EA020884B1 - Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд - Google Patents

Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд Download PDF

Info

Publication number
EA020884B1
EA020884B1 EA201000478A EA201000478A EA020884B1 EA 020884 B1 EA020884 B1 EA 020884B1 EA 201000478 A EA201000478 A EA 201000478A EA 201000478 A EA201000478 A EA 201000478A EA 020884 B1 EA020884 B1 EA 020884B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
crushed
fraction
feed material
flotation
collector
Prior art date
Application number
EA201000478A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201000478A1 (ru
Inventor
Даниел Хиллиер
Барун Горейн
Джак Мак Муллен
Original Assignee
Баррик Гольд Корпорейшн
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 Баррик Гольд Корпорейшн filed Critical Баррик Гольд Корпорейшн
Publication of EA201000478A1 publication Critical patent/EA201000478A1/ru
Publication of EA020884B1 publication Critical patent/EA020884B1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/08Obtaining noble metals by cyaniding
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/14Flotation machines
    • B03D1/1443Feed or discharge mechanisms for flotation tanks
    • B03D1/1456Feed mechanisms for the slurry
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

Изобретение относится к флотации тугоплавких руд, содержащих сульфид золота, при которой руда измельчается, подвергается флотации, хвосты снова измельчаются и снова подвергаются флотации для получения содержащих золото концентратов.

Description

Настоящее изобретение использует предварительные заявки, поданные в США, с серийными номерами 60/973364, поданная 18 сентября 2007 г.; 61/026361, поданная 5 февраля 2008 г., и 61/026364, поданная 5 февраля 2008 г., причем все эти заявки имеют название Способ восстановления золота и серебра из тугоплавких руд и каждая из них полностью включается в данную заявку на основании данной ссылки.
Область техники, к которой относится изобретение
Приводящиеся здесь изобретения в целом относятся к восстановлению золота, серебра или обоих металлов из тугоплавких материалов и, в частности, к восстановлению золота, серебра или обоих металлов из тугоплавких сульфидных и/или подверженных эффекту ргед гоЪЪшд руд, концентратов и хвостов.
Уровень техники
Золотосодержащие руды обрабатываются с использованием различных способов. Все гидрометаллургические способы извлечения золота основываются на выщелачивании относительно низких концентраций золота из руд, используя выщелачиватели, главным образом растворы цианидов. Восстановление золота из многих руд с помощью цианирования неэффективно, так как извлекается всего 30% золота, содержащегося в руде. Такие руды называются тугоплавкими рудами. Низкое восстановление золота из тугоплавких руд обычно вызывается тем, что золото окклюдировано в зернах сульфидного минерала (обычно в зернах пирита и арсенопирита), при этом золото не может вступать в реакцию с раствором цианирования или растворенное в цианиде золото адсорбируется углеродистым материалом, присутствующим в руде (это явление носит название ргед гоЪЪшд). Руды, представляющие обе проблемы, называются двойными тугоплавкими рудами.
Традиционный способ обработки тугоплавких золотосодержащих руд для получения золота, восстанавливающегося цианированием, осуществляется окислением под давлением в автоклавах. При окислении под давлением окисляются сульфидные минералы, при этом осадок не является тугоплавким. Затем золото растворяется в процессе цианирования и концентрируется адсорбцией на активированном угле или смоле (либо в адсорбционных колоннах, либо добавлением углерода в процессе выщелачивания (известны как технологии углерод-в-выщелачивание (СШ), смола-в-выщелачивание (КШ) и углеродв-пульпу (С1Р)).
Адсорбированное золото вытесняется из углерода или смолы с помощью аммиака, азотной кислоты, каустика и/или пара. Затем золото обращается в твердую форму из элюата с помощью электрохимического извлечения, осаждения и фильтрации или цементации.
Для снижения себестоимости и капитальных вложений и/или обеспечения работы автоклава желательно обогащать руды, используя соответствующие технологии, в частности пенную флотацию. Пенная флотация основана на различиях в физико-химических свойствах поверхностей частиц различных минералов, определяющих их флотационные качества. После обработки реагентами такие различия в свойствах поверхностей у минералов во флотационной пульпе выражаются как либо гидрофобные (отталкивающие воду)/аэрофильные (притягивающие воздух) с одной стороны, либо как гидрофильные (притягивающие воду)/аэрофобные (отталкивающие воздух) с другой стороны. Воздушные пузырьки, проходящие через пульпу, контактируют с гидрофобными частицами, которые всплывают наверх. В связи с тем что для автогенной работы автоклава обычно требуется, чтобы в загружаемом в автоклав материале содержание сульфидной серы составляло по меньшей мере 6,5 мас.%, реагенты для флотации и условия подбираются такими, которые необходимы для флотации выбранных сульфидных минералов, содержащих золото.
Обычный флотационный цикл для тугоплавких золотосодержащих руд показан на фиг. 1. Загружаемый материал 100, включающий содержащие золото сульфиды, измельчается в дробильном цикле 104 для получения измельченного материала с размером частиц, выбранным для выделения золота и сульфидов, содержащих золото. Измельченный материал обрабатывается выбранными реагентами (например, коллекторами, пенообразователями и регуляторами) и подвергается первичному циклу 108 флотации с формированием концентрата 116 первичной флотации. Хвосты первичной флотации могут подвергаться вторичному циклу 112 флотации с получением вторичного концентрата 116. Вторичные хвосты затем подвергаются флотации в первом цикле 120 очистной флотации, а хвосты первой очистной флотации - дополнительно второму циклу 124 очистной флотации с получением конечных хвостов 144 очистной флотации. Концентраты после первого и второго циклов 120 и 124 очистной флотации подвергаются флотации в первом и (дополнительно) втором циклах 128 и 136 перечистной флотации с получением концентрата 132 перечистной флотации и хвостов 140 перечистной флотации.
Флотация тугоплавких содержащих золото сульфидных руд является сложным делом по целому ряду причин. Содержащие золото сульфидные руды обычно мелко дробятся, и в связи с этим требуют соответствующих условий для измельчения. Мелкое дробление может приводить к нежелательным последствиям. Мелкое дробление может вызывать окисление сульфидов, в особенности арсенопирита, что приводит к плохим результатам флотации. Мелкое дробление может приводить к формированию ультрамелких частиц (известных как шлам), которые очень трудно разделять в процессе флотации. Содер- 1 020884 жащие золото сульфиды, такие как арсенопирит, имеют высокий удельный вес, и могут создавать дополнительные трудности со шламом при классификации. Мелкое дробление может приводить к высвобождению углеродистых материалов и других минералов пустой породы, что приводит к необходимости увеличивать потребление реагентов и к ухудшению флотации сульфидных минералов.
Карбонаты, присутствующие во многих золотосодержащих рудах, могут приводить к образованию гипса и осаждению на поверхности частиц минералов. Отложения гипса может отрицательно влиять на способность коллекторов адсорбироваться на поверхности. Может оказаться, что при ультрамелком минерале очень трудно добиться флотационной селективности.
Краткое изложение изобретения
Эти и другие проблемы решаются в различных воплощениях и конфигурациях настоящего изобретения. Настоящее изобретение относится к флотации тугоплавких и двойных тугоплавких руд.
В первом воплощении изобретения способ включает следующие этапы:
(a) подача тугоплавкой содержащей золото сульфидной руды;
(b) измельчение материала для формирования загружаемого материала с первичным распределением размеров;
(c) флотация загруженного материала с формированием первых фракций концентрата и хвостов;
(й) измельчение первой фракции хвостов с получением измельченных хвостов со вторым распределением размеров, которые мельче, чем размеры в первичном распределении;
(е) дальнейшая флотация измельченных хвостов с получением вторых фракций концентрата и хвостов, причем вторая фракция концентрата включает большую часть золота и сульфидов из первой фракции хвостов.
Тугоплавкий содержащий сульфид золота материал может быть в любой форме, такой как руда, концентрат, хвосты, кальцинированный материал, штейн, шлак и другие продукты металлургических процессов. Материал может содержать извлекаемые количества серебра.
Процесс, включающий измельчение-регулирование химического взаимодействияфлотацию/измельчение-регулирование химического взаимодействия-флотацию, или сокращенно МСР2, использующийся в преимущественной конфигурации данного воплощения, может приводить к высокому уровню извлечения золота и/или серебра. В нем регулируется высвобождение минерала, классификация и химические процессы флотации на различных этапах, и он может обеспечивать эффективную селективную флотацию золота, серебра и сульфидных руд, содержащих золото и серебро, а также более устойчивый процесс флотации. Способ МСР2 может требовать осуществления нескольких этапов для эффективной концентрации руд, содержащих золото и/или серебро. Способ может готовить поверхности минералов и обеспечивать необходимые условия для флотации, существенно повышая результаты флотации, при этом предотвращая шламообразование (чрезмерное измельчение) и окисление и/или растворение агрессивных ионов металлов.
Выделение регулируется в несколько этапов. На первом этапе флотации подвергаются крупные выделенные и быстро всплывающие частицы. Невыделенные медленно всплывающие частицы в хвостах снова измельчаются для повышения выделения на последующем втором этапе флотации. Регулируемое выделение в несколько этапов может сократить чрезмерное измельчение, при этом уменьшая количество шлама и увеличивая шансы выборочного выделения содержащих золото сульфидов. Было установлено, что выделенные минералы в больших кусках являются обычно быстро всплывающими, в то время как минералы с мелкими частицами являются медленно всплывающими. Обычно минералы с крупными частицами выделяются при размере Р80 от 100 до 200 мкм, а минералы с мелкими частицами выделяются при размере Р80 от 25 до 100 мкм.
Регулирование размеров частиц, используя классификацию, может обеспечивать для первичного и вторичного циклов флотации исходный материал, имеющий относительно узкое распределение по размерам.
Регулирование химических процессов обычно требуется во время и/или после каждого этапа измельчения. Факторы, которые требуется учитывать при регулировании химических процессов, включают гальваническое взаимодействие в связи с наличием железа из средств измельчения/кожуха дробилки, которое присутствует во флотационной пульпе, или наличием других растворимых ионов из дробилки и влияние рН и ЕЬ на систему флотации.
Контроль химических свойств раствора обычно требует выбора подходящего измельчающего устройства, средств измельчения, а также установления требований к повторно использующейся воде, добавления сульфидных активаторов (таких как Си8О4) и доведения рН и ЕЬ до значений, при которых выборочно подвергаются флотации сульфиды и подавляется флотация силикатов и других несульфидных материалов.
Регулирование измельчения, классификации и химических реакций на этапах является наиболее эффективным аспектом определенных воплощений данного изобретения.
Когда углеродистый, или участвующий в явлении ргед тоЬЬшд, материал присутствует, желательно проводить его предварительную флотацию или подавление, такое как добавление подходящего углеродного депрессанта. Некоторые углеродные депрессанты могут значительно уменьшить требующиеся
- 2 020884 количества коллекторов и вспенивающих веществ, которые в противном случае вступают в реакцию с углеродистыми материалами. Коллекторы и вспенивающие вещества выбираются такими, при которых обеспечиваются оптимальные условия для химических взаимодействий. В ряде случаев может потребоваться сульфидирование при работе с окисленными или покрытыми оксидной пленкой рудами. Дисперсанты или модификаторы могут потребоваться в тех случаях, когда в системе присутствует значительное количество глины или шлама.
Поэтапное регулирование высвобождения, классификации и химических реакций преимущественно осуществляется как взаимосвязанный подход к оптимизации операции флотации. Регулирование параметров этой системы флотации в один этап редко приводит к требующимся условиям для оптимизации флотации. Однако слишком много этапов делают процесс неэкономичным, т.к. дополнительное извлечение может приводить к очень небольшому или незначительному результату. Преимущественно применять два этапа, но в некоторых случаях могут использоваться три этапа или более.
Эти и другие преимущества станут очевидными из дальнейшего изложения.
Приведенное выше описание представляет собой упрощенное краткое изложение некоторых аспектов настоящего изобретения. Это краткое изложение не является ни полным, ни объемлющим описанием изобретения его различных воплощений. Оно не предназначается для указания на ключевые или самые важные элементы изобретения, и оно не очерчивает всего объема изобретения. В нем представляются основные концепции изобретения в упрощенной форме в качестве введения к более подробному описанию, которое следует далее. Как будет ясно из дальнейшего, возможно применять другие воплощения изобретения, а также их комбинации. При этом могут использоваться признаки, указанные выше или описанные далее.
Краткое описание чертежей
Фиг. 1 представляет блок-схему обычного способа сульфидной флотации;
фиг. 2 - блок-схему способа сульфидной флотации в соответствии с одним из воплощений настоящего изобретения;
фиг. 3 - блок-схему способа сульфидной флотации в соответствии с одним из воплощений настоящего изобретения;
фиг. 4 - блок-схему способа сульфидной флотации в соответствии с одним из воплощений настоящего изобретения;
фиг. 5 - блок-схему способа сульфидной флотации в соответствии с одним из воплощений настоящего изобретения;
фиг. 6 - график извлечения золота (вертикальная ось) (в процентах) в зависимости от уровня концентрата (сульфидная сера) (горизонтальная ось) (в процентах по массе);
фиг. 7 - график извлечения золота (вертикальная ось) (в процентах) в зависимости от времени флотации (горизонтальная ось) (в минутах);
фиг. 8 - график извлечения золота (вертикальная ось) (в процентах) в зависимости от времени флотации (горизонтальная ось) (в минутах);
фиг. 9 - график извлечения золота (вертикальная ось) (в процентах) в зависимости от количества серы в концентрате (полное количество) (горизонтальная ось) (в процентах по массе).
Подробное описание изобретения
Обзор способа.
В настоящем изобретении предлагается способ концентрации золота и/или серебра, который особенно пригоден для применения с тугоплавкими и двойными тугоплавкими сульфидными материалами, содержащими золото и серебро. Обычный тугоплавкий материал включает 0,1 мас.% или более сульфидной серы и более преимущественно от 0,5 до 15 мас.% сульфидной серы, около 0,05 унций на 1 т или более и еще более обычно от 0,2 до 2,0 унций на 1 т золота, около 1 унции на 1 т или более и более обычно от около 1 до 5 унций на 1 т серебра и от 0,3 до 10 мас.% органических углеродистых материалов (которые могут участвовать в ргед тоЬЬшд). Обычно материал содержит не более 1 унции на 1 т металлов платиновой группы. Сульфидные минералы в материале 200 обычно включают пирит, марказит, арсенопирит и халькопирит.
Способ МСР2.
Применение способа МСР2 рассматривается далее в деталях со ссылками на фиг. 2. Загружаемый материал 200 может быть любым подходящим содержащим золото и/или серебро материалом, в частности добытой рудой, которая подверглась дроблению и просеиванию до получения преимущественно размера Р100 в пределах от 7 до 12 отверстий на дюйм (Ту1ег), более преимущественно с 10 отверстиями на дюйм (Ту1ег).
На этапе 204 материал 200 дробится на первичной (мокрое дробление) мельнице в открытом или закрытом цикле дробления, сепарирование по размеру на этапе 208, например, используя циклон, причем взвесь со слишком большими частицами (или нижний поток) 210 возвращается на этап 204, а взвесь с малыми частицами (или верхний поток) 212 направляется на этап 216 обработки реагентами перед первичной флотацией. Сокращение размера добытого загружаемого материала 200 дроблением преимущественно осуществляется таким образом, чтобы существенно минимизировать окисление раздробленного
- 3 020884 материала. Например, этого можно достигнуть, если поддерживать материал в замороженном состоянии или обрабатывать материал на этапе 204 с малым промежуточным хранением или без него. При необходимости тщательное перемешивание дробленого материала проводится перед первичным измельчением для снижения вариативности в составе загружаемого материала. Образцы загружаемого в мельницу материала отбираются для определения распределения по размерам и проведения анализов.
Оптимальный размер для извлечения материала 200 зависит от типа руды, путей извлечения и химического состава руды. Анализ высвобождения с использованием размера за размером позволяет установить приблизительный размер раздробленных частиц, требующихся для отделения измельченных сульфидных минералов от несульфидной пустой породы. Анализ отделения обычно проводится, например, изучением поведения при отделении различных составляющих минералов руды, применяя анализатор выделения минералов (МЬА), метод количественного определения материалов сканирующей электронной микроскопией (ОстЗеап) и/или оптическими методами. Окисление минералов, осаждения на поверхности и другие факторы, влияющие на химический состав растворов, могут определяться многими способами и операциями, включая масс-спектроскопию времени пролета вторичных ионов (ΤΟΡ-δΙΜδ) и/или анализ рентгеновской фотоэлектронной спектроскопией (ХР§). Оптимальный для высвобождения размер и размеры дробления на первом и втором этапах измельчения выбираются с тем, чтобы сократить чрезмерное измельчение (или образование шлама) крупных кусков сульфидов. Чрезмерное измельчение может замедлять кинетику флотации, приводить к потере энергии на измельчение и переходу ионов металлов в раствор. Растворение ионов металлов может отрицательно сказываться на поведении сульфидных минералов при флотации. В дополнение к этому длительное гальваническое взаимодействие сульфидов с измельченной средой может также замедлять кинетику флотации. Преимущественно первичное дробление и разделение по размерам осуществляются таким образом, чтобы обеспечить размер Р80 загружаемого материала для первичной флотации в пределах от 100 до 200 мкм, более преимущественно от 140 до 150 мкм. Преимущественный диапазон размеров измельченных частиц диктуется размером зерен требующегося минерала и других минералов, а также пустой породы, как они определяются ОЕМЛСАХ или МЬ А.
Регулирование условий для химических реакций преимущественно осуществляют во время первичного дробления. Условия для химических реакций обычно регулируются добавлением подходящих активаторов сульфидов и реагентов для регулирования электрического потенциала (Ей) и рН во время первичного дробления (измельчения).
Активаторы сульфидов активируют сульфидные материалы, как только свежие сульфидные поверхности возникают при дроблении, при этом сульфидные поверхности становятся более способными к адсорбции коллектором и происходит сокращение или полное удаление какого-либо окисления на поверхностях сульфидных материалов.
Любой подходящий активатор может применяться, а преимущественными являются растворимые соли металлов. Более преимущественно применять в качестве активатора соль переходного металла, причем наиболее преимущественными являются соли меди и свинца. Преимущественной солью меди является сульфат меди, а солью свинца - нитрат свинца.
Регулятор электрического потенциала регулирует Ей находящегося в суспензии измельченного материала 200. Как будет показано далее, сульфидные минералы отделяются флотацией выборочно только в пределах определенного окна в Ей. Диапазон окна в Ей является различным для различных типов руды, и это окно определяется интенсивными лабораторными испытаниями. Обычно диапазон окна в Ей составляет от 10 до 200 мВ, более типично от 25 до 150 мВ и еще более типично от 50 до 125 мВ, причем около 100 мВ даже еще более типично. На нижнем конце диапазона Ей арсенопирит легко подвергается флотации, в то время как на верхнем конце хорошо подвергается флотации пирит. Как пирит, так и арсенопирит хорошо подвергаются флотации в средней части диапазоны Ей. За пределами диапазона флотация пирита существенно ухудшается, потому что поверхность минерала становится менее гидрофобной. Ей может регулироваться путем регулирования потенциала окисления суспензии, например, путем использования оксидантов (например, атмосферного воздуха), восстановителей и/или атмосферы инертного газа. Было установлено, что некоторые активаторы регулируют Ей суспензии. В связи с тем что арсенопирит легко окисляется, в этом случае контроль Ей преимущественно осуществляется с использованием активатора.
Количество активатора, добавляющегося во время первичного дробления, зависит от состава руды. Достаточное количество активатора должно присутствовать для активации поверхностей сульфидного минерала и осуществления регулирования Ей до желательного уровня. Слишком большое количество активатора нежелательно, потому что многие активаторы, в особенности сульфат меди, высоко химически активны в отношении коллектора. Например, ионы меди окисляют ксантогенатные коллекторы, без необходимости расходуя оба реагента. Слишком малое количество активатора может оказаться неэффективным в качестве активатора и оказывает негативное воздействие на стабильность пены и дозы пенообразователя. Преимущественно доза активатора находится в пределах от 2,5 до 500 г/т, более преимущественно от 5 до 350 г/т и даже более преимущественно от 10 до 250 г/т твердых частиц в зависимости от типа руды.
- 4 020884
Регулировка рН выхода первичного измельчения использует потребителей кислоты в материале 200 и приводит к очистке поверхностей минералов. Не желая связывать себя какой-либо теорией, следует, однако, отметить следующее. Считается, что высокие концентрации железа и сульфата железа в жидкой фазе суспензии может вызывать осаждение гидроксидов железа и гипса и покрытие поверхностей минералов. Такие покрытия могут предотвращать сцепление коллектора с поверхностями минералов. Растворенное железо может попадать не только из материала, но также в результате взаимодействия суспензии с мельницей и дробильными средствами. Хотя предпочтительнее использовать свежую воду или обработанную воду, обычно повторно использующаяся вода применяется в операциях флотации. Повторно использующаяся вода может привносить в жидкую фазу ионы сульфата и кальция. Как следует отметить, предел растворимости сульфатного иона составляет около 1,5 г/л, кальция - около 0,5 г/л и гипса - около 500 г/л. Считается, что добавление (серной) кислоты очищает поверхности сульфидных минералов от любого покрытия оксидной пленкой или гидроксидом. Количество кислоты, требующейся для добавления, зависит от типа руды, содержания потребителей кислоты и типа коллектора, который предполагается использовать. Для большинства руд естественный рН составляет от 7 до около 8. Некоторые коллекторы разлагаются при более высоком кислотном режиме. Преимущественно достаточное количество добавляемой кислоты обеспечивает кислотный рН от около 3,5 до около 6,5, более преимущественно от 5 до 6, причем преимущественным является 5,5 рН или выше. После того как установлен рН в первоначальном дроблении, обычно не требуется дальнейшая регулировка во время первоначальной флотации.
Некоторые руды содержат значительные количества глины и шлама и требуют добавления дисперсанта во время первичного дробления. Преимущественный дисперсант продается под маркой Сус|ис51 Е40™ (известен также как Суапатег Р-80™). Этот дисперсант является полимером низкой молекулярной массы, отличающимся тем, что он толерантен к многовалентным ионам (Са, Мд, Ре, А1 и др.), существенно нечувствителен к химическому составу воды и действует как связывающее соединение и соединение, препятствующее уплотнению. Количество диспергирующего вещества зависит от типа руды, но обычно составляет от 25 до 250 г/т твердых частиц. Когда использующаяся в процессе вода имеет высокий уровень (например, уровень насыщения) растворенного гипса, желательно, чтобы добавлялся карбонат натрия (например, кальцинированная сода) для содействия очистке открытых поверхностей сульфидных минералов от осажденного гипса. Преимущественно количество кальцинированной соды добавляется во время первичного дробления или обработки загружаемого материала реагентами перед флотацией и составляет от 25 до 1000 г/т твердых частиц.
Порядок добавления дисперсанта и кальцинированной соды может быть важным. Дисперсанты, в частности Сус|ие51 Е-40™, являются кислотными и могут приводить к выделению СО2 при смешивании с кальцинированной содой, при этом большинство кальцинированной соды становится бесполезным. Преимущественным методом является загрузка дисперсанта и кальцинированной соды в мельницу отдельно или нейтрализация СуциеП Е-40™ с ЫаОН до 10-11 рН и затем смешивание нейтрализованного дисперсанта с кальцинированной содой. Затем смесь добавляется в первичную мельницу или в систему обработки загружаемого материала перед флотацией.
Измельчающие средства подбираются такими, чтобы обеспечивали существенно оптимальные условия измельчения для флотации содержащих золото сульфидов. Выбор типа мельницы и состава измельчающих средств зависит от количества железа (как соединений железа, так и соединений окиси железа), выделяющегося в процессе измельчения, и его воздействие на окисление поверхностей сульфидных минералов, гальваническое взаимодействие и формирование гидроксидов на поверхностях минералов. Мельница может быть любой конструкции, подходящей для процесса мокрого дробления, включая барабанную мельницу (например, стержневую мельницу, шаровую мельницу и т.п.) и автогенные и полуавтогенные мельницы, причем преимущественными являются барабанные мельницы. Во многих случаях мельницы из нержавеющей стали со средствами измельчения с высоким содержанием хрома (преимущественно Сг от около 18 до около 21 мас.%) являются преимущественными для цикла конечного измельчения. Мельница из малоуглеродистой стали со средствами с высоким содержанием хрома вполне может подходить для грубого дробления, такого как с Р80 размерами, указанными выше.
На этапе 216 суспензия 212 с мелкоизмельченным материалом подвергается обработке перед флотацией в подходящей емкости перед первоначальной флотацией. Во время флотации величина перемешивания и результирующей дисперсии тесно связаны со временем, требующимся для происходящих физических и химических реакций. Несмотря на то что реагенты могут добавляться во время измельчения, недостатки добавления всех реагентов в мельницу включают взаимодействие, при котором реагенты используются бесцельно, и трудности при регулировании уровня добавления реагентов. Обработка до флотации может сокращать время флотации. В сложных рудах, требующих тщательного контроля времени обработки перед флотацией, обычно используются отдельные емкости для обработки перед флотацией.
Ряд дополнительных реагентов может вводиться при обработке перед флотацией.
Когда материал 200 содержит около 0,2 мас.% или более всего содержащего углерод материала (ТСМ) (который включает как органический, так и неорганический углерод), преимущественно обычно
- 5 020884 добавляются депрессанты углерода для того, чтобы пассивировать поверхности частиц в ТСМ, придавая им гидрофильные (аэрофобные) свойства и сокращая потребление коллектора.
Выборочное подавление ТСМ очень важно для эффективности способа МСР2. Коллектор может адсорбироваться частицами ТСМ вместо сульфидов. Активизация частиц ТСМ может также приводить к снижению степени концентрации. Может применяться любой подходящий депрессант ТСМ. Подходящие депрессанты ТСМ включают сульфонаты (например, нафталенсульфонат натрия). Депрессанты производятся под торговыми марками Осргатт. производится компанией Лк/о ЧоЬс1. и Су1се 633™. Депрессант ТСМ преимущественно добавляется в суспензию после регулирования рН. Дозы депрессанта тщательно контролируются, так как высокие дозы могут приводить к депрессии сульфидов, а малые дозы могут быть неэффективны в подавлении частиц ТСМ. Дозы депрессанта преимущественно составляют от 1 до 50 г/т твердых частиц в зависимости от содержания ТСМ в суспензии 212 мелкоизмельченного материала.
Коллектор добавляется преимущественно после депрессанта углерода. Коллекторы являются органическими поверхностно-активными веществами, которые придают сульфидным минералам свойство отталкивать воду, т.е. свойство гидрофобности, до такой степени, что при контакте частицы прикрепляются к пузырькам. Преимущественно коллектор является анионным, более преимущественно сульфидрильным соединением, даже более преимущественно ксантогенатом (известным также как ксантат), с ксантатами щелочных металлов, таким как амилксантат калия (РАХ), который является наиболее преимущественным. Коллектор обычно добавляется к суспензии 212, и проводится обработка перед флотацией в течение от 1 до 5 мин в зависимости от типа. Доза коллектора преимущественно составляет от 100 до 500 г/т твердых частиц в зависимости от типа руды.
Обычно вспенивающее вещество, повышающее устойчивость воздушных пузырьков, добавляется последним в связи с тем, что оно не взаимодействует химически, требуется только его дисперсия в пульпе. При этом не требуется длительное время для обработки. Преимущественно вспенивающее вещество является гетерополярным органическим поверхностно-активным реагентом, включающим гидроксильную, карбоксильную, карбонильную, амино- или сульфофункциональную группу. Преимущественно используется вспенивающее вещество, основанное на спирте, со смесью метилизобутилкарбинала (М1ВС) и более сильного вспенивающего вещества на основе гликоля, продающегося под торговой маркой Су1ес Р549™, которое является наиболее преимущественным.
Доза вспенивающего вещества преимущественно составляет от 10 до 150 г/т твердых частиц в зависимости от типа руды и качества воды. Суспензия после обработки перед флотацией, или флотационная пульпа, преимущественно содержит от 20 до 40 мас.% твердых веществ.
В первичном цикле флотации (этап 220) обработанная суспензия подвергается флотации в группе, или серии, флотационных машин. Флотационные машины могут представлять собой аэрированные флотационные камеры или колонны. Первичная флотация может включать один или более этапов 220 и 222 в зависимости от применения. В первичной флотации преимущественно около 40% или более, более преимущественно 60% или более сульфидных минералов и около 60% или более золота и/или серебра и не более 20% ТСМ-содержащих минералов из материала 200 удаляется в концентрат 224. Хвосты первичной флотации обычно включают некоторое количество сульфидных минералов, содержащих золото и/или серебро, и преимущественно включают большую часть, и более преимущественно около 75% или более ТСМ из материала 200. Концентрат 224 преимущественно содержит сульфидной серы около 4 мас.% или более и даже более преимущественно 6,5 мас.% или более. Неполученные флотацией сульфидные минералы в хвостах фракции 228 представляют собой медленно всплывающие частицы сульфидных минералов, которые требуют дальнейшего измельчения для эффективного высвобождения.
На этапе 232 хвостовая фракция 228 дополнительно измельчается до меньшего размера. Преимущественно вторичное измельчение и отделение по размеру (этап 236) (преимущественно в циклоне) осуществляются до Р80 размера дополнительного измельчения в суспензии 240, составляющего от 25 до 100 мкм, более преимущественно от 35 до 75 мкм и даже еще более преимущественно от 40 до 60 мкм.
Во вторичной мельнице такие же добавки, как и в первичной мельнице, могут вступать в контакт с хвостовой фракцией, причем их дозы зависят от типа руды и дальнейших металлургических процессов. В целом, накопительные добавляющиеся количества меньше в связи с меньшим объемом (тоннажем) хвостовой фракции и остающейся концентрацией реагентов. Кислота снова добавляется, чтобы снизить рН до уровней, указанных ранее, и плотность хвостовой фракции доводится до пределов, указанных выше.
Суспензия 240 дополнительно измельченного материала обрабатывается реагентами перед флотацией на этапе 248. На этапе этой обработки добавляются такие же реагенты, как на предыдущем этапе 216 обработки перед флотацией, причем их дозы зависят от типа руды и дальнейших металлургических процессов. В целом, накопительные добавляющиеся количества меньше в связи с меньшим объемом (тоннажем) хвостовой фракции и остающейся концентрацией реагентов от первичного цикла флотации. Дополнительно обработанная суспензия 250 подвергается дополнительной флотации в первом и втором (необязательном) очистных флотационных циклах 252 и 256. По сравнению с первичными циклами фло- 6 020884 тации циклы очистной флотации имеют более низкую глубину пены из-за более высокого переливного порога хвостов. Очистная флотация обычно проводится при оптимальном времени нахождения в пене для получения максимального извлечения. Большее извлечение пены во флотационных камерах требуется обычно для максимального извлечения золота. В очистной флотации преимущественно около 40% или более, даже более преимущественно около 60% или более сульфидных минералов и не более 20% содержащих ТСМ минералов и использующих кислоту веществ и около 40% или более золота и/или серебра из дополнительно обработанной суспензии 250 извлекаются в концентрат 260. Хвосты 264 очистной флотации преимущественно включают около 70% или более ТСМ и не более 1% сульфидом из первичных хвостов 228. Концентрат 260 преимущественно содержит сульфидной серы около 4 мас.% или более и даже более преимущественно около 6,5 мас.% или более.
Фракция 264 хвостов очистной флотации обычно составляет не более 90 мас.% и даже более обычно от 1 до 2 мас.% сульфидов и 1% или более и более обычно 10% или более ТСМ из материла 200.
Концентрат 260 может дополнительно обрабатываться реагентами перед флотацией (не показано) и подвергаться перечистной флотации в первом перечистном и дополнительно во вторых перечистных циклах 268 и 272 флотации. По сравнению с очистной флотацией в перечистной флотации высота порога для хвостов находится ниже для поддержания глубокой пены и получения перечистного концентрата 276 относительно высокого уровня и более низких перечистных хвостов 280.
При перечистной флотации преимущественно около 5% или более и даже более преимущественно около 20% или более сульфидных материалов, не более 40% содержащих ТСМ материалов и большая часть, если не все, золота и/или серебра из дополнительно обработанной суспензии 250 извлекается в очистной концентрат 260. Скомбинированные вместе первичный и перечистной концентраты 224 и 276 преимущественно включают более 85%, более преимущественно около 90% или более и даже еще более преимущественно около 95% или более золота из материала 200.
Фракция 280 перечистных хвостов обычно содержит не более 5 мас.% и даже более обычно не более 10 мас.% сульфидов, не более 20% ТСМ из материла 200. Перечистные хвосты 280 могут снова направляться на первичную флотацию или удаляться.
Различные очищающие этапы применяются в зависимости от целей металлургического процесса. В большинстве конфигураций способ МСР2 фокусируется главным образом на существенной максимизации уровня и извлечения в первоначальном цикле. Это выделение может обеспечивать лучшую очистку, потому что первичный цикл, в котором используется способ МСР2, может обеспечивать оптимальное начальное положение. Могут использоваться и другие конфигурации способа МСР2.
Первая альтернативная конфигурация показана на фиг. 3. Эта конфигурация отличается от конфигурации, показанной на фиг. 2, тем, что используется открытый цикл размалывания, в котором нет этапов 208 и 236 сепарации, и проводится вторичное измельчение 232 и обработка 248 реагентами перед флотацией во вторичным цикле 222 флотации. Трамповые сита используются после первичного размалывания для предотвращения прохода крупных кусков породы в первоначальный цикл флотации.
Вторая альтернативная конфигурация показана на фиг. 4. Эта конфигурация отличается от конфигурации, показанной на фиг. 2, тем, что используется скоростной флотационный цикл 400 и скоростная обработка 404 реагентами перед флотацией после первоначального измельчения и перед разделением 208 по размерам и включением вторичного флотационного цикла 412. Скоростной флотационный цикл 400 извлекает быстро всплывающие сульфидные минералы в концентрат 416 скоростной флотации. Хвосты 420 скоростной флотации затем разделяются по размерам или классифицируются как обеспечивающие мелкий продукт 424, который не требует повторного дробления, и более крупный продукт 428, который требует повторного дробления после скоростной флотации. В некоторых случаях, зависящих от размера частиц в мелком продукте, может потребоваться завершающее измельчение или дополнительная химическая обработка, такая как обработка реагентами перед флотационным циклом 216 для повышения эффективности флотации. Во вторичном флотационном цикле 412 получают вторичный флотационный концентрат 428 и вторичные флотационные хвосты 432.
Третья альтернативная конфигурация показана на фиг. 5. Эта конфигурация отличается от конфигурации, показанной на фиг. 4, тем, что включает вторичную скоростную обработку 500 реагентами перед флотацией, флотационный цикл 504 после вторичного измельчения 232 и флотационный цикл 508 мелкого материала. Первичная и вторичная скоростные флотации вместе производят концентрат 512 скоростной флотации, в то время как флотационный цикл 508 мелкого материала дает концентрат 516 и хвосты 520 мелкого материала.
Во второй и третьей альтернативной конфигурации блоки скоростной флотации могут устанавливаться на выходе мельницы (как показано на чертеже) и на выходе мелкого продукта циклона (не показано). Преимущественно проводить скоростную флотацию на выходе мельницы, потому что крупные высвобожденные частицы не будут сильно измельчаться, что могло бы приводить к образованию шлама и снижению извлечения золота. Скоростная флотация удаляет эти частицы перед классификацией и направляет слишком большие частицы на повторное измельчение.
- 7 020884
Эксперименты.
Проводились серии лабораторных и контрольных тестов для иллюстрации преимуществ способа МСР2, повышающего извлечение золота при получении концентрата с 7% серы, по сравнению с результатами, получаемыми с использованием известного флотационного цикла. Несмотря на то что нет желания связывать результат с какой-либо теорией, следует заметить, что в способе МСР2 успешно используется первая стадия измельчения и флотации для извлечения быстро всплывающих высвобожденных сульфидных частиц, имеющих размеры, которые больше, чем размеры частиц, получаемых при обычной флотации тугоплавких золотосодержащих руд. Кроме того, считается, что в способе МСР2 этап вторичного измельчения сокращает хвосты первичной флотации до размера, при котором высвобождаются композитные сульфидные частицы, позволяя получать их в концентрате и приводя к более высокому общему извлечению золота. Этап вторичного измельчения должен контролироваться таким образом, чтобы сульфидные частицы высвобождались, но в то же время избегалось слишком мелкое дробление, что достигается поэтапным измельчением и флотацией.
Загружаемая руда, использовавшаяся для экспериментальных работ, содержала около 0,37% мышьяка, 2,9 г/т, 1,1% всего серы, 1% сульфидной серы, 0,82% полного углерода и 3,17% карбоната. Основные сульфидные минералы были арсенопирит и пирит, и загружаемый для обработки материал имел размер Р8о-6 отверстий на дюйм (Ту1ег). Золото в руде почти исключительно сверхмикроскопическое. Арсенопирит является основным держателем сверхмикроскопического золота, включающим 77-88% золота по результатам головного анализа. Золото неравномерно распределяется в арсенопирите, концентрируюсь вдоль кромок больших кристаллов и в мелко размолотом арсенопирите. На основании распределения золота в трех типах руд с целью получения флотационного извлечения более 90%, существенно, чтобы извлекался не только свободный арсенопирит, но также свободный пирит и двойные частицы кварца, содержащего мелкоизмельченный арсенопирит.
Сравнение способа МСР2 и известного способа измельчения проводилось на лабораторном уровне. В способе МСР2 использовались продукт первичного дробления, имевший размер Р8о 120 мкм, и продукт вторичного измельчения, имевший размер Р8о 40 мкм. Для теста известного способа использовался размер дробления Р80 73 мкм. Общая доза РАХ и пенообразователя выдерживались одинаковыми для всех тестов. Однако учитывая, что в способе МСР2 использовались две стадии измельчения, дозы дисперсанта и сульфата меди добавлялись для всех тестов МСР2, чтобы свежий дисперсант и сульфат меди были добавлены на втором этапе измельчения для контакта с открывшимися (новыми) поверхностями сульфидов, получившихся в результате дополнительного этапа измельчения, и обеспечения оптимального контроля потенциала для флотации.
Как показано в табл. 1, в способе МСР2 (тест 2) потери золота во флотационных хвостах составляли 3,88%, что существенно ниже потерь в 5.65%, наблюдавшихся в известном цикле.
Таблица 1
Сравнение известного способа и способа МСР2 флотации на лабораторном уровне
Цикл Известный МСР2
Перв. Рад = 73 мкм Рад Р1 = 120мкм
Измельч.
Втор. Рад Р2 = 39 мкм
Измельч.
Извлечение Сера в Извлечение Сера в
золота концентрате золота концентрате
% % % %
Первичн. 1 41,34 23,30 31,50 30,70
Первичн. 2 69,03 19,41 69,79 24,89
Первичн. 3 81,52 16,16 81,88 18,87
Первичн. 4 88,46 13,15 86,20 15,67
Первичн. 5 92,03 10,04 93,73 10,37
Первичн. 6 94,35 6,43 96,12 6,84
Первичн. 5,65 0,05 3,88 0,04
хвосты
Последующие лабораторные тесты были проведены с целью определения количественного эффекта вторичного дробления на извлечение золота. Результаты, полученные в этой серии тестов, не позволили четко определить оптимальные значения вторичного дробления. В связи с тем что классификация не проводилась в лабораторных тестах, часто достаточно сложно повторить непрерывные операции. Процесс высвобождения минералов показал, что целью вторичного измельчения является 50 мкм (Р80).
Контрольные испытания на промышленной установке проводились для сравнения способа МСР2 (фиг. 2) с известной технологией (фиг. 1). Как видно из фиг. 1, в известном флотационном цикле использовался закрытый цикл 104 измельчения (использовался циклон). Скорость загрузки в цикл дробления составляла 48 кг/ч, использовалась загрузка шаровой мельницы с Р80 2217 мкм, а выход шаровой мельницы был Р80 около 75 мкм. Нижний продукт циклона подвергался первичной флотации (этап 108) с получением концентрата первичной флотации и хвостов первичной флотации. Хвосты первичной флотации подвергались вторичной флотации (этап 112). Хвосты вторичной флотации подвергались первой и второй очистной флотации (этапы 120 и 124).
Концентраты первой и второй очистной флотации комбинируются и затем подвергаются первой и
- 8 020884 второй перечистной флотации (этапы 128 и 136).
Как показано на фиг. 2, тестировавшийся цикл МСР2 включал первичный цикл измельчения (этапы 204 и 208), за которым следовала обработка (этап 216) реагентами перед первичной и вторичной флотацией (этапы 220 и 222). Флотационные хвосты вторичной флотации затем измельчались во втором закрытом цикле измельчения (этапы 232 и 236), после чего следовала обработка (шаг 248) реагентами перед флотацией и первая и вторая очистные флотации (этапы 252 и 256). Комбинированные концентраты очистной флотации подвергались затем первой и второй перечистной флотации (этапы 268 и 272).
Вторая серия тестов проводилась для сравнения МСР2 с обычной флотацией в непрерывной контрольной операции.
Результаты теста приводятся в табл. 2.
Таблица 2
Результаты контрольного теста сравнения известного способа флотации и МСР2
Вре- Полная добавка реагента, г/т Уровень концентрата Распределение компонентов
ТЕСТ мя (извлечение) (%) прове масса Ав Аи 8 С(() СО3 дения СиЗО4 Н,ЗО. Р54 РАХ М1ВС Ивр (%) (%) <д/1) (%) (%) (%) (%) Аз Аи 3 З2* С СО3 (час.)д
Известный цикл (первичная / очистная флотация, первичное дробление в мельнице из нержавеющей стали)
РР-01 А 6,0 62 - - 510 127 9,4 3,09 27,0 10,8 9,39 1,90 3,02 88,3 89,4 95,0 99,0 22,2 8,51
РР-01 В 3,5 64 - - 546 147 66 9,7 3,20 25,1 11,9 10,3 2,24 3,04 88,3 89,1 94,9 99,2 25,9 8,88
РР-02А 5,6 59 - - 541 144 61 10,3 3,16 25,1 12,2 10,0 2,45 3,28 89,7 91,8 96,3 99,5 27,9 9,61
РР-02 В 4,0 123 - - 570 151 66 10,0 3,23 26,2 10,6 8,76 2,67 2,91 89,1 91,7 97,0 99,8 30,1 8,81
Известный цикл (первичная / очистная флотация, первичное дробление в мельнице из малоуглеродистой стали)
РР-ОЗА 7,4 92 - - 545 156 - 14,1 2,27 18,5 7,5 7,29 1,95 3,36 90,9 92,0 96,7 99,5 30,4 13,2
РР-03 В 3,0 88 - 9 537 172 - 29,9 1,15 9,5 3,7 3,24 1,37 3,39 94,3 94,9 97,6 99,3 45,9 29,7
РР-04 7,9 169 1,098 5 526 162 - 22,0 1,59 12,5 5,0 4,42 1,74 3,72 93,8 94,3 96,7 99,5 39,9 22,2
РР-05 А 6,3 175 488 3 530 180 - 19,8 1,70 13,3 5,7 5,20 1,43 3,22 93,2 94,1 97,7 99,6 33,2 18,5
РР-05 В 3,5 219 - 3 557 204 - 15,8 1,99 15,5 6,9 5,93 1,83 3,72 92,4 93,1 98,1 99,2 32,6 16,5
РР-06 А 6,5 165 1,970 3 575 125 - 13,4 2,39 19,8 7,7 6,57 1,96 3,56 91,7 92,8 96,5 98,8 29,8 13,7
РР-06 В 3,5 198 1,225 3 596 138 134 8,1 4,06 30,9 13,3 11,7 2,62 2,95 89,0 90,2 94,7 99,4 24,6 7,09
Конфигурация цикла МСР2 (первичная / вторичная флотация, очистка концентрата вторичной флотации)
РР-09 9,2 94 1,085 6 523 88 0 21,7 1,70 13,7 4,5 3,88 1,49 1,99 91,8 95,4 98,9 100 51,8 22,7
РР-10 6,1 209 1,935 10 470 104 92 13,5 2,60 20,3 8,9 6,68 1,99 3,69 93,4 94,2 97,1 100 29,1 13,7
РР-11 А 6,6 198 3,018 1 493 127 89 15,4 2,18 17,7 7,3 6,70 1,71 3,14 93,8 94,7 97,8 99,3 31,2 14,9
РР-11В 3,8 178 4,460 - 667 162 89 17,2 2,10 16,3 6,7 5,97 1,72 3,20 94,4 94,7 98,2 100 34,5 16,9
РР-12А 6,3 269 2,263 - 528 151 88 16,4 1,99 16,9 6,7 5,65 1,64 3,07 93,6 94,7 97,8 97,5 33,4 16,2
РР-12В 3,8 272 4,150 - 532 175 92 23,3 1,43 11,2 4,6 3,66 1,39 3,01 94,4 94,8 98,4 99,3 40,3 22,7
Обращаясь к фиг. 6, можно увидеть, что извлечение золота и уровень концентрата (сульфидной серы) лучше всего осуществляются в известных способах при уровне концентрата менее 4% серы, но наилучшие результаты у способа МСР2 при уровне концентрата выше 4% серы. При целевом уровне концентрата в 7% δ или более способ МСР2 обеспечивает приблизительно на 2% более высокое извлечение Аи.
На фиг. 7 показана кинетика флотации для известного способа и способа МСР2. Для заданного времени флотации способ МСР2 обеспечивает более высокое извлечение золота.
На фиг. 8 приводится взаимоотношение между извлечением золота и временем флотации для способа МСР2. При вторичном измельчении первичных хвостов наблюдалось значительное улучшение кинетики вторичной флотации.
На фиг. 9 показывается взаимозависимость между извлечением золота и уровнем серы в концентрате для способа МСР2 по сравнению с известным способом флотации, включающим первичный и очистной циклы флотации, за которыми следует цикл очистки концентрата. При уровне серы в концентрате ниже 11,5 мас.% способ МСР2 позволяет получать более высокое извлечение золота по сравнению с известным способом.

Claims (24)

1. Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд, содержащий:
(a) подачу тугоплавкого загружаемого материала, содержащего золото, сульфиды, углеродистый компонент, участвующий в явлении ргед тоЬЬшд, и глину;
(b) дробление тугоплавкого загружаемого материала для формирования дробленого загружаемого материала, имеющего первичное распределение по размерам;
(c) регулирование химических условий в процессе дробления тугоплавкого загружаемого материала путем добавления активатора сульфидов и полимерного дисперсанта глины;
(б) после этапа дробления (Ь) контактирование дробленого загружаемого материала с депрессантом углеродистого компонента, коллектором и вспенивающим веществом;
(е) флотацию дробленого загружаемого материала в присутствии активатора сульфидов, полимерного дисперсанта глины, коллектора, вспенивающего вещества и депрессанта углеродистого компонента при рН в диапазоне от 3,5 до 6,5 и Ей в пределах от 25 до 100 мВ для формирования первой фракции концентрата и первой фракции хвостов, каждая из которых содержит по меньшей мере часть золота и сульфидов из тугоплавкого загружаемого материала;
(ί) дробление первой фракции хвостов для получения дробленых хвостов, которые имеют размеры во вторичном распределении мельче, чем размеры в первичном распределении;
(д) регулирование химических условий в процессе дробления первой фракции хвостов путем до- 9 020884 бавления активатора сульфидов и полимерного дисперсанта глины;
(Ь) после этапа дробления (£) контактирование дробленой первой фракции хвостов с депрессантом углеродистого компонента, коллектором и вспенивающим веществом;
(ί) дополнительную флотацию дробленых хвостов в присутствии полимерного дисперсанта глины, активатора сульфидов, коллектора, вспенивающего вещества и депрессанта углеродистого компонента при рН в диапазоне от 3,5 до 6,5 и ЕЬ в пределах от 25 до 100 мВ для формирования второй фракции концентрата и второй фракции хвостов, причем вторая фракция концентрата содержит по меньшей мере большую часть золота и сульфидов из первой фракции хвостов.
2. Способ по п.1, в котором на этапах (Ь) и (ί) тугоплавкий загружаемый материал и первую фракцию хвостов соответственно подвергают мокрому дроблению и активатор сульфидов и полимерный дисперсант глины добавляют во время каждого этапа (Ь) и (ί).
3. Способ по п.2, в котором активатором сульфидов является соль металла, выбираемая из группы, состоящей из солей меди, солей свинца и их смесей, причем в первичном распределении по размерам размер Р80 находится в пределах от 100 до 200 мкм, а во вторичном распределении по размерам размер Р80 находится в пределах от 25 до 100 мкм, и количество активатора сульфидов, добавляемое на этапах (Ь) и (ί), недостаточно для существенного окисления коллектора.
4. Способ по п.2, в котором коллектор является анионным коллектором и дополнительно содержит после этапа (Ь) и перед этапом (е) регулирование рН дробленого загружаемого материала для получения рН в диапазоне от 3,5 до 6,5;
после регулирования рН контактирование депрессанта углеродистого компонента с дробленым загружаемым материалом;
после добавления депрессанта углеродистого компонента контактирование анионного коллектора с дробленым загружаемым материалом;
после добавления анионного коллектора контактирование вспенивающего вещества с дробленым загружаемым материалом;
после этапа (ί) и перед этапом (ί) регулирование рН дробленых хвостов для получения рН в диапазоне от 3,5 до 6,5;
после регулирования рН контактирование депрессанта углеродистого компонента с дроблеными хвостами;
после добавления депрессанта углеродистого компонента контактирование анионного коллектора с дроблеными хвостами;
после добавления анионного коллектора контактирование вспенивающего вещества с дроблеными хвостами.
5. Способ по п.1, в котором депрессантом является сульфонат, который добавляют в количестве, недостаточном для подавления флотации сульфидов, и дробленый загружаемый материал содержит гипс, причем способ дополнительно содержит контактирование дробленого загружаемого материала с карбонатом натрия для очистки открытых поверхностей сульфидных минералов от осажденного гипса.
6. Способ по п.1, в котором в первой и второй фракциях концентрата содержание серы в сульфидах составляет по меньшей мере 6,5 мас.%, причем тугоплавкий загружаемый материал содержит силикаты, при этом по меньшей мере большая часть силикатов в тугоплавком загружаемом материале содержится во второй фракции хвостов, причем на этапе (е) первая фракция концентрата содержит 40% или более сульфидов в тугоплавком загружаемом материале и не более 20% углеродистых материалов, участвующих в явлении ргед гоЬЬтд, и на этапе (ί) вторая фракция концентрата содержит 40% или более сульфидов в тугоплавком загружаемом материале и не более 20% углеродистых материалов, участвующих в явлении ргед гоЬЬшд.
7. Способ по п.1, в котором этап (е) является скоростной флотацией и дополнительно содержит после этапа (е) и перед этапом (ί) дополнительный этап (к) разделения по размерам первой фракции хвостов с формированием крупной и мелкой фракций, причем крупную фракцию возвращают на этап (Ь).
8. Способ по п.1, в котором этап (ί) является скоростной флотацией и дополнительно содержит разделение по размерам второй фракции хвостов с формированием крупной и мелкой фракций, причем крупную фракцию возвращают на этап (ί).
9. Способ по п.1, в котором на каждом этапе (Ь) и (ί) добавляют от 10 до 250 г/т активатора сульфидов и от 25 до 250 г/т полимерного дисперсанта глины.
- 10 020884 компонент, участвующий в явлении ргед гоЬЬтд, и глину;
(b) дробление тугоплавкого загружаемого материала для формирования дробленого загружаемого материала, имеющего первичное распределение по размерам;
(c) регулирование химических условий в процессе дробления загружаемого тугоплавкого материала путем добавления активатора сульфидов;
(б) после этапа (Ь) контактирование дробленого загружаемого материала с депрессантом углеродистого компонента, коллектором и вспенивающим веществом;
(е) флотацию в присутствии воздушных пузырьков дробленого загружаемого материала в присутствии активатора сульфидов, коллектора, вспенивающего вещества и депрессанта углеродистого компонента при рН в диапазоне от 3,5 до 6,5 и Ей в пределах от 25 до 100 мВ для формирования первой фракции концентрата и первой фракции хвостов, каждая из которых содержит по меньшей мере часть золота и сульфидов из тугоплавкого загружаемого материала;
(ί) дробление первой фракции хвостов для получения дробленых хвостов, которые имеют размеры во вторичном распределении мельче, чем размеры в первичном распределении;
(д) регулирование химических условий в процессе дробления первой фракции хвостов путем добавления активатора сульфидов;
(й) после этапа дробления (ί) контактирование дробленой первой фракции хвостов с депрессантом углеродистого компонента, коллектором и вспенивающим веществом;
(ί) дополнительную флотацию в присутствии воздушных пузырьков дробленых хвостов в присутствии активатора сульфидов, коллектора, вспенивающего вещества и депрессанта углеродистого компонента при рН в диапазоне от 3,5 до 6,5 и Ей в пределах от 25 до 100 мВ для формирования второй фракции концентрата и второй фракции хвостов, причем вторая фракция концентрата содержит по меньшей мере большую часть золота и сульфидов из первой фракции хвостов, причем количество активатора сульфидов, добавленного во время этапов (Ь) и (ί), является недостаточным для существенного окисления коллектора.
10. Способ по п.1, в котором на каждом этапе (е) и (ί) флотацию проводят в присутствии от 1 до 50 г/т депрессанта углеродистого материала, причем депрессант углеродистого материала является сульфонатом для снижения потребления коллектора и вспенивающего вещества.
- 11 020884 после этапа (е) и перед этапом (ί) дополнительный этап (к) разделения по размерам первой фракции хвостов с формированием крупной и мелкой фракций, причем крупная фракция возвращается на этап (Ъ).
11. Способ по п.1, в котором каждый этап (е) и (ί) проводят в присутствии воздушных пузырьков.
12. Способ по п.1, в котором активатор сульфидов является сульфатом меди, причем активатор сульфидов существенно подавляет окисление поверхностей сульфидов, открывающихся в процессе дробления.
13. Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд, содержащий:
(а) подачу тугоплавкого загружаемого материала, содержащего золото, сульфиды, углеродистый
14. Способ по п.13, в котором на этапах (Ь) и (ί) тугоплавкий загружаемый материал и первая фракция хвостов соответственно подвергаются мокрому дроблению, в котором на этапах (с) и (д) добавляют полимерный дисперсант глины и в котором во время каждого из этапов (Ь) и (ί) добавляют активатор сульфидов и полимерный дисперсант глины.
15. Способ по п.14, в котором активатором сульфидов является соль металла, выбираемая из группы, состоящей существенно из солей меди, солеи свинца и их смесей, причем в первичном распределении по размерам размер Р80 находится в пределах от 100 до 200 мкм, а во вторичном распределении по размерам размер Р80 находится в пределах от 25 до 100 мкм.
16. Способ по п.14, в котором коллектор является анионным коллектором и дополнительно содержит после этапа (Ь) и перед этапом (е) регулирование рН дробленого загружаемого материала для получения рН в диапазоне от 3,5 до 6,5;
после регулирования рН контактирование депрессанта углеродистого компонента с дробленым загружаемым материалом;
после добавления депрессанта углеродистого компонента контактирование анионного коллектора с дробленым загружаемым материалом;
после добавления анионного коллектора контактирование вспенивающего вещества с дробленым загружаемым материалом;
после этапа (ί) и перед этапом (ί) регулирование рН дробленых хвостов для получения рН в диапазоне от 3,5 до 6,5;
после регулирования рН контактирование депрессанта углеродистого компонента с дроблеными хвостами;
после добавления депрессанта углеродистого компонента контактирование анионного коллектора с дроблеными хвостами;
после добавления анионного коллектора контактирование вспенивающего вещества с дроблеными хвостами.
17. Способ по п.13, в котором депрессантом является сульфонат, который добавляют в количестве, недостаточном для подавления флотации сульфидов, и в котором дробленый загружаемый материал содержит гипс, причем способ дополнительно содержит контактирование дробленого материала с карбонатом натрия для очистки открытых поверхностей сульфидных материалов от осажденного гипса.
18. Способ по п.13, в котором в первой и второй фракциях концентрата содержание серы в сульфидах составляет по меньшей мере 6,5 мас.%, причем тугоплавкий загружаемый материал содержит силикаты, при этом по меньшей мере большая часть силикатов в тугоплавком загружаемом материале содержится во второй фракции хвостов, причем на этапе (е) первая фракция содержит 40% или более сульфидов в тугоплавком загружаемом материале и не более 20% углеродистых материалов, участвующих в явлении ргед гоЬЬшд.
19. Способ по п.13, в котором этап (е) является скоростной флотацией и дополнительно содержит
20. Способ по п.13, в котором этап (ΐ) является скоростной флотацией и дополнительно содержит после этапа (ΐ) разделение по размерам второй фракции хвостов для формирования крупной и мелкой фракций, причем крупную фракцию возвращают на этап (ί).
21. Способ по п.14, в котором на каждом этапе (Ъ) и (ί) добавляется от 10 до 250 г/т активатора сульфидов и от 25 до 250 г/т полимерного дисперсанта глины.
22. Способ по п.13, в котором на каждом этапе (е) и (ΐ) флотацию проводят в присутствии от 1 до 50 г/т депрессанта углеродистого материала, причем депрессант углеродистого материала является сульфонатом для снижения потребления коллектора и вспенивающего вещества.
23. Способ по п.13, в котором активатор сульфидов является сульфатом, причем активатор сульфидов существенно подавляет окисление поверхностей сульфидов, открывающихся в процессе дробления.
24. Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд, содержащий:
(a) подачу тугоплавкого загружаемого материала, содержащего золото, сульфиды, углеродистый компонент, участвующий в явлении ргед гоЪЫпд, и глину;
(b) дробление тугоплавкого загружаемого материала для формирования дробленого загружаемого материала, имеющего первое распределение по размерам;
(c) регулирование химических условий в процессе дробления тугоплавкого загружаемого материала путем добавления активатора сульфидов и полимерного дисперсанта глины;
(й) после этапа дробления (Ъ) контактирование дробленого загружаемого материала с депрессантом углеродистого компонента, коллектором и вспенивающим веществом;
(е) флотацию в присутствии воздуха дробленого загружаемого материала в присутствии активатора сульфидов полимерного дисперсанта глины, коллектора, вспенивающего вещества и депрессанта углеродистого компонента при рН в диапазоне от 3,5 до 6,5 и Ей в пределах от 25 до 100 мВ для формирования первой фракции концентрата и первой фракции хвостов, каждая из которых содержит по меньшей мере некоторую часть золота и сульфидов из тугоплавкого загружаемого материала;
(ί) дробление первой фракции хвостов для получения дробленых хвостов, которые имеют размеры во вторичном распределении мельче, чем размеры в первичном распределении;
(д) регулирование химических условий в процессе дробления первой фракции хвостов путем добавления активатора сульфидов и полимерного дисперсанта глины;
(й) после этапа дробления (ί) контактирование дробленой первой фракции хвостов с депрессантом углеродистого компонента, коллектором и вспенивающим веществом;
(ΐ) дополнительную флотацию в присутствии воздуха дробленых хвостов в присутствии полимерного дисперсанта глины, активатора сульфидов, коллектора, вспенивающего вещества и депрессанта углеродистого компонента при рН в диапазоне от 3,5 до 6,5 и Ей в пределах от 25 до 100 мВ для формирования второй фракции концентрата и второй фракции хвостов, причем вторая фракция концентрата содержит по меньшей мере большую часть золота и сульфидов из первой фракции хвостов, причем на каждом из этапов (Ъ) и (ί) добавляют от 10 до 250 г/т активатора сульфидов и от 25 до 250 г/т полимерного дисперсанта глины и при этом на каждом из этапов (е) и (ΐ) флотацию проводят в присутствии от 1 до 50 г/т депрессанта углеродистого материала.
EA201000478A 2007-09-18 2008-09-11 Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд EA020884B1 (ru)

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US97336407P 2007-09-18 2007-09-18
US2636408P 2008-02-05 2008-02-05
US2636108P 2008-02-05 2008-02-05
PCT/IB2008/003584 WO2009037594A2 (en) 2007-09-18 2008-09-11 Process for recovering gold and silver from refractory ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201000478A1 EA201000478A1 (ru) 2010-10-29
EA020884B1 true EA020884B1 (ru) 2015-02-27

Family

ID=40454674

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201000478A EA020884B1 (ru) 2007-09-18 2008-09-11 Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд

Country Status (9)

Country Link
US (1) US7922788B2 (ru)
AR (1) AR068473A1 (ru)
AU (1) AU2008300273B2 (ru)
CA (1) CA2699873C (ru)
CL (1) CL2008002738A1 (ru)
EA (1) EA020884B1 (ru)
PE (1) PE20090916A1 (ru)
TR (1) TR201002190T1 (ru)
WO (1) WO2009037594A2 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108654812A (zh) * 2018-04-23 2018-10-16 湛江市锦成物资回收再生利用有限公司 一种钢厂废旧耐火材料的循环利用加工工艺及系统

Families Citing this family (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7932052B1 (en) * 2006-07-24 2011-04-26 The Regents Of The University Of Michigan Use of methanobactin
US8262770B2 (en) 2007-09-18 2012-09-11 Barrick Gold Corporation Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes
CA2738336C (en) 2008-10-22 2015-12-29 Kevin S. Fraser Method for removing sulfur from a gas stream
PL2506979T3 (pl) * 2009-12-04 2019-05-31 Barrick Gold Corp Rozdzielanie minerałów miedzi z pirytu z użyciem obróbki powietrzem i pirosiarczynem
FI122099B (fi) * 2010-04-30 2011-08-31 Outotec Oyj Menetelmä arvometallien talteen ottamiseksi
EP2846921A1 (en) * 2012-05-10 2015-03-18 Outotec (Finland) Oy Method and apparatus for separation of molybdenite from pyrite containing copper-molybdenum ores
US20150360238A1 (en) * 2012-12-21 2015-12-17 Japan Oil, Gas And Metals National Corporation Conditioning of the ore in the comminution step and recovery of desired metal values by flotation
US9315879B2 (en) * 2014-03-06 2016-04-19 Alvin C. Johnson, JR. System and method for recovering precious metals from precursor-type ore materials
WO2016048750A1 (en) 2014-09-24 2016-03-31 Ecolab Usa Inc. Method for recovering gold from refractory ore
MX2017013512A (es) 2015-04-22 2018-04-24 Anglo American Services Uk Ltd Proceso para la recuperacion de metales de valor de una mena.
RU2617192C1 (ru) * 2015-12-31 2017-04-21 Акционерное общество "Уралэлектромедь" Способ обогащения металлсодержащих выломок и шлаков
CN105618273A (zh) * 2016-01-12 2016-06-01 昆明理工大学 一种锡石多金属硫化矿选矿方法
WO2018039575A2 (en) 2016-08-26 2018-03-01 Ecolab USA, Inc. Sulfonated modifiers for froth flotation
CN107159402B (zh) * 2017-05-15 2019-02-05 东北大学 一种两段法机械活化硼精矿的工艺
CN110612161B (zh) 2017-05-30 2022-07-01 埃科莱布美国股份有限公司 用于对磷酸盐矿石进行反向泡沫浮选的改进组合物和方法
WO2020010400A1 (en) * 2018-07-13 2020-01-16 Millennium Minerals Limited Mineral processing
CN109530077B (zh) * 2018-11-15 2020-09-29 西安西北有色地质研究院有限公司 卡林型金矿石中回收金的方法
CN110328048B (zh) * 2019-07-04 2021-08-20 长春黄金研究院有限公司 一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法
CN111068927B (zh) * 2019-12-25 2021-09-17 烟台金曼投资有限公司 一种提高浮选回收率及提高金精矿品位的浮选药剂及选矿方法
US11236407B1 (en) * 2020-07-31 2022-02-01 Rio Tinto Technological Resources Inc. Metal recovery by leaching agglomerates of metal-containing material/pyrite

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3036848A1 (de) * 1980-09-30 1982-04-22 Gewerkschaft Walter, 4300 Essen Verfahren zur gewinnung von silber aus komplexverwachsenen silbererzen
CA2095307A1 (en) * 1992-05-05 1993-11-06 Srdjan Bulatovic Depressant for flotation separation of polymetallic sulphide ores
CA2264865A1 (en) * 1996-10-23 1998-04-30 Newmont Gold Company A method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
CA2272037A1 (en) * 1999-05-04 2000-11-04 Barrick Gold Corporation Flotation and cyanidation process control

Family Cites Families (104)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3819363A (en) 1970-06-24 1974-06-25 F Wanzenberg Metal recovery method
US3799334A (en) 1972-03-06 1974-03-26 W Collins Method and apparatus for recovering gold
ES411058A1 (es) 1973-01-27 1975-12-01 Asturiana De Zinc Sa Procedimiento para concentrar por flotacion plomo y plata de productos que contienen el plomo de forma oxidada.
US4058897A (en) 1976-08-10 1977-11-22 Edwards Frank E Amalgam retriever
GB1594361A (en) 1977-03-04 1981-07-30 Foster Wheeler Ltd Extraction of gold and silver
US4138248A (en) 1978-04-10 1979-02-06 Cyprus Metallurgical Processes Corporation Recovery of elemental sulfur and metal values from tailings from copper recovery processes
US4270609A (en) 1979-09-12 1981-06-02 Choules G Lew Tar sand extraction process
US4314890A (en) 1979-10-10 1982-02-09 Lamar H. Stewart Automatically fed distillation and fractionation system
US4397686A (en) 1981-01-12 1983-08-09 Winkler Louis T Method for refining precious metals
US4337226A (en) 1981-02-11 1982-06-29 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of platinum-group metals from ores
US4423011A (en) 1982-10-20 1983-12-27 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Selective recovery of base metals and precious metals from ores
US4566772A (en) 1984-11-28 1986-01-28 Polaroid Corporation Film processor for premounted transparency frames
DE3534224A1 (de) 1985-09-23 1987-04-02 Gock Eberhard Priv Doz Prof Dr Verfahren zur nasschemischen gewinnung von edelmetallen aus kohlenstoffhaltigen arsenopyritkonzentraten
CN86101940A (zh) 1986-03-23 1987-04-15 烟台黄金设计研究院 吸附、浮选回收金的方法
FR2672290B1 (fr) 1991-02-05 1995-04-21 Pasteur Institut Sequences peptidiques specifiques des stades hepatiques de p. falciparum porteuses d'epitopes capables de stimuler les lymphocytes t.
US4925923A (en) 1987-12-03 1990-05-15 Domtar Inc. Lignin having chemically bound sulfur and phosphorus groups mainly as thiophosphate, using phosphorus pentasulfide
US4911804A (en) 1988-01-21 1990-03-27 Celec Inc. Electrochemical reactor for copper removal from barren solutions
US5225771A (en) 1988-05-16 1993-07-06 Dri Technology Corp. Making and testing an integrated circuit using high density probe points
US4867868A (en) 1988-05-31 1989-09-19 The United States Of America As Represented By The Department Of Energy Selective flotation of inorganic sulfides from coal
US5078977A (en) 1988-10-21 1992-01-07 Cyprus Minerals Company Cyanide recovery process
US4994243A (en) 1988-10-21 1991-02-19 Cyprus Minerals Company Cyanide regeneration process
US5254153A (en) 1988-10-21 1993-10-19 Cyprus Minerals Company Cyanide recycling process
US4986360A (en) 1989-01-05 1991-01-22 Otis Engineering Corporation System for handling reeled tubing
US5087269A (en) 1989-04-03 1992-02-11 Western Research Institute Inclined fluidized bed system for drying fine coal
US5034055A (en) 1990-07-25 1991-07-23 Cluff Mining Process for the enhanced production of silver from gold and silver bearing ore
US6482373B1 (en) 1991-04-12 2002-11-19 Newmont Usa Limited Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
US5364605A (en) 1991-06-05 1994-11-15 Fmc Corporation Recovery of cyanide from precious metal tailings
US5262048A (en) 1991-07-08 1993-11-16 Zimmerman Edwin H Apparatus to recover petroleum from slicks and spills
US6696283B1 (en) 1991-07-10 2004-02-24 Newmont Usa Limited Particulate of sulfur-containing ore materials and heap made therefrom
US6383458B1 (en) 1991-07-10 2002-05-07 Newmont Mining Corporation Biooxidation process for recovery of metal values from sulfur-containing ore materials
US5332559A (en) 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
IN189041B (ru) 1992-02-12 2002-12-14 Austpac Gold Nl
GR1001483B (el) 1993-02-09 1994-02-28 Katerina Adam Ολοκληρωμένη μέ?οδος διαχωρισμού με επίπλευση & μεταλλουργικής κατεργασίας για την οικονομική αξιοποίηση δυσκατέργαστων μεταλλευμάτων ή συμπυκνωμάτων χρυσοφόρων αρσενικούχων πυριτών.
CA2110472C (en) 1993-03-01 1999-08-10 Anilkumar Chinuprasad Bhatt Method and apparatus for in-situ testing of integrated circuit chips
US5968364A (en) 1993-03-16 1999-10-19 Henkel Corporation Process for the removal of toxic cyanide and heavy metal species from alkaline solutions
US6310034B1 (en) 1993-05-21 2001-10-30 Ut-Battelle, Llc Agouti polypeptide compositions
US20030203976A1 (en) 1993-07-19 2003-10-30 William L. Hunter Anti-angiogenic compositions and methods of use
US5425800A (en) 1993-10-26 1995-06-20 Fmc Corporation Recovery of precious metal values from refractory ores
DE4400796A1 (de) 1994-01-13 1995-07-20 Krupp Polysius Ag Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen
US5411575A (en) 1994-03-25 1995-05-02 E. I. Du Pont De Nemours And Company Hydrometallurgical extraction process
US5675060A (en) 1994-05-19 1997-10-07 Institut National De La Sante Et De La Recherche Medicale Transgenic arthritic mice expressing a T-cell receptor transgene
AUPM668094A0 (en) * 1994-07-06 1994-07-28 Hoecker, Walter Physical separation processes for mineral slurries
US5654204A (en) 1994-07-20 1997-08-05 Anderson; James C. Die sorter
JP2713231B2 (ja) 1995-05-19 1998-02-16 日本電気株式会社 電子部品を実装したプリント基板からの有価物の回収方法
CN1052903C (zh) 1996-04-18 2000-05-31 中国医药研究开发中心 一种中药防龋齿组合物
AUPN961296A0 (en) 1996-05-01 1996-05-23 Outokumpu Mintec Oy Dual outlet pulp level control system for flash flotation devices
WO1997049474A1 (en) 1996-06-26 1997-12-31 Henkel Corporation Process for the recovery of precious metal values from aqueous ammoniacal thiosulfate leach solutions
US6197214B1 (en) 1996-06-26 2001-03-06 Henkel Corporation Ammonium thiosulfate complex of gold or silver and an amine
US5851499A (en) 1996-09-11 1998-12-22 Newmont Gold Company Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon
US6210648B1 (en) 1996-10-23 2001-04-03 Newmont Mining Corporation Method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
RU2104321C1 (ru) 1996-12-09 1998-02-10 Амурский научный центр Дальневосточного отделения РАН Способ извлечения золота из горнорудного сырья
KR100593867B1 (ko) 1997-01-10 2006-07-03 어비텍 인더스트리스, 인코포레이티드 수성 탄화수소 유출물 회수 시스템
WO2000055371A1 (en) 1999-03-18 2000-09-21 Human Genome Sciences, Inc. 27 human secreted proteins
US6041941A (en) 1997-06-26 2000-03-28 Boc Gases Australia Limited Reagent consumption in mineral separation circuits
US6011404A (en) 1997-07-03 2000-01-04 Lucent Technologies Inc. System and method for determining near--surface lifetimes and the tunneling field of a dielectric in a semiconductor
AUPO788497A0 (en) 1997-07-14 1997-08-07 Boc Gases Australia Limited Method of improving the effectiveness of sulphoxy compounds in flotation circuits
US6131835A (en) 1997-08-29 2000-10-17 Mg Technologies, Inc. Methods for treating ores
US7041490B1 (en) 1997-11-28 2006-05-09 Serono Genetics Institute, S.A. Chlamydia trachomatis polynucleotides and vectors, recombinant host cells, DNA chips or kits containing the same
US6537747B1 (en) 1998-02-03 2003-03-25 Lucent Technologies Inc. Data transmission using DNA oligomers
US6251163B1 (en) 1998-03-04 2001-06-26 Placer Dome, Inc. Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores
AUPP230498A0 (en) 1998-03-13 1998-04-09 Lewis-Gray, Alexander Hamilton In line leach reactor
US6260549B1 (en) 1998-06-18 2001-07-17 Clavius Devices, Inc. Breath-activated metered-dose inhaler
NZ511616A (en) 1998-09-21 2002-10-25 M Selection of particle size in the leaching of refractory sulphide and/or carbonaceous materials under alkaline conditions
US6061555A (en) 1998-10-21 2000-05-09 Parkervision, Inc. Method and system for ensuring reception of a communications signal
RU2135297C1 (ru) 1998-11-24 1999-08-27 Черных Сергей Иванович Способ флотации россыпного золота и устройство для его осуществления
US6200545B1 (en) 1999-01-22 2001-03-13 Dreisinger Consulting Inc Cyanide recovery by solvent extraction
US6471743B1 (en) 1999-02-19 2002-10-29 Mbx Systems, Inc. Methods for leaching of ores
WO2000048944A1 (en) 1999-02-19 2000-08-24 Mbx Systems, Inc. Improved methods for leaching of ores
CA2278043C (en) 1999-07-19 2007-04-17 Placer Dome, Inc. Method for initiating heap bioleaching of sulfidic ores
CA2278044C (en) 1999-07-19 2008-10-07 Placer Dome, Inc. Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores
TW528732B (en) 1999-09-08 2003-04-21 Mbx Systems Inc Improved methods for leaching of ores
AUPQ393499A0 (en) 1999-11-09 1999-12-02 Holbray Pty Ltd Recovery of metal values from aqueous solutions and slurries
CN2405636Y (zh) 1999-12-14 2000-11-15 焦麦刚 从浮选金精矿焙砂废矿浆中回收金的吸附槽
US6660059B2 (en) 2000-05-19 2003-12-09 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
ATE314494T1 (de) 2000-07-25 2006-01-15 Phelps Dodge Corp Verfahren zur gewinnung von kupfer aus sulfiderzen unter verwendung einer feinstzermahlung und einer auslaugung unter druck bei mittelhohen temperaturen
KR100823054B1 (ko) 2000-09-29 2008-04-18 롬 앤드 하스 캄파니 재순환 방법
CA2427388C (en) 2000-11-01 2011-12-20 Sention, Inc. Pharmaceutical compositions and uses for improving memory and learning impairments
US20030232890A1 (en) 2000-11-01 2003-12-18 Sention, Inc. Methods for treating an impairment in memory consolidation
EP1249441A1 (en) 2001-04-13 2002-10-16 Dsm N.V. Continuous hydroformylation process
US6645905B2 (en) 2001-04-25 2003-11-11 Rohm And Haas Company Annealed and promoted catalyst
US6574130B2 (en) 2001-07-25 2003-06-03 Nantero, Inc. Hybrid circuit having nanotube electromechanical memory
US6706402B2 (en) 2001-07-25 2004-03-16 Nantero, Inc. Nanotube films and articles
US6643165B2 (en) 2001-07-25 2003-11-04 Nantero, Inc. Electromechanical memory having cell selection circuitry constructed with nanotube technology
US6911682B2 (en) 2001-12-28 2005-06-28 Nantero, Inc. Electromechanical three-trace junction devices
US6835591B2 (en) 2001-07-25 2004-12-28 Nantero, Inc. Methods of nanotube films and articles
US6919592B2 (en) 2001-07-25 2005-07-19 Nantero, Inc. Electromechanical memory array using nanotube ribbons and method for making same
US6679383B2 (en) 2001-11-21 2004-01-20 Newmont Usa Limited Flotation of platinum group metal ore materials
JP2003247028A (ja) 2001-11-21 2003-09-05 Shipley Co Llc 触媒金属を回収する方法
JP3982249B2 (ja) 2001-12-11 2007-09-26 株式会社日立製作所 表示装置
US6641642B2 (en) 2001-12-21 2003-11-04 Newmont Usa Limited High temperature pressure oxidation of ores and ore concentrates containing silver using controlled precipitation of sulfate species
US6784028B2 (en) 2001-12-28 2004-08-31 Nantero, Inc. Methods of making electromechanical three-trace junction devices
US7176505B2 (en) 2001-12-28 2007-02-13 Nantero, Inc. Electromechanical three-trace junction devices
US6953120B2 (en) 2002-02-08 2005-10-11 Cabot Corporation Method of recovering metal and/or oxide thereof in a slurry and tailings obtained from said method
EP1407819A3 (en) 2002-10-01 2004-06-23 Rohm And Haas Company Hydrothermally synthesized Mo-V-M-Nb-X oxide catalysts for the selective oxidation of hydrocarbons
AU2002952490A0 (en) 2002-11-06 2002-11-21 M.I.M. Holdings Limited Reducing cyanide consumption in gold recovery from finely ground sulphide ores and concentrates
JP4303484B2 (ja) 2003-01-21 2009-07-29 大日本スクリーン製造株式会社 メッキ装置
US7494459B2 (en) 2003-06-26 2009-02-24 Biophan Technologies, Inc. Sensor-equipped and algorithm-controlled direct mechanical ventricular assist device
US7219804B2 (en) 2003-08-26 2007-05-22 Newmont Usa Limited Flotation processing including recovery of soluble nonferrous base metal values
CN1544169A (zh) 2003-11-21 2004-11-10 王剑波 钢管变径变壁轧制机
US7604783B2 (en) 2004-12-22 2009-10-20 Placer Dome Technical Services Limited Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates
CN100475985C (zh) 2005-12-02 2009-04-08 河南豫光金铅股份有限公司 粗铋中有价金属回收工艺
CN1800423B (zh) 2005-12-02 2010-04-21 河南豫光金铅股份有限公司 利用处理铅阳极泥的渣料生产锑白的工艺
WO2009037596A2 (en) * 2007-09-17 2009-03-26 Barrick Gold Corporation Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores
US8262770B2 (en) 2007-09-18 2012-09-11 Barrick Gold Corporation Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3036848A1 (de) * 1980-09-30 1982-04-22 Gewerkschaft Walter, 4300 Essen Verfahren zur gewinnung von silber aus komplexverwachsenen silbererzen
CA2095307A1 (en) * 1992-05-05 1993-11-06 Srdjan Bulatovic Depressant for flotation separation of polymetallic sulphide ores
CA2264865A1 (en) * 1996-10-23 1998-04-30 Newmont Gold Company A method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
CA2272037A1 (en) * 1999-05-04 2000-11-04 Barrick Gold Corporation Flotation and cyanidation process control

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108654812A (zh) * 2018-04-23 2018-10-16 湛江市锦成物资回收再生利用有限公司 一种钢厂废旧耐火材料的循环利用加工工艺及系统

Also Published As

Publication number Publication date
US20090074607A1 (en) 2009-03-19
WO2009037594A2 (en) 2009-03-26
TR201002190T1 (tr) 2010-08-23
PE20090916A1 (es) 2009-07-13
CA2699873C (en) 2013-05-14
WO2009037594A3 (en) 2011-05-05
EA201000478A1 (ru) 2010-10-29
AU2008300273B2 (en) 2012-03-22
AU2008300273A1 (en) 2009-03-26
US7922788B2 (en) 2011-04-12
CL2008002738A1 (es) 2009-10-23
CA2699873A1 (en) 2009-03-26
AR068473A1 (es) 2009-11-18

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA020884B1 (ru) Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд
JP6697495B2 (ja) 空気−メタ重亜硫酸処理を用いた黄鉄鉱からの銅鉱物の分離
US7152741B2 (en) Use of ozone to increase the flotation efficiency of sulfide minerals
EA020950B1 (ru) Способ усовершенствования восстановления золота из двойных тугоплавких золотосодержащих руд
KR101710593B1 (ko) 고품위 회중석 정광의 회수방법 및 회중석 정광의 회수 설비
CN114042536B (zh) 一种硫化矿浮选组合药剂和方法
Utepbaeva et al. FOAM FLOTATION PROCESS, STAGES AND TECHNOLOGICAL PARAMETERS
AU2018247578B2 (en) System and method of concentrating niobium ore
NO140582B (no) Fremgangsmaate ved behandling av et flotasjonskonsentrat inneholdende minst to forskjellige sulfidmineraler
JP2010229542A (ja) 含銅物からの黄鉄鉱の分離方法
AU2009203904A1 (en) Processing nickel bearing sulphides
RU2699878C1 (ru) Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота
RU2425720C1 (ru) Способ селективного выделения медных минералов в концентраты при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд
Koleini et al. Wet and dry grinding methods effect on the flotation of Taknar Cu-Zn sulphide ore using a mixed collector
JP7438155B2 (ja) 低砒素銅精鉱の製造方法
KR20180099242A (ko) 광물 표면에 흡착된 점토를 조절하여 부유선별하는 방법
Güler Bulk Flotation of Low Grade Refractory Sulfide Lead-Zinc Ore
OA16574A (en) Separation of copper minerals from pyrite using air-metabisulfite treatment.

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM RU