RU2044573C1 - Gold and silver resistant oxidized ores flotation method - Google Patents
Gold and silver resistant oxidized ores flotation method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2044573C1 RU2044573C1 SU5059307A RU2044573C1 RU 2044573 C1 RU2044573 C1 RU 2044573C1 SU 5059307 A SU5059307 A SU 5059307A RU 2044573 C1 RU2044573 C1 RU 2044573C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- flotation
- silver
- cmc
- conditioning
- Prior art date
Links
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при флотации окисленных золотых и серебряных руд. The invention relates to the field of mineral processing and can be used in the flotation of oxidized gold and silver ores.
Наиболее близким к предлагаемому является способ флотации упорных окисленных золотых и серебряных руд, включающий измельчение, последовательное кондиционирование пульпы с модификатором, ксантогенатом, вспенивателем и выделение ценных минералов в пенный продукт [1]
Недостатком способа является низкое извлечение благородных металлов из окисленных руд, содержащих ценные компоненты в тонкодисперсном состоянии, ассоциированные с сульфидами.Closest to the proposed is a method of flotation of refractory oxidized gold and silver ores, including grinding, sequential conditioning of the pulp with a modifier, xanthate, blowing agent and the allocation of valuable minerals in the foam product [1]
The disadvantage of this method is the low recovery of precious metals from oxidized ores containing valuable components in a finely dispersed state associated with sulfides.
Целью изобретения является повышение извлечения тонкодисперсного золота и серебра из упорных окисленных руд за счет уменьшения потерь с тонкими классами. The aim of the invention is to increase the extraction of finely divided gold and silver from refractory oxidized ores by reducing losses with fine grades.
Сущность изобретения заключается в том, что способ флотации упорных окисленных золотых и серебряных руд включает измельчение, последовательное кондиционирование пульпы с модификатором, ксантогенатом, вспенивателем и выделение ценных минералов в пенный продукт; в измельчение дополнительно вводят карбоксиметилцеллюлозу, а в качестве модификатора при кондиционировании используют хлорид щелочного металла при соотношении карбоксиметилцеллюлозы к хлориду щелочного металла от 0,05:1 до 0,075:1. The essence of the invention lies in the fact that the method of flotation of refractory oxidized gold and silver ores includes grinding, sequential conditioning of the pulp with a modifier, xanthate, blowing agent and the allocation of valuable minerals in the foam product; carboxymethyl cellulose is additionally added to the grinding, and alkali metal chloride is used as a modifier for conditioning at a ratio of carboxymethyl cellulose to alkali chloride of 0.05: 1 to 0.075: 1.
Предварительная обработка пульпы в цикле измельчения анионным высокомолекулярным полимером КМЦ позволяет соединить селективно тонкоизмельченные золото- и серебросодержащие сульфиды, свободное золото и серебросодержащие минералы крупностью от 3 до 10 мкм во флокулы с положительным зарядом поверхности, а последующее кондиционирование пульпы с хлоридом щелочного металла модифицирует поверхность флокул и улучшает сорбцию ксантогената. При этом положительный результат проявляется только в указанном соотношении расходов КМЦ и хлорида щелочного металла и подачи КМЦ в измельчение, о чем свидетельствуют экспериментальные данные. Pretreatment of the pulp in the grinding cycle with the CMC anionic high molecular weight polymer allows one to combine selectively finely divided gold- and silver-containing sulfides, free gold and silver-containing minerals with a particle size of 3 to 10 μm into flocs with a positive surface charge, and subsequent conditioning of the pulp with alkali metal chloride modifies the surface of the flocs and improves sorption of xanthate. In this case, a positive result is manifested only in the indicated ratio of the costs of CMC and alkali metal chloride and the supply of CMC to grinding, as evidenced by experimental data.
П р и м е р 1. Способ флотации испытан в лабораторных условиях на руде, содержащей: 2,2% сульфидов (пирит, арсенопирит, антимонит) со степенью окисления по сере 73% величина выделений золота очень мала, свободные частицы имеют размеры 0,02-0,04 мм, которые образуют скопления в антимоните и на контактах его с кварцем, в трещинах пирита и арсенопирита. PRI me
Руда измельчалась в шаровой мельнице в режиме измельчения Т:Ж:Ш=1:0,5:6 до крупности 98% класса минус 0,074 мм в присутствии анионного высокомолекулярного полимера КМЦ; полученная пульпа подверглась последовательному кондиционированию с хлоридом натрия (калия), бутиловым ксантогенатом (БКК) и вспенивателем (например Т-80) и затем проводилась основная флотация и две перечистки концентрата без реагентов. The ore was ground in a ball mill in the grinding mode T: W: W = 1: 0.5: 6 to a fineness of 98% class minus 0.074 mm in the presence of an anionic high molecular weight CMC polymer; the resulting pulp was subjected to sequential conditioning with sodium chloride (potassium), butyl xanthate (BCC) and a blowing agent (for example, T-80) and then the main flotation and two concentrate purifications without reagents were carried out.
Расход реагентов в г на 1 т руды: КМЦ 5,0 7,5 NaCl 100
Соотношение КМЦ и NaCl 0,05:1; 0,075:1 БКК 200 Т-80 90 Агитация с NaCl 5 мин, с собирателем 3 мин, со вспенивателем 1 мин. Продолжительность основной флотации 40 мин, 1-й перечистной 5 мин, 2-й 3 мин.The consumption of reagents in g per 1 ton of ore: CMC 5.0 7.5 NaCl 100
The ratio of CMC and NaCl is 0.05: 1; 0.075: 1 BKK 200 T-80 90 Agitation with
Известный способ флотации проводили при следующем расходе реагентов в г на 1 т руды: Na2CO3 660 NaCl 100
Соотношение Na2CO3 и NaCl 1:0,15 БКК 200 Т-80 90
Для сравнения проведена флотация при соотношении КМЦ и NaCl 0,025:1; 0,1:1, а также в предлагаемом соотношении КМЦ и NaCl 0,075:1, но КМЦ вводили в кондиционирование с агитацией 5 мин.The known flotation method was carried out at the following reagent consumption in g per 1 ton of ore: Na 2 CO 3 660 NaCl 100
The ratio of Na 2 CO 3 and NaCl 1: 0.15 BKK 200 T-80 90
For comparison, flotation was carried out at a ratio of CMC and NaCl of 0.025: 1; 0.1: 1, as well as in the proposed ratio of CMC and NaCl, 0.075: 1, but CMC was introduced into conditioning with agitation of 5 minutes
Результаты испытаний приведены в табл.1. The test results are shown in table 1.
П р и м е р 2. Способ флотации испытан в лабораторных условиях на руде, содержащей: 1,8 сульфидов (пирит, халькопирит) со степенью окисления по сере 85% руда глинистого типа с содержанием золота 7 г/т, серебра 18 г/т, кварца 52 г/т, глинисто-слюдистых минералов 39% Около 60% золота и 48% серебра в руде находится в тонкодисперсном состоянии (менее 0,05 мм) во вкраплениях в кварце и сульфидных минералах. PRI me
Руда измельчалась в шаровой мельнице в режиме измельчения Т:Ж:Ш=1:0,5:6 до крупности 100% класса минус 0,074 мм в присутствии КМЦ, полученная пульпа подверглась последовательному кондиционированию с хлоридом натрия (калия), БКК и вспенивателем (например, Т-80) и затем проводилась основная флотация; на хвостах основной флотации проводилась контрольная флотация без реагентов, концентрат основной флотации подвергался перечистной флотации также без реагентов. The ore was ground in a ball mill in the grinding mode T: W: W = 1: 0.5: 6 to a particle size of 100% class minus 0.074 mm in the presence of CMC, the resulting pulp was subjected to sequential conditioning with sodium chloride (potassium), BCC and a blowing agent (for example , T-80) and then the main flotation was carried out; control flotation without reagents was carried out on the tailings of the main flotation, the main flotation concentrate was subjected to clean-up flotation also without reagents.
Расход реагентов в г на 1 т руды: КМЦ 5,0; 7,5 NaCl 100
Соотношение КМЦ и NaCl 0,05:1; 0,075:1 БКК 100 Т-80 60 Агитация с NaCl 5 мин, с собирателем 3 мин, со вспенивателем 1 мин. Продолжительность основной флотации 15 мин, контрольной флотации 30 мин, перечистной 3 мин.The consumption of reagents in g per 1 ton of ore: CMC 5.0; 7.5 NaCl 100
The ratio of CMC and NaCl is 0.05: 1; 0.075: 1 BKK 100 T-80 60 Agitation with
Известный способ флотации проводили при следующем расходе реагентов в г на 1 т руды: Na2CO3 660 NaCl 100
Соотношение КМЦ и NaCl 1:0,15 БКК 100 Т-80 60
Для сравнения проведена флотация при соотношении КМЦ и NaCl 0,025:1, 0,1:1, а также в предлагаемом соотношении КМЦ и NaCl 0,075:1, но КМЦ вводили в кондиционирование с агитацией 5 мин.The known flotation method was carried out at the following reagent consumption in g per 1 ton of ore: Na 2 CO 3 660 NaCl 100
The ratio of CMC and NaCl 1: 0.15 BKK 100 T-80 60
For comparison, flotation was carried out at a ratio of CMC and NaCl of 0.025: 1, 0.1: 1, as well as in the proposed ratio of CMC and NaCl of 0.075: 1, but the CMC was introduced into conditioning with agitation for 5 minutes.
Результаты испытаний приведены в табл.2. The test results are shown in table.2.
Из табл. 2 следует, что предлагаемый способ обеспечивает в сравнении с известным снижение потерь золота с хвостами с 7,8 до 3,2% из золотосодержащих руд (табл. 1) с 12,7 до 3,7-5,1% из золото- и серебросодержащих руд, снижение потерь серебра с 17,5 до 8,9-11,0% (табл.2) при повышении качества концентрата. From the table. 2 it follows that the proposed method provides, in comparison with the known reduction in losses of gold with tails from 7.8 to 3.2% of gold-bearing ores (table. 1) from 12.7 to 3.7-5.1% of gold- and silver-containing ores, a decrease in silver losses from 17.5 to 8.9-11.0% (Table 2) with an increase in the quality of the concentrate.
Таким образом осуществление способа иллюстрирует его промышленную применимость для переработки труднообогатимых тонковкрапленных окисленных золотосодержащих и золото- и серебросодержащих руд. Thus, the implementation of the method illustrates its industrial applicability for the processing of refractory finely disseminated oxidized gold-bearing and gold- and silver-containing ores.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5059307 RU2044573C1 (en) | 1992-08-21 | 1992-08-21 | Gold and silver resistant oxidized ores flotation method |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5059307 RU2044573C1 (en) | 1992-08-21 | 1992-08-21 | Gold and silver resistant oxidized ores flotation method |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2044573C1 true RU2044573C1 (en) | 1995-09-27 |
Family
ID=21611891
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU5059307 RU2044573C1 (en) | 1992-08-21 | 1992-08-21 | Gold and silver resistant oxidized ores flotation method |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2044573C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US8262768B2 (en) | 2007-09-17 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
-
1992
- 1992-08-21 RU SU5059307 patent/RU2044573C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Лодейщиков В.В. Извлечение золота из упорных руд и концентратов. М.: Недра, 1968, с.27. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US8262768B2 (en) | 2007-09-17 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU649175B2 (en) | Flotation separation of arsenopyrite from pyrite | |
RU2320423C2 (en) | Method for flotation separation of sulfide copper-nickel pyrrhotine-bearing ores | |
Asadi et al. | A successful operational initiative in copper oxide flotation: Sequential sulphidisation-flotation technique | |
CN114471960B (en) | Beneficiation method for gold antimony ore | |
CN111715399A (en) | Pretreatment method of high-calcium high-magnesium fine-particle embedded scheelite | |
Senior et al. | The selective flotation of pentlandite from a nickel ore | |
CN112495590A (en) | Magnesium-containing silicate mineral inhibitor and application thereof | |
Lager et al. | Current processing technology for antimony-bearing ores a review, part 2 | |
RU2044573C1 (en) | Gold and silver resistant oxidized ores flotation method | |
RU2355477C2 (en) | Flotation procedure of sulphide and oxidised gold containing ores | |
Chanturia et al. | Innovative technologies and extraction of commercial components from unconventional and difficult-to-process minerals and mining-and-processing waste | |
RU2130499C1 (en) | Method of recovery of finely dispersed metals | |
RU2023734C1 (en) | Method of reprocessing of gold- and silver-containing ores | |
RU2135298C1 (en) | Copper-zinc concentrate separation process | |
RU2699878C1 (en) | Reagent for flotation enrichment of carbonaceous gold-containing ores with increased gold recovery | |
RU2051750C1 (en) | Method for recovering gold from ores | |
CA1174055A (en) | Cyanidation of gold ores | |
EP0116616A1 (en) | Process for the selective separation of base metal sulfides and oxides contained in an ore. | |
RU2426596C1 (en) | Method of gold flotation extraction in dressing gold-containing clay sand | |
Umarova et al. | Hydrometallurgical processing of pyrite concentrates from Yoshlik deposits | |
CN105728199A (en) | Method for recovering silver from silver-containing vanadium ore through chemical activation flotation | |
RU2070837C1 (en) | Method for processing of gold-containing materials | |
RU2480290C1 (en) | Method of dressing man-made mineral stock of nonferrous metals | |
US2196233A (en) | Method of treating ores | |
CN115634777B (en) | Flotation method for improving recovery rate of associated gold and silver in lead zinc sulfide ore |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
REG | Reference to a code of a succession state |
Ref country code: RU Ref legal event code: MM4A Effective date: 20100822 |