RU2555280C1 - Method of concentration of poor and balanced silver-containing sulphide ores and concentration tailings - Google Patents
Method of concentration of poor and balanced silver-containing sulphide ores and concentration tailings Download PDFInfo
- Publication number
- RU2555280C1 RU2555280C1 RU2014101566/02A RU2014101566A RU2555280C1 RU 2555280 C1 RU2555280 C1 RU 2555280C1 RU 2014101566/02 A RU2014101566/02 A RU 2014101566/02A RU 2014101566 A RU2014101566 A RU 2014101566A RU 2555280 C1 RU2555280 C1 RU 2555280C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- concentration
- flotation
- poor
- mixture
- Prior art date
Links
Abstract
Description
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при извлечении серебра из бедных и забалансовых руд, а также хвостов обогащения, содержащих сурьмяные сульфиды серебра.The invention relates to mineral processing and can be used in the extraction of silver from poor and off-balance ores, as well as tailings containing antimony silver sulfides.
Основной причиной потерь серебра при переработке бедных и забалансовых серебросодержащих руд и отвальных хвостов обогащения горно-обогатительных полиметаллических комбинатов является неполное раскрытие полезных минералов, тонковкрапленных в породе. Исследования показали, что носителями серебра в указанных объектах являются сульфиды сурьмы (пираргирит, миаргирит и др.), имеющие тонкое взаимное прорастание (до 0,05 мм) и тесную ассоциацию с пиритом.The main reason for the loss of silver in the processing of poor and off-balance silver-containing ores and waste tailings from mining and processing polymetallic plants is the incomplete disclosure of useful minerals finely disseminated in the rock. Studies have shown that the carriers of silver in these objects are antimony sulfides (pyrargyrite, myargyrite, etc.), which have a thin intergrowth (up to 0.05 mm) and are closely associated with pyrite.
Известен способ переработки старых отвалов забалансовых серебро- и сурьмусодержащих руд и хвостов обогащения на основе использования ядерно-физической (радиометрической) сортировки, сепарации и кучного бактериально-химического выщелачивания при помощи тионовых бактерий (патент РФ №2111060, МПК В03В 7/00, опубл. 20.05.1998).There is a method of processing old dumps of off-balance silver and antimony-containing ores and tailings based on the use of nuclear-physical (radiometric) sorting, separation and heap bacterial-chemical leaching using thionic bacteria (RF patent No. 2111060, IPC B03B 7/00, publ. 05/20/1998).
К числу недостатков известного способа следует отнести низкую эффективность, экономичность и экологичность, вызванные следующими обстоятельствами:The disadvantages of this method include low efficiency, efficiency and environmental friendliness caused by the following circumstances:
- при любом виде сортировки (радиометрической, оптической - по цвету, и т.п.) данный метод требует выделения так называемого «машинного класса», то есть грохочения руды по крупности, и наличия так называемой контрастности руды по какому-либо разделяемому признаку, тогда как практика показывает, что такие признаки не всегда могут быть выделены;- for any sort of sorting (radiometric, optical - by color, etc.), this method requires the allocation of the so-called "machine class", that is, screening of ore by size, and the presence of the so-called ore contrast according to some shared characteristic, whereas practice shows that such signs cannot always be distinguished;
- исследования, проведенные в условиях известного способа, свидетельствуют, что метод кучного бактериально-химического выщелачивания мало подходит для сурьмянистых руд (тионовые микроорганизмы гибнут), метод на данный момент полноценно не изучался;- studies conducted under the conditions of the known method indicate that the heap bacterial-chemical leaching method is not suitable for antimony ores (thionic microorganisms die), the method has not yet been fully studied;
- способ выщелачивания является относительно дорогостоящим по сравнению с флотацией;- the leaching method is relatively expensive compared to flotation;
- использование метода кучного выщелачивания может привести к заражению водной среды бактериями или сурьмой Sb 2+/Sb 4+.- Using the heap leaching method can lead to infection of the aquatic environment with bacteria or antimony Sb 2 + / Sb 4+.
Наиболее близким аналогом к заявляемому изобретению является способ обогащения сульфидных серебросодержащих руд и продуктов, в соответствии с которым исходный продукт, измельченный до крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм 40-50%, поступает на коллективную флотацию сульфидов серебра, которая проводится в присутствии собирателя бутилового ксантогената (100 г/т), соды (2800-3200 г/т) и вспенивателя Т-80, (70-90 г/т) при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:32:0,9 (описание к патенту РФ №2055645, МПК B03D 1/018, B03D1/02, опубл. 10.03.1996).The closest analogue to the claimed invention is a method of beneficiation of silver sulfide ores and products, in accordance with which the initial product, crushed to a particle size of not more than 0.2 mm and a grade content of less than 0.074 mm 40-50%, enters the collective flotation of silver sulfides, which carried out in the presence of a collector of butyl xanthate (100 g / t), soda (2800-3200 g / t) and a blowing agent T-80, (70-90 g / t) with a ratio of 1: 28: 0.7 to 1: 32: 0.9 (description of the patent of the Russian Federation No. 2055645, IPC B03D 1/018, B03D1 / 02, publ. 03/10/1996).
Однако эксперименты по переработке бедных и забалансовых руд, а также хвостов обогащения, содержащих сурьмяные сульфиды серебра, проведенные в условиях известного способа, показали невозможность достижения высоких показателей извлечения серебра в получаемых флотационных концентратах.However, experiments on the processing of poor and off-balance ores, as well as processing tailings containing antimony silver sulfides, carried out under the conditions of the known method, showed the impossibility of achieving high silver recovery in the resulting flotation concentrates.
Заявляемое изобретение направлено на разработку эффективного способа переработки бедных и забалансовых руд, а также хвостов обогащения, содержащих сурьмяные сульфиды серебра, обеспечивающего получение высококачественного товарного продукта.The claimed invention is directed to the development of an effective method for processing poor and off-balance ores, as well as tailings, containing antimony silver sulfides, which provides a high-quality commercial product.
Техническим результатом заявляемого изобретения является повышение извлечения серебра в товарный продукт за счет обеспечения условий, способствующих наиболее полному раскрытию серебросодержащих минералов.The technical result of the claimed invention is to increase the extraction of silver in a marketable product by providing conditions conducive to the most complete disclosure of silver-containing minerals.
Отмеченный выше технический результат достигают созданием способа обогащения бедных и забалансовых серебросодержащих сульфидных руд и хвостов обогащения, содержащих сурьмяные сульфиды серебра, флотацией сульфидов серебра с получением концентрата серебра, в котором исходный материал измельчают до крупности 95% класса минус 0,071 мм, перед флотацией проводят предварительную активацию измельченного материала смесью сульфата меди и азотнокислого свинца при их соотношении от 1:1 до 1:2, а последующую флотацию сульфидов серебра ведут смесью ксантогената калия и диалкилдитиофосфата калия при их соотношении от 1:0,8 до 1:1,2.The technical result noted above is achieved by creating a method for beneficiating poor and off-balance silver-containing sulfide ores and beneficiation tailings containing antimony silver sulfides by flotation of silver sulfides to produce silver concentrate in which the starting material is ground to a particle size of 95% of the class minus 0.071 mm, preliminary activation is carried out before flotation the crushed material with a mixture of copper sulfate and lead nitrate at a ratio of 1: 1 to 1: 2, and the subsequent flotation of silver sulfides is a mixture of x potassium anthogenate and potassium dialkyldithiophosphate with a ratio of 1: 0.8 to 1: 1.2.
Сущность заявляемого изобретения состоит в следующем.The essence of the claimed invention is as follows.
В результате проведенных исследований было установлено, что проведение предварительной активации измельченного до заявляемой крупности исходного материала смесью сульфата меди и азотнокислого свинца в заявляемом соотношении с последующей флотацией сульфидов серебра в заявляемом реагентном режиме позволяет решить проблему извлечения серебра из содержащих сурьмяные сульфиды серебра бедных и забалансовых руд и хвостов обогащения.As a result of the studies, it was found that the preliminary activation of the starting material, crushed to the declared size, with a mixture of copper sulfate and lead nitrate in the claimed ratio, followed by flotation of silver sulfides in the inventive reagent mode, allows to solve the problem of silver extraction from poor and off-balance ores containing antimony silver sulfides and tailings enrichment.
Эксперименты показали, что извлечение серебра в товарный концентрат целесообразно производить флотационным обогащением исходного материала, измельченного до флотационной крупности, обеспечивающей раскрытие поверхности минералов серебра и их эффективную флотацию и составляющей 95% класса минус 0,071 мм (таблица 1).Experiments have shown that it is advisable to extract silver into a commodity concentrate by flotation enrichment of the starting material, crushed to a flotation size that ensures the disclosure of the surface of silver minerals and their effective flotation and is 95% class minus 0.071 mm (table 1).
Было установлено, что перед флотацией измельченный материал необходимо подвергнуть предварительной активации смесью сульфата меди и азотнокислого свинца при весовом соотношении от 1:1 до 1:2. Заявляемое соотношение компонентов смеси было определено экспериментально, исходя из получения оптимальных показателей процесса (таблица 1).It was found that before flotation the crushed material must be subjected to preliminary activation with a mixture of copper sulfate and lead nitrate in a weight ratio of 1: 1 to 1: 2. The inventive ratio of the components of the mixture was determined experimentally, based on obtaining optimal process indicators (table 1).
Для последующего извлечения серебра опытным путем был установлен реагентный режим флотации, позволяющий наиболее полно выделить серебро в концентрат. Как показали эксперименты, наиболее высокие технико-экономические показатели достигаются при флотационном извлечении серебра с использованием смеси ксантогената калия и диалкилдитиофосфата калия при их весовом соотношении от 1:0,8 до 1:1,2 (таблица 1).For the subsequent extraction of silver by experiment, a reagent flotation regime was established, which allows the most complete separation of silver into a concentrate. As the experiments showed, the highest technical and economic indicators are achieved by flotation extraction of silver using a mixture of potassium xanthate and potassium dialkyldithiophosphate with a weight ratio of 1: 0.8 to 1: 1.2 (table 1).
Ниже приведен пример, подтверждающий возможность осуществления заявляемого изобретения с получением указанного выше технического результата.The following is an example confirming the possibility of implementing the claimed invention to obtain the above technical result.
ПримерExample
Исследованиям подвергались хвосты обогащения руды Таежного месторождения с содержанием серебра ~30 г/т, в том числе связанного с миаргиритом ~20 г/т, связанного с пираргиритом ~5 г/т, свободного серебра ~5 г/т. Tailings of ore dressing from the Taiga deposit with silver content of ~ 30 g / t, including those associated with myargyrite ~ 20 g / t, associated with pyrargyrite ~ 5 g / t, free silver ~ 5 g / t, were studied.
Таблица 1Table 1
Исходный материал измельчали до крупности 95% класса минус 0,071 мм с подачей соды. Измельченный материал обрабатывали смесью сульфата меди (100 г/т) и азотнокислого свинца (200 г/т) (соотношение 1:2), а последующую флотацию сульфидов серебра вели смесью ксантогената калия (70 г/т) и диалкилдитиофосфата калия (70 г/т) (соотношение 1:1). Содержание серебра в полученном черновом концентрате составило 583,1 г/т (извлечение серебра - 75,92%), при этом содержание серебра в хвостах составило всего 7,72 г/т (таблица 1, опыт 7). Проведенные эксперименты также показали эффективность проведения одной-трех перечисток чернового концентрата. Было установлено, что три перечистки чернового концентрата позволяют получить продукт, содержащий 2382,7 г/т серебра. Уменьшение перечистных операций до двух приводит к снижению содержания серебра в концентрате до 1600-1800 г/т без снижения его извлечения.The source material was crushed to a particle size of 95% class minus 0.071 mm with a supply of soda. The ground material was treated with a mixture of copper sulfate (100 g / t) and lead nitric acid (200 g / t) (1: 2 ratio), and the subsequent flotation of silver sulfides was carried out with a mixture of potassium xanthate (70 g / t) and potassium dialkyldithiophosphate (70 g / t) (1: 1 ratio). The silver content in the resulting crude concentrate was 583.1 g / t (silver recovery - 75.92%), while the silver content in the tails was only 7.72 g / t (table 1, experiment 7). The experiments also showed the effectiveness of one to three cleanings of the rough concentrate. It was found that three purifications of the rough concentrate make it possible to obtain a product containing 2382.7 g / t silver. A decrease in cleaning operations to two leads to a decrease in the silver content in the concentrate to 1600-1800 g / t without reducing its extraction.
Результаты исследований приведены в таблице 2.The research results are shown in table 2.
Как видно из представленных в таблице 1 материалов, только совокупность заявляемых признаков обеспечивает наиболее эффективное осуществление процесса извлечения серебра с получением концентрата высокого качества (опыты №№ 3, 5, 6, 7, 10 и 11). Выход за пределы, регламентированные формулой изобретения приводил к неудовлетворительным результатам (опыты №№ 1, 2, 4, 8, 9 и 12).As can be seen from the materials presented in table 1, only the totality of the claimed features provides the most efficient implementation of the silver extraction process with obtaining high quality concentrate (experiments No. 3, 5, 6, 7, 10 and 11). Exceeding the limits regulated by the claims led to unsatisfactory results (experiments No. 1, 2, 4, 8, 9, and 12).
Таким образом, заявляемое изобретение успешно решает задачу создания эффективного способа обогащения бедных и забалансовых серебросодержащих сульфидных руд и хвостов обогащения, содержащих сурьмяные сульфиды серебра, позволяющего достигнуть высоких показателей извлечения серебра.Thus, the claimed invention successfully solves the problem of creating an effective method of beneficiation of poor and off-balance silver-containing sulfide ores and tailings containing antimony silver sulfides, which allows to achieve high rates of silver recovery.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2014101566/02A RU2555280C1 (en) | 2014-01-21 | 2014-01-21 | Method of concentration of poor and balanced silver-containing sulphide ores and concentration tailings |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2014101566/02A RU2555280C1 (en) | 2014-01-21 | 2014-01-21 | Method of concentration of poor and balanced silver-containing sulphide ores and concentration tailings |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2555280C1 true RU2555280C1 (en) | 2015-07-10 |
Family
ID=53538340
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2014101566/02A RU2555280C1 (en) | 2014-01-21 | 2014-01-21 | Method of concentration of poor and balanced silver-containing sulphide ores and concentration tailings |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2555280C1 (en) |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4740243A (en) * | 1984-12-31 | 1988-04-26 | Ensci, Inc. | Metal value recovery from metal sulfide containing ores |
US4822413A (en) * | 1986-03-13 | 1989-04-18 | Davy Mckee (Stockton) Limited | Extraction of metal values from ores or concentrates |
RU2055645C1 (en) * | 1994-04-28 | 1996-03-10 | Сергей Иванович Иванков | Sulfide polymetal gold-bearing ores and products benefication method |
EP1050593A1 (en) * | 1999-05-05 | 2000-11-08 | Boliden Mineral Ab | Two-stage bioleaching of sulphidic materials containing metal values and arsenic |
RU2248248C1 (en) * | 2004-06-08 | 2005-03-20 | Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (ИПКОН РАН) | Method for flotation separation of sulfides |
RU2320423C2 (en) * | 2006-05-03 | 2008-03-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for flotation separation of sulfide copper-nickel pyrrhotine-bearing ores |
-
2014
- 2014-01-21 RU RU2014101566/02A patent/RU2555280C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4740243A (en) * | 1984-12-31 | 1988-04-26 | Ensci, Inc. | Metal value recovery from metal sulfide containing ores |
US4822413A (en) * | 1986-03-13 | 1989-04-18 | Davy Mckee (Stockton) Limited | Extraction of metal values from ores or concentrates |
RU2055645C1 (en) * | 1994-04-28 | 1996-03-10 | Сергей Иванович Иванков | Sulfide polymetal gold-bearing ores and products benefication method |
EP1050593A1 (en) * | 1999-05-05 | 2000-11-08 | Boliden Mineral Ab | Two-stage bioleaching of sulphidic materials containing metal values and arsenic |
RU2248248C1 (en) * | 2004-06-08 | 2005-03-20 | Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (ИПКОН РАН) | Method for flotation separation of sulfides |
RU2320423C2 (en) * | 2006-05-03 | 2008-03-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for flotation separation of sulfide copper-nickel pyrrhotine-bearing ores |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102513215B (en) | Method for separating gold, silver and other metals and sulfur from waste cyanide tailings by floatation | |
CN105251620B (en) | A kind of complicated beneficiation method containing arsenic lead-zinc sulfide ore | |
AU2011318686B2 (en) | A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores | |
Rashchi et al. | Anglesite flotation: a study for lead recovery from zinc leach residue | |
Gül et al. | Beneficiation of the gold bearing ore by gravity and flotation | |
RU2403296C1 (en) | Complex processing method of aged tails of benefication of tungsten-containing ores | |
RU2425159C2 (en) | Procedure for refining antimony ore and process line for its implementation | |
CN107362899A (en) | A kind of heavy ore flotation group technology for handling complicated tungsten Cu-Pb seperation | |
CN102500454A (en) | X-ray radiation pre-selecting enrichment method for copper sulfide ore with low grade | |
Chen et al. | Bulk flotation of auriferous pyrite and arsenopyrite by using tertiary dodecyl mercaptan as collector in weak alkaline pulp | |
CN102049352B (en) | Mineral processing technology for polymetallic sulfide ore containing arsenic, copper and zinc | |
CN108339672B (en) | Process method for recovering potassium feldspar in potassium-rich slate | |
CN102371206B (en) | Process for treating multi-metal complex sulphide ores containing carbon, lead and zinc | |
RU2555280C1 (en) | Method of concentration of poor and balanced silver-containing sulphide ores and concentration tailings | |
CN108745624B (en) | Flotation separation method for high-sulfur high-arsenic gold ore | |
Li et al. | Comprehensive recovery of gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore | |
Liu et al. | Beneficiation of a fine-sized cassiterite-bearing magnetite ore | |
RU2446019C1 (en) | Method of flotation of sulphide copper-nickel ores | |
CN106311461A (en) | Mine tailing re-cleaning processing technology | |
Cichy et al. | Flotation of zinc and lead oxide minerals from Olkusz region calamine ores | |
Baştürkcü et al. | Beneficiation of copper, lead and zinc concentrates from complex ore by using environmentally friend reagents | |
RU2639347C1 (en) | Method of flotation concentration of sulfide lead-zinc ores | |
Yusupov et al. | Production-induced cassiterite-sulfide mineral formation structural-chemical and technological properties | |
Kozhonov et al. | Choice of efficient technology for aged enrichment tailings processing | |
Shadrunova et al. | Efficiency of use of collecting agents for increase of extraction values by copper, gold and silver flotation from complex slags of coppersmelting production |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20170122 |
|
TK4A | Correction to the publication in the bulletin (patent) |
Free format text: AMENDMENT TO CHAPTER -MM4A- IN JOURNAL: 28-2017 |
|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180122 |