентратов направляют на формирование рудного штабеля совместно с хвостами гравитации, а обеззолоченные растворы цианирования гравиоконцентратов направляют на кучное выщелачивание.The technical result is achieved by the fact that in the known method for processing gold-bearing ores, including crushing ore, forming an ore stack and subsequent heap leaching with cyanide solutions, before forming an ore stack, the ore is subjected to gravitational enrichment to obtain gravity concentrates and gravity tails, and the gravity tailings are directed to the formation of the ore head and gravity concentrates are cyanide in a separate cycle with obtaining commodity gold-bearing sediments, cyanide cakes and both gilded solutions. In this case, cyanide cakes of gravity concentrates are directed to the formation of an ore stack together with gravity tails, and desalted solutions of cyanidation of gravity concentrates are sent to heap leaching.
Отличием предлагаемого решения является обработка дробленой руды раствором неионогенного ПАВ (1,2÷2,3 мас.% водный раствор).The difference of the proposed solution is the processing of crushed ore with a solution of nonionic surfactant (1.2 ÷ 2.3 wt.% Aqueous solution).
Наиболее близким к предлагаемому изобретению по способу II (прототип 2) является способ извлечения золота из глинистых руд (RU 1616159 от 1989 01.12).Closest to the proposed invention according to method II (prototype 2) is a method for extracting gold from clay ores (RU 1616159 from 1989 01.12).
Сущность изобретения состоит в следующем.The invention consists in the following.
Задачей изобретения является интенсификация процесса и снижение потерь золота с хвостами кристаллической фракции. Для этого руду, содержащую 3,8 г/л золота и 35% глины, подвергают мокрому измельчению и классифицируют. Слив и пески классификатора перерабатывают раздельно. Из слива гидроциклонированием и грохочением выделют фракцию - 0,071 мм, которую направляют на сорбцию золота, а насыщенную смолу - на электролиз. Извлекают золота 49,8%. Пески классификатора доизмельчают и повторно классифицируют из слива классификатора, после гидроциклонирования и грохочения выделяют фракцию 0,16÷0,071 мм, которую подвергают сорбционному цианированию с последующим электролитическим выделением золота. Извлечение золота из кристаллической фазы 37,7%. Суммарное извлечение золота составляет 86,6%, что на 1,6% выше известных способов. Число ступеней на стадии сорбционного цианирования сокращается с 9 до 6.The objective of the invention is to intensify the process and reduce the loss of gold with tails of the crystalline fraction. For this, ore containing 3.8 g / l of gold and 35% clay is wet milled and classified. Classifier plum and sands are processed separately. A fraction of 0.071 mm is separated from the drain by hydrocyclone and screening, which is sent to sorption of gold, and the saturated resin to electrolysis. Gold is recovered 49.8%. The sands of the classifier are refined and reclassified from the discharge of the classifier, after hydrocyclonation and screening, a fraction of 0.16–0.071 mm is isolated, which is subjected to sorption cyanide followed by electrolytic separation of gold. Gold recovery from the crystalline phase is 37.7%. The total gold recovery is 86.6%, which is 1.6% higher than the known methods. The number of steps in the sorption cyanidation step is reduced from 9 to 6.
Недостатком этого способа является недоизвлечение золота. Задачей настоящего изобретения является оптимизация и интенсификация процесса извлечения золота за счет дополнительного химического вскрытия руды, а также дополнительной гидравлической классификации, приводящих к снижению потерь золота с хвостами кристаллических фракций.The disadvantage of this method is the under-extraction of gold. The objective of the present invention is to optimize and intensify the process of gold extraction due to additional chemical opening of ore, as well as additional hydraulic classification, leading to a decrease in gold losses with tails of crystalline fractions.
Сказанное иллюстрируется примерами.The foregoing is illustrated by examples.
Пример 1.Example 1
Дробленая руда в количестве 100 кг (минус 2 мм) укладывалась в колонну 1 (модель фрагмента рудного штабеля) и обрабатывалась неионогенным ПАВ (смесь полиспиртов и СЖК С12-С30, 1:1). Выщелачивание проводили в режиме просачивания цианида натрия 0,5-0,7 г/л. Золота извлекали цементацией на цинковой стружке. Раствор цианида после стабилизации концентрации возвращали на рецикл. Результаты опыта представлены в табл.1 и фиг.1.Crushed ore in an amount of 100 kg (minus 2 mm) was packed in column 1 (model of a fragment of an ore stack) and treated with a nonionic surfactant (a mixture of polyalcohols and FFA С 12 -С 30 , 1: 1). Leaching was carried out in the mode of leakage of sodium cyanide 0.5-0.7 g / L. Gold was recovered by cementation on zinc chips. After stabilizing the concentration, the cyanide solution was recycled. The results of the experiment are presented in table 1 and figure 1.
Таким образом, использование ПАВ обеспечивает стабилизацию рН раствора на уровне более 8 и увеличивает выход золота на 5÷6,8%, в несколько раз сокращая время процесса (с 2 до 0,5 суток).Thus, the use of surfactants provides stabilization of the pH of the solution at a level of more than 8 and increases the gold yield by 5–6.8%, several times reducing the process time (from 2 to 0.5 days).
Пример 2.Example 2
Исходную руду подвергали дроблению и классификации на ситах. Фракцию - 0,5 мм подвергали повторному измельчению в растворе ПАВ при температуре 20°С и выше. Полученную пульпу подвергали гидроциклонированию. Слив гидроциклонов содержал 83÷87% иловой фракции 0,02÷0,05 мм и 10÷17% фракции 0,05÷0,07 мм.The original ore was crushed and classified on sieves. A fraction of 0.5 mm was subjected to repeated grinding in a surfactant solution at a temperature of 20 ° C and above. The resulting pulp was subjected to hydrocyclone. The discharge of hydrocyclones contained 83–87% of the sludge fraction of 0.02–0.05 mm and 10–17% of the fraction of 0.05–0.07 mm.
Более крупная фракция подвергалась повторному гидравлическому доизмельчению.The larger fraction was subjected to repeated hydraulic regrinding.
Слив гидроциклонов I и II ступеней объединяли и подвергали декантации и цианированию при интенсивном перемешивании в течение 4 часов.The discharge of hydrocyclones of I and II stages was combined and subjected to decantation and cyanidation with vigorous stirring for 4 hours.
Растворенное золото отделяли декантацией и промывали с последующей цементацией металлическим цинком на углеродном материале. Цементный осадок обрабатывался по существующим технологиям.The dissolved gold was separated by decantation and washed, followed by cementation with metallic zinc on a carbon material. Cement sludge was processed using existing technologies.
Основные результаты представлены в табл.2 и на фиг.2. Основной эффект достигается за счет того, что после обработки ПАВ из сырья частично уходят Са, Ва, Mg, Fe, Al и др. металлы.The main results are presented in table 2 and figure 2. The main effect is achieved due to the fact that after processing the surfactant, Ca, Ba, Mg, Fe, Al, and other metals partially leave the raw materials.
Таким образом, применение неионогенного ПАВ приводит к дополнительному химическому вскрытию руды за счет извлечения из породы ряда металлов, что в свою очередь увеличивает выход целевого продукта с 86,6 до 89,7%, сокращая время технологического процесса до 4 часов.Thus, the use of nonionic surfactants leads to additional chemical ore opening due to the extraction of a number of metals from the rock, which in turn increases the yield of the target product from 86.6 to 89.7%, reducing the process time to 4 hours.
При этом оптимальной температурой обработки руд следует считать Т≥13°С. Увеличение температуры выше 75°С нежелательно, т.к. резко повышает требования к технике безопасности.In this case, the optimum processing temperature of ores should be considered T≥13 ° C. An increase in temperature above 75 ° C is undesirable since dramatically increases safety requirements.
Фиг.1. Зависимость влияния концентрации и общего количества ПАВ на эффективность извлечения золота. Условия нормальные.Figure 1. Dependence of the influence of concentration and the total amount of surfactants on the efficiency of gold recovery. The conditions are normal.
Из Фиг.1 видно, что оптимальным количеством ПАВ, приводящим к максимальному выходу золота, является 30 л/т при концентрации его в растворе от 1,2% до 2,3%. Дальнейшее увеличение концентрации ПАВ приводит даже к незначительному снижению выхода целевого продукта (золота), а увеличение его количества не дает сколько-либо заметных изменений в технологии процесса извлечения, лишь незначительно удорожая процесс в целом.Figure 1 shows that the optimal amount of surfactant, leading to a maximum yield of gold, is 30 l / t when its concentration in the solution is from 1.2% to 2.3%. A further increase in the concentration of surfactants even leads to a slight decrease in the yield of the target product (gold), and an increase in its quantity does not produce any noticeable changes in the technology of the extraction process, only slightly increasing the cost of the process as a whole.
Фиг.2. Зависимость эффективности процесса золотоизвлечения от температуры.Figure 2. Dependence of the efficiency of the gold recovery process on temperature.
На Фиг.2 видно, что при относительно низких температурах (Т°=10°С и ниже) эффективность ПАВ сводится к нулю. В диапазоне 10-20°С происходит резкий качественный скачок, сохраняющийся вплоть до 75°С.Figure 2 shows that at relatively low temperatures (T ° = 10 ° C and below), the effectiveness of the surfactant is reduced to zero. In the range of 10–20 ° С, a sharp qualitative jump occurs, which lasts up to 75 ° С.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010101081/02A RU2431689C1 (en) | 2010-01-14 | 2010-01-14 | Procedure for extraction of gold from refractory clay ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010101081/02A RU2431689C1 (en) | 2010-01-14 | 2010-01-14 | Procedure for extraction of gold from refractory clay ore |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2010101081A RU2010101081A (en) | 2011-07-20 |
| RU2431689C1 true RU2431689C1 (en) | 2011-10-20 |
Family
ID=44752219
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2010101081/02A RU2431689C1 (en) | 2010-01-14 | 2010-01-14 | Procedure for extraction of gold from refractory clay ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2431689C1 (en) |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0119685A1 (en) * | 1983-01-18 | 1984-09-26 | Morris John Vreugde Beattie | Hydrometallurgical arsenopyrite process |
| US4551213A (en) * | 1984-05-07 | 1985-11-05 | Duval Corporation | Recovery of gold |
| SU1540291A1 (en) * | 1987-12-11 | 1994-01-30 | Центральный научно-исследовательский геолого-разведочный институт цветных и благородных металлов | Method of reprocessing composite gold-iron-sulfur-containing concentrates |
| SU1616159A1 (en) * | 1989-01-12 | 1995-01-09 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Method of gold extraction from the clay ores |
| US5458866A (en) * | 1994-02-14 | 1995-10-17 | Santa Fe Pacific Gold Corporation | Process for preferentially oxidizing sulfides in gold-bearing refractory ores |
| RU2113526C1 (en) * | 1997-03-18 | 1998-06-20 | Закрытое акционерное общество "Интегра" | Method for processing rebellious ores of noble metals |
| RU2114196C1 (en) * | 1995-09-19 | 1998-06-27 | Клиблей Генри Хадыевич | Method of hydrometallurgical recovery of rare metals from technologically persistent raw material |
| WO2003091463A1 (en) * | 2002-04-23 | 2003-11-06 | Outokumpu, Oyj | Method for the recovery of gold |
-
2010
- 2010-01-14 RU RU2010101081/02A patent/RU2431689C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0119685A1 (en) * | 1983-01-18 | 1984-09-26 | Morris John Vreugde Beattie | Hydrometallurgical arsenopyrite process |
| US4551213A (en) * | 1984-05-07 | 1985-11-05 | Duval Corporation | Recovery of gold |
| SU1540291A1 (en) * | 1987-12-11 | 1994-01-30 | Центральный научно-исследовательский геолого-разведочный институт цветных и благородных металлов | Method of reprocessing composite gold-iron-sulfur-containing concentrates |
| SU1616159A1 (en) * | 1989-01-12 | 1995-01-09 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Method of gold extraction from the clay ores |
| US5458866A (en) * | 1994-02-14 | 1995-10-17 | Santa Fe Pacific Gold Corporation | Process for preferentially oxidizing sulfides in gold-bearing refractory ores |
| RU2114196C1 (en) * | 1995-09-19 | 1998-06-27 | Клиблей Генри Хадыевич | Method of hydrometallurgical recovery of rare metals from technologically persistent raw material |
| RU2113526C1 (en) * | 1997-03-18 | 1998-06-20 | Закрытое акционерное общество "Интегра" | Method for processing rebellious ores of noble metals |
| WO2003091463A1 (en) * | 2002-04-23 | 2003-11-06 | Outokumpu, Oyj | Method for the recovery of gold |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2010101081A (en) | 2011-07-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| FI129835B (en) | Beneficiation of Values from Ores with a Heap Leach Process | |
| US5316567A (en) | Hydrometallurgical copper extraction process | |
| RU2483127C1 (en) | Method of processing refractory gold-bearing pyrrotine-arsenopyrite ore | |
| RU2403296C1 (en) | Complex processing method of aged tails of benefication of tungsten-containing ores | |
| JPH0530887B2 (en) | ||
| CN102312090A (en) | Process for extracting scandium from ore containing scandium through pressure leaching | |
| CN102690946B (en) | Method for comprehensively extracting valuable metals from tellurium-containing polymetallic materials | |
| CN113481371A (en) | Method for efficiently recovering antimony, bismuth, copper and silver from silver separating slag of lead anode slime | |
| RU2592656C1 (en) | Method of processing refractory pyrite-arsenopyrite-pyrrhotite-antimonite gold ore (versions) | |
| RU2431689C1 (en) | Procedure for extraction of gold from refractory clay ore | |
| CN111530623A (en) | Method for extracting chromite from laterite-nickel ore | |
| CN102703713A (en) | Method for improving gold recycle rate in two-stage burning-cyaniding gold leaching process | |
| Deschenes et al. | Investigation on the cyanide leaching optimization for the treatment of KCGM gold flotation concentrate—phase 1 | |
| CN109913647B (en) | Wet processing method for recovering copper and zinc in bismuth middling | |
| WO2010015019A1 (en) | Treating iron ore | |
| CN106544525A (en) | A kind of ore-dressing technique for smelting useless stove brick synthetical recovery noble metal | |
| JP7619053B2 (en) | How to recover silver | |
| RU2096504C1 (en) | Method of processing gold-containing ores | |
| RU2404269C1 (en) | Method for processing mixed copper ores containing precious metals | |
| RU2339456C2 (en) | Gold ore dressing method | |
| RU2318605C1 (en) | Method of extraction of the gold-containing chalcogenides from the hard-to-concentrate raw | |
| US20240344176A1 (en) | Recovery of vanadium from leach residues | |
| RU2386708C2 (en) | Gold extraction method | |
| RU2314165C2 (en) | Method of upgrading of the sulfide polymetallic gold-containing ores and the products | |
| RU2286397C1 (en) | Method for processing of magnesium production slime-salt wastes |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20120115 |