RU2418869C2 - Способ извлечения металлов из минерального сырья - Google Patents
Способ извлечения металлов из минерального сырья Download PDFInfo
- Publication number
- RU2418869C2 RU2418869C2 RU2009117575/02A RU2009117575A RU2418869C2 RU 2418869 C2 RU2418869 C2 RU 2418869C2 RU 2009117575/02 A RU2009117575/02 A RU 2009117575/02A RU 2009117575 A RU2009117575 A RU 2009117575A RU 2418869 C2 RU2418869 C2 RU 2418869C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- fraction
- sand
- reactors
- sand fraction
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
Изобретение относится к гидрометаллургии цветных, редких и благородных металлов. Способ извлечения металлов из минерального сырья включает выщелачивание измельченного исходного минерального материала не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании. Затем проводят классификацию продукта выщелачивания по крупности на песковую и шламовую фракции. Песковую фракцию выщелачивают не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании. Извлечение металлов ведут из фаз шламовой фракции и продукта выщелачивания песковой фракции. Технический результат изобретения заключается в повышении степени выщелачивания измельченного минерального сырья. Дополнительный результат заключается в снижении энергетических затрат на переработку, уменьшении объемов реакторов, повышении производительности выщелачивания. 9 з.п. ф-лы.
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии цветных, редких и благородных металлов, в том числе, меди, цинка, никеля, кобальта, молибдена, серебра, золота и других цветных, металлов, к чановому химическому и бактериально-химическому выщелачиванию измельченного минерального сырья, в частности, концентратов, промпродуктов и хвостов обогащения, техногенных продуктов, шламов, шлаков, огарков, руд. В частности, изобретение может быть использовано для бактериального вскрытия благородных металлов в упорном сульфидном минеральном сырье, в том числе, в упорных золотомышьяковых концентратах обогащения, кроме того, быть использовано для выщелачивания золота цианидами, тиокарбамидом, хлорными и другими реагентами, в условиях атмосферного и автоклавного выщелачивания.
Эффективность и продолжительность выщелачивания минерального сырья в значительной степени зависит от крупности частиц минерального сырья, которые при измельчении распределяются по крупности в зависимости от состава и механических свойств минерального сырья, применяемого оборудования, схемы и режима рудоподготовки.
Повышение извлечения металлов при выщелачивании и снижение продолжительности выщелачивания обеспечивает тонкое измельчение минерального материала, например до крупности 20 микрон и менее (WO 96/29439 А1, 26.09.1996 г.). Однако при снижении крупности частиц материала возрастают энергетические затраты на переработку и после выщелачивания продолжительность разделения твердой и жидкой фаз.
Известен способ извлечения золота из арсенопиритных руд (US №4822413, опублик. 18.04.1989 г.), заключающийся в бактериальном выщелачивании сульфидов и последующем растворении золота из кека выщелачивания цианированием. Известны способы выщелачивания минерального сырья трехвалентным железом в сернокислой среде с регенерацией окислителя железоокисляющими мезофильными бактериями при температуре 28-35°С (СА 2282848, С22В 3/18, опублик. 20.03.2001) и при температуре от 45 до 68°С термофильными бактериями (WO 0071763, С22В 3/18, опублик. 30.11.2000).
Известны способы бактериального выщелачивания сульфидного минерального сырья «BIOX» (Dew D.W. et al. The BIOX process for biooxidation of goldbearing ores or concentrates. Biomining: Theory, Microbes and Industrial processes, Ed. D.E.Rawlings, Chapter 3. Berlin: Springer-Verlag, 1997) и способ «BacTech» (AU 652231 В, опублик. 18.08.1994 г.).
Недостатками этих способов являются недостаточная эффективность и значительная продолжительность выщелачивания минеральных продуктов, большие затраты электроэнергии на перемешивание и аэрацию.
Известен способ переработки сульфидных медно-цинковых продуктов (RU 2203336, опублик. 05.03.2002), включающий выщелачивание ионами трехвалентного железа в сернокислой среде при интенсивном перемешивании до накопления иловой фракции -10 мкм до 40-60% от массы выщелачиваемого продукта, отделение фракции +10 мкм и возврат ее на первую стадию, довыщелачивание иловой фракции при аэрации воздухом до накопления иона трехвалентного железа до концентрации 12-15 г/дм3 и возврат продукта на выщелачивание с промежуточным выделением цветных металлов.
Способ технологически трудно реализуем, так как потоки между аппаратами определяются нестабильными, сложно контролируемыми условиями как накопление иловой фракции, обеспечение определенной концентрации иона трехвалентного железа, и недостаточно эффективен, так как ограничены температура и концентрации действующих реагентов и культура бактерий для окисления железа.
Наиболее близким аналогом заявленного изобретения является способ биоокисления сернистых полезных ископаемых для извлечения золота, серебра, металлов платиновой группы, цинка, кобальта, меди (US 005948375, С22В 11/00, С22В 15/00, С22В 23/00, приор. 10.07.1997). Способ включает биоокисление сульфидов металлов в одном реакторе, выделение из кека биоокисления гравитацией окисленной части сульфидов, в данном случае легкой фракции, биоокисление тяжелой фракции в последовательных реакторах, извлечение металлов из твердой или жидкой фаз легкой фракции.
Недостатками способа являются:
- гравитационное разделение кека биоокисления сульфидов не позволяет качественно выделить из кека окисленную фракцию, так как плотность частиц не определяет степень окисленности сульфидов, так как сульфиды металлов при окислении растворяются с образованием сульфатов и коллоидной элементной серы, частицы состоящие из сростков минералов различной плотности или содержащих металлы высокой плотности, например золото, имеют плотность не соответствующую степени окисленности отдельных минералов. В легкую фракцию попадают частицы вмещающей породы, имеющие небольшое количество сростков с не окислившимися сульфидами исходного материала, а в тяжелую фракцию возвращающуюся на биоокисление - имеющие высокую плотность вскрытые частицы золота;
- извлечение полезных металлов из легкой фракции приводит к потерям извлечения металлов высокой плотности, например золота;
- биоокисление при перемешивании в одном реакторе в непрерывном режиме не обеспечивает достаточное время пребывания и окисление всех поступающих частиц, так как вновь поступившая в реактор частица имеет высокую вероятность сразу выйти из реактора;
- не определена продолжительность биоокисления сульфидов металлов до гравитационного разделения, которая определяет долю окисленных сульфидов, в частности полученного результата 50% окисления всех частиц сульфидов в первом реакторе.
Технический результат, достигаемый настоящим изобретением, заключается в повышении извлечения металлов из минерального сырья.
Дополнительный результат, достигаемый изобретением, заключается в снижении энергетических затрат на переработку, уменьшением объемов реакторов, повышении производительности переработки.
Указанный технический результат достигается способом извлечения металлов из минерального сырья, включающим выщелачивание измельченного исходного материала не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании, классификацию продукта выщелачивания по крупности на песковую и шламовую фракции, выщелачивание песковой фракции не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании, извлечение металлов из фаз шламовой фракции и продукта выщелачивания песковой фракции.
Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что при крупности поступающего на выщелачивание исходного материала 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм, классификацию продукта выщелачивания производят на фракции минус 0,044 мм и плюс 0,044 мм.
Предпочтительно, классификацию продуктов выщелачивания по крупности осуществлять в гидроциклоне.
Кроме того, предпочтительно песковую фракция перед выщелачиванием доизмельчать.
Также, выщелачивание песковой фракции проводят в отдельных реакторах и в реакторах и в реакторах выщелачивания исходного материала.
Кроме того, жидкая фаза после выщелачивания исходного сырья используют для выщелачивания песковой фракции в отдельных реакторах и для выщелачивания исходного материала.
Также, жидкая фаза после выщелачивания песковой фракции используют для выщелачивания исходного материала и для выщелачивания песковой фракции.
Кроме того, после выщелачивания в отдельных ректорах песковой фракции проводят классификацию по крупности продукта выщелачивания песковой фракции, с возвратом крупной фракции на выщелачивание.
В частном случае, шламовую фракцию подвергают выщелачиванию, продолжительностью меньше, чем выщелачивание песковой фракции.
Также, перед выщелачиванием проводят классификацию исходного материала по крупности и фракции выщелачивают в различных режимах.
При выщелачивании измельченного минерального сырья в одном реакторе с перемешиванием в непрерывном режиме только поступившие в реактор частицы имеют большую вероятность сразу выйти из реактора, не успев достаточное время взаимодействовать с реагентами. При выщелачивании в нескольких последовательных реакторах вероятность выхода частиц из реактора снижается. Выщелачивание не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах с перемешиванием в непрерывном режиме позволяет обеспечить большее время пребывания всех поступающих частиц в зоне реакции.
Перемешивание при выщелачивании в реакторах обеспечивает повышение скорости массообменных физико-химических процессов, что увеличивает эффективность и уменьшает продолжительность процесса.
Минеральное сырье имеют многокомпонентный состав, включающий различные минералы металлов, вмещающие породы, благородные металлы - золото, серебро, которые отличаются по плотности, скорости выщелачивания, часто находятся в срастании друг с другом или вкраплены друг в друга. При выщелачивании измельченного минерального сырья сначала растворяются наиболее быстро выщелачиваемые минералы, причем сначала те, которые находятся на поверхности, при этом размер частиц уменьшается, поэтому крупность частиц в основном определяет степень их взаимодействия с реагентами.
Например, при окислительном бактериальном выщелачивании упорных золотосодержащих сульфидных концентратов практически все сульфиды растворяются, крупность частиц уменьшается, и определяет степень окисленности, при этом содержащиеся в сульфидах благородные металлы вскрываются и, в зависимости от минерального состава, плотность частиц может как повыситься, так и снизиться, и не определяет степень окисленности сульфидов. Также, размер частиц золота, поступающих на цианирование или хлорирование, определяет продолжительность и эффективность процесса.
Из растворов выщелачивания извлекаются перешедшие из минералов исходного минерального сырья металлы, например из сульфидных минералов медь, цинк, сурьма, мышьяк.
Крупность частиц материала подвергающегося выщелачиванию в реакторах с перемешиванием определяет скорость и эффективность процесса, поэтому на выщелачивание направляются измельченные материалы. Концентраты флотации имеют крупность 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм, или смесь гравитационного концентрата после доизмельчения и флотационного концентратов, а также концентраты обогащения после доизмельчения до крупности 60-100% класса минус 0,044 мм.
Классификацию кека выщелачивания материала измельченного до крупности 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм рационально проводить на фракции минус 0,044 мм и плюс 0,044 мм. Классификацию кека выщелачивания исходного материала измельченного до крупности 60-100% класса минус 0,044 мм рационально проводить на фракции меньшей крупности, например, минус 0,02 мм и плюс 0,02 мм.
Разделение частиц по крупности гидроциклоне происходит быстро и эффективно, размеры гидроциклона небольшие, производительность высокая, при этом не нужно производить значительные изменения расположения работающих реакторов выщелачивания. Работа гидроциклона не требует высоких затрат энергии и не представляет проблем в обслуживании.
Продолжительность выщелачивания материала в реакторах и крупность классификации кека выщелачивания определяются из требований высокого извлечения металлов из твердой или/и жидкой фаз после выщелачивания, зависящего от содержания в достаточной степени выщелоченных частиц в шламовой фракции после классификации и/или в песковой фракции после довыщелачивания. В основном эти параметры оцениваются экспериментальным путем. Например, из твердой фазы шламовой фракции биоокисления упорного сульфидного золотосодержащего концентрата обогащения, и из песковой фракции после доокисления извлечение золота цианированием должно быть не менее 90%.
Песковую фракцию после классификации подвергают довыщелачиванию, продолжительность которого должна быть достаточна для экономически целесообразного растворения минералов или металлов. Для повышения интенсивности и эффективности процесса перед довыщелачиванием песковая фракция доизмельчается. После классификации масса выщелачиваемого материала значительно сокращается, по результатам экспериментов в 2-3 раза, что позволяет повысить продолжительность и глубину переработки оставшейся фракции.
Выщелачивание песковой фракции после классификации можно осуществлять в отдельных реакторах или/и в реакторах, где проводят выщелачивание исходного материала.
В частных случаях, жидкая фаза после выщелачивания материала имеет высокую концентрацию реагентов, участвующих в выщелачивании, поэтому рационально ее использовать для выщелачивания, например, направляя в реакторы выщелачивания исходного сырья или песковой фракции. Например, при бактериальном выщелачивании упорных золотосодержащих сульфидных концентратов жидкая фаза содержит ионы трехвалентного железа и активные железо- и серуокисляющие бактерии, которые способны обеспечить окисление сульфидов.
Аналогично вышесказанному жидкую фазу после выщелачивания песковой фракции рационально использовать для выщелачивания исходного материала и песковой фракции.
При наличии крупной фракции после выщелачивания песковой фракции возможно проведение повторной классификации продукта выщелачивания песковой фракции по крупности на шламовую и песковую фракции, направление выделенной шламовой фракции на извлечение металлов и песковой фракции на довыщелачивание.
В частном случае, шламовая фракция содержит полезные металлы, для извлечения которых ее выщелачивают продолжительностью меньше, чем песковую фракцию.
В отдельных случаях, минеральное сырье рационально классификацировать по крупности перед выщелачиванием, а полученные фракции по крупности выщелачивать в различных режимах.
Изобретение иллюстрируется примерами реализации способа.
Пример 1.
Проведено извлечение металлов из пирротин-арсенопирит-антимонит-пиритного золотосодержащего концентрата флотационного обогащения, содержащего 21,3% пирротина, 10,4% арсенопирита, 15% пирита, 7% антимонита, золота 57 г/т с целью вскрытия упорного тонковкрапленного в сульфидных минералах золота для последующего его извлечения из твердой фазы планированием и растворения антимонита для последующего извлечения сурьмы из раствора.
Концентрат крупностью 80% класса минус 0,074 мм выщелачивали при перемешивании, аэрации воздухом, температуре 42°С, концентрации серной кислоты поддерживаемой на уровне 1,5-3,0 г/л, содержании твердой фазы 12%, ассоциацией железо- и серуокисляющих бактерий при добавлении минеральных солей общей продолжительностью 80 часов последовательно сначала в трех параллельных реакторах, затем объединенного из них потока в одном реакторе. Классификацию продукта выщелачивания проводили на фракции плюс 0,044 мм и минус 0,044 мм в гидроциклоне при соотношении диаметров насадок гидроциклона 0,3. В результате классификации выход шламовой фракции составил 65,1%, в которой степень окисления сульфидов 92%, извлечение золота цианированием из этой фракции составило 93,6%. Степень биоокисления выделенной классификацией песковой фракции составила 56%, извлечение золота из нее цианированием 67%. Выщелачиванием песковой фракции в 2-х последовательно соединенных реакторах с перемешиванием продолжительностью 80 часов с использованием жидкой фазы, выходящей из реакторов выщелачивания исходного концентрата, позволило повысить степень окисления сульфидов до 91,4%, и извлечение золота цианированием до 92,1%. При доизмельчении песковой фракции до 90% класса минус 0,044 мм перед биоокислением и продолжительности биоокисления 80 часов степень окисления сульфидов составила 93,4%, извлечение золота цианированием - 95,2%.
Суммарная степень биоокисления сульфидов концентрата в реакторах общей продолжительностью 126 часов составила 86,4%, извлечение сурьмы из антимонита в раствор 84,5%. Извлечение золота цианированием из биокека составило 89,2%. Сурьма из растворов выщелачивания извлекалась известными методами как осаждение или сорбция.
Реализация способа приводит к повышению степени выщелачивания сульфидов в концентрате за счет выделения окисленной части, что позволяет повысить продолжительность и соответственно степень выщелачивания крупной фракции. Снижение объема перерабатываемого материала позволяет повысить производительность переработки, увеличить продолжительность и глубину выщелачивания песковой фракции. Применение способа позволяет повысить извлечение металлов при переработке.
Пример 2.
Проведено извлечение металлов из кеков пероксон-солевого выщелачивания сульфидного медного концентрата флотационного обогащения крупностью 60% класса минус 0,044 мм, содержащего 230 г/т серебра и 1,6% меди.
Выщелачивание исходного сырья осуществлено в растворе серной кислоты концентрацией 20 г/л в присутствии трехвалентного железа концентрацией ионов 3 г/л и тиокарбамида концентрацией 15 г/л, при температуре 20°С, содержании твердой фазы 30%, в двух последовательно соединенных реакторах при перемешивании продолжительностью 12 часов. Классификация продукта выщелачивания проведена в батарее гидроциклонов диаметром 25 мм на песковую фракцию крупностью плюс 0,02 мм (выход фракции составил 52,6%), и шламовую фракцию крупностью минус 0,02 мм (выход фракции 47,2%). По результатам анализа содержания металлов во фракциях после выщелачивания из шламовой фракции серебро извлеклось на 79,3%, медь на 45%, из песковой фракции извлечение серебра 61%, меди 22%. После выщелачивания песковой фракции раствором серной кислоты концентрацией 20 г/л в присутствии трехвалентного железа концентрацией ионов 3 г/л и тиокарбамида концентрацией 15 г/л, при температуре 20°С отдельных в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании продолжительностью 12 часов серебро растворилось до 82,2% от исходного содержания, медь до 39%.
Продукт после выщелачивания песковой фракции классифицирован по крупности в батарее гидроциклонов на фракции крупностью минус 0,02 мм (шламовая-2, выход 32%) и плюс 0,02 мм (песковая-2, выход 68%). Из шламовой фракции серебро извлеклось на 84,5%, медь на 41,4%. Песковая-2 фракция возвращена в первый из последовательно соединенных реакторов выщелачивания песковой фракции.
Выщелачивание кека пероксон-солевого серной кислотой концентрацией 20 г/л в присутствии трехвалентного железа концентрацией ионов 3 г/л и тиокарбамида концентрацией 15 г/л, температуре 20°С, содержании твердой фазы 30%, продолжительностью 18 часов, в одном реакторе при перемешивании в раствор извлекается серебра не более 71%, меди 38%.
Применение способа позволило повысить суммарное извлечение серебра и меди из исходного сырья, при этом объемы перерабатываемого материала снижены, что позволяет повысить производительность переработки, а также уменьшить затраты энергии на перемешивание.
Claims (10)
1. Способ извлечения металлов из минерального сырья, включающий выщелачивание измельченного исходного минерального материала не менее чем в 2 последовательно соединенных реакторах при перемешивании, классификацию продукта выщелачивания по крупности на песковую и шламовую фракции, выщелачивание песковой фракции не менее чем в 2 последовательно соединенных реакторах при перемешивании, извлечение металлов из фаз шламовой фракции и продукта выщелачивания песковой фракции.
2. Способ по п.1, в котором при крупности поступающего на выщелачивание исходного материала 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм классификацию продукта выщелачивания минерального сырья производят на фракции минус 0,044 мм и плюс 0,044 мм.
3. Способ по п.1, в котором классификацию по крупности продуктов выщелачивания осуществляют в гидроциклоне.
4. Способ по п.1, в котором песковую фракцию перед выщелачиванием доизмельчают.
5. Способ по п.1, в котором выщелачивание песковой фракции проводят в отдельных реакторах и в реакторах выщелачивания исходного материала.
6. Способ по п.1, в котором жидкую фазу после выщелачивания исходного минерального сырья используют для выщелачивания песковой фракции в отдельных реакторах и для выщелачивания исходного материала.
7. Способ по п.1, в котором жидкую фазу после выщелачивания песковой фракции используют для выщелачивания исходного материала и для выщелачивания песковой фракции.
8. Способ по п.1, в котором после выщелачивания песковой фракции в отдельных ректорах проводят классификацию по крупности продукта выщелачивания песковой фракции, с возвратом крупной фракции на выщелачивание.
9. Способ по п.1, в котором шламовую фракцию подвергают выщелачиванию, продолжительность которого меньше чем выщелачивание песковой фракции.
10. Способ по п.1, в котором перед выщелачиванием проводят классификацию исходного материала по крупности и фракции выщелачивают в различных режимах.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2009117575/02A RU2418869C2 (ru) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Способ извлечения металлов из минерального сырья |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2009117575/02A RU2418869C2 (ru) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Способ извлечения металлов из минерального сырья |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2009117575A RU2009117575A (ru) | 2010-11-20 |
RU2418869C2 true RU2418869C2 (ru) | 2011-05-20 |
Family
ID=44058021
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2009117575/02A RU2418869C2 (ru) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Способ извлечения металлов из минерального сырья |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2418869C2 (ru) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2532579C2 (ru) * | 2013-02-13 | 2014-11-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения золота из концентратов |
RU2603411C1 (ru) * | 2015-07-17 | 2016-11-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ интенсификации процесса кучного выщелачивания золота из руд |
-
2009
- 2009-05-12 RU RU2009117575/02A patent/RU2418869C2/ru not_active IP Right Cessation
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2532579C2 (ru) * | 2013-02-13 | 2014-11-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения золота из концентратов |
RU2603411C1 (ru) * | 2015-07-17 | 2016-11-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ интенсификации процесса кучного выщелачивания золота из руд |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2009117575A (ru) | 2010-11-20 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Mäkinen et al. | Bioleaching of cobalt from sulfide mining tailings; a mini-pilot study | |
JP3705815B2 (ja) | 大気圧における鉱物浸出プロセス | |
RU2483127C1 (ru) | Способ переработки упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руды | |
WO2012053915A1 (en) | A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores | |
CN104017991A (zh) | 一种高效选择性分离铅冰铜中铜的工艺 | |
RU2432407C1 (ru) | Способ переработки сурьмяно-мышьяковых сульфидных золотосодержащих руд | |
CN103146911A (zh) | 一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法 | |
Gorain et al. | Innovations in gold and silver processing | |
RU2592656C1 (ru) | Способ переработки упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд (варианты) | |
RU2418869C2 (ru) | Способ извлечения металлов из минерального сырья | |
RU2370316C1 (ru) | Способ пульпоподготовки к флотации магнитной фракции из продуктов обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих ферромагнитные минералы железа и благородных металлов | |
CA3220436A1 (en) | Recovering metal from metal-bearing material | |
CN108950195B (zh) | 利用含氯废水提取锌精矿氧化渣中有价金属的方法 | |
Ellis et al. | Ultra fine grinding-a practical alternative to oxidative treatment of refractory gold ores | |
RU2439177C2 (ru) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра | |
Adams | Summary of gold plants and processes | |
CN111148851A (zh) | 通过使难熔基质增溶的预处理提取贱金属和贵金属的方法0 hypex-goldest | |
EP4188608A1 (en) | Processing method | |
CN105728199A (zh) | 一种从含银的钒矿中化学活化浮选回收银的方法 | |
JP3991934B2 (ja) | 黄銅鉱を含む硫化銅鉱から銅を浸出する方法 | |
RU2339708C1 (ru) | Способ выщелачивания продуктов, содержащих сульфиды металлов | |
RU2601526C1 (ru) | Комбинированный способ переработки труднообогатимых свинцово-цинковых руд | |
Chernoburova et al. | Processing and extraction of critical raw materials from residues | |
Rice et al. | Coal-dust Explosion Tests in the Experimental Mine 1913-1918, Inclusive | |
RU2256712C1 (ru) | Способ переработки первичных золотосульфидных руд |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110513 |
|
NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20120427 |
|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160513 |