+

RU2576715C1 - Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material - Google Patents

Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material Download PDF

Info

Publication number
RU2576715C1
RU2576715C1 RU2014149393/03A RU2014149393A RU2576715C1 RU 2576715 C1 RU2576715 C1 RU 2576715C1 RU 2014149393/03 A RU2014149393/03 A RU 2014149393/03A RU 2014149393 A RU2014149393 A RU 2014149393A RU 2576715 C1 RU2576715 C1 RU 2576715C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
ore
flotation
platinum
metals
extraction
Prior art date
Application number
RU2014149393/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Татьяна Николаевна Александрова
Артём Олегович Ромашев
Надежда Валерьевна Николаева
Ульяна Михайловна Янсон
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный"
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 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" filed Critical Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный"
Priority to RU2014149393/03A priority Critical patent/RU2576715C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2576715C1 publication Critical patent/RU2576715C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: mining.
SUBSTANCE: invention relates to mineral processing and can be used in mining industry for enrichment of non-traditional platinum ores. Method for concentration of ores containing platinum group metals, involves crushing and conditioning of material with collector, introduction of pulp foaming agent, extraction of metals by flotation in foam products, and mineral waste rock in tails. Milling is carried out in a medium of aminoacetic acid to obtain a size fraction of -0.074+0 mm. Further flotation of obtained size is performed with complex collector-amines of nitroparaffins with flow rate of 100 to 150 g/t of ore and butyl potassium xanthate from 200 to 250 g/t of ore, depressor-liquid glass from 200 to 300 g/t of ore, foaming agent - pine oil from 20 to 40 g/t of ore.
EFFECT: technical result is increased extraction of platinoids from unconventional ores.
1 cl, 5 dwg, 2 ex

Description

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано в горно-обогатительной промышленности при обогащении платиносодержащих нетрадиционных руд.The invention relates to the field of mineral processing and can be used in the mining industry for the processing of platinum-containing unconventional ores.

Известен способ извлечения металлов платиновой группы (патент RU №2224034, опубл. 20.02.2004 г.), включающий плавку исходного материала в присутствии углеродистого восстановителя с последующим концентрированием извлекаемых металлов в железной фазе. В качестве исходного материала используют шихту, содержащую не менее 2 г/т металлов платиновой группы, а также силикатные, железные и сульфидные компоненты, углеродистый восстановитель берут в избытке и плавку ведут до образования гетерогенного расплава сульфидной, силикатной и железной фаз, после чего отделяют железную фазу, концентрирующую металлы платиновой группы, и подвергают ее окислительной термообработке до полного выделения металлов платиновой группы.A known method for the extraction of platinum group metals (patent RU No. 2224034, publ. 02.20.2004), comprising melting the starting material in the presence of a carbon reducing agent, followed by concentration of the extracted metals in the iron phase. As a starting material, a charge containing at least 2 g / t of platinum group metals, as well as silicate, iron, and sulfide components is used, the carbon reducing agent is taken in excess and melting is carried out until a heterogeneous melt of sulfide, silicate, and iron phases is formed, after which the iron is separated phase, concentrating the metals of the platinum group, and subjected to oxidative heat treatment until complete separation of the metals of the platinum group.

Недостатками являются необходимость проведения процесса при высоких температурах, а также повышенный расход реагентов.The disadvantages are the need for the process at high temperatures, as well as increased consumption of reagents.

Известен способ извлечения частиц благородных металлов из металлоносных песков и поточная линия для его осуществления (патент RU №2427431, опубл. 27.08.2011 г.), включающий дезинтеграцию, грохочение, выделение магнитной фракции и гравитационное обогащение. После выделения магнитной фракции производят классификацию песков по крупности +0,5 мм и -0,5 мм. Гравитационному обогащению подвергают пески крупностью +0,5 мм, а пески крупностью -0,5 мм и хвосты гравитационного обогащения после сушки подвергают электродинамической сепарации путем направленного воздействия на проводящие частицы импульсным бегущим магнитным полем высокой напряженности и градиента. Способ осуществляют на поточной линии, содержащей последовательно установленные устройство для дезинтеграции, комплекс магнитных сепараторов, комплекс гравитационных аппаратов, комплекс плавки. Линия дополнительно снабжена классификатором, установленным после комплекса магнитных сепараторов, устройством для сушки, установленным после комплекса гравитационных аппаратов, и электродинамическим сепаратором с импульсным бегущим магнитным полем, установленным после классификатора.A known method of extracting particles of precious metals from metal-bearing sands and a production line for its implementation (patent RU No. 2427431, publ. 08/27/2011), including disintegration, screening, separation of the magnetic fraction and gravitational enrichment. After separation of the magnetic fraction, the sands are classified by size +0.5 mm and -0.5 mm. Sands with a grain size of +0.5 mm are subjected to gravitational enrichment, and sands with a grain size of -0.5 mm and tails of gravitational enrichment after drying are subjected to electrodynamic separation by direct exposure to conductive particles with a pulsed traveling magnetic field of high tension and gradient. The method is carried out on a production line containing a sequentially installed device for disintegration, a complex of magnetic separators, a complex of gravitational devices, a melting complex. The line is additionally equipped with a classifier installed after the complex of magnetic separators, a drying device installed after the complex of gravitational apparatuses, and an electrodynamic separator with a pulsed traveling magnetic field installed after the classifier.

Недостатками являются потери части металлов, находящихся в связанном состоянии, а также сложная компоновка технологической линии для его осуществления.The disadvantages are the loss of part of the metals in a bound state, as well as the complex layout of the production line for its implementation.

Известен способ переработки концентратов платиновых металлов на железоникелевой основе для извлечения платиновых металлов (патент RU №2391419, опубл. 10.06.2012 г.), включающий обработку концентрата соляной кислотой с переводом платиновых металлов в раствор. Затем ведут отделение нерастворимого остатка, обработку раствора нитритом натрия и отделение осадка гидроксида железа. Перед обработкой концентрата соляной кислотой его распульповывают в воде, пульпу нагревают, вводят азотную кислоту в объеме, необходимом для растворения примерно 60% железа и никеля, и прогревают в течение 4-5 часов при температуре 85-100°C. Обработку соляной кислотой ведут добавлением соляной кислоты в объеме, необходимом для растворения оставшейся части железа и никеля и платиновых металлов, и прогревают еще в течение 4-5 часов при температуре 85-100°C. Перед обработкой раствора нитритом натрия в него вводят ортофосфорную кислоту или ее натриевую соль.A known method of processing concentrates of platinum metals on an iron-nickel basis for the extraction of platinum metals (patent RU No. 2391419, publ. 10.06.2012), comprising processing the concentrate with hydrochloric acid with the conversion of platinum metals into solution. Then, the insoluble residue is separated, the solution is treated with sodium nitrite and the iron hydroxide precipitate is separated. Before treating the concentrate with hydrochloric acid, it is pulped in water, the pulp is heated, nitric acid is introduced in the amount necessary to dissolve about 60% of iron and nickel, and heated for 4-5 hours at a temperature of 85-100 ° C. Treatment with hydrochloric acid is carried out by adding hydrochloric acid in the amount necessary to dissolve the remaining part of iron and nickel and platinum metals, and they are heated for another 4-5 hours at a temperature of 85-100 ° C. Before processing the solution with sodium nitrite, phosphoric acid or its sodium salt is introduced into it.

Применение указанного способа затруднительно ввиду нетрадиционности реагентов, невозможности создания замкнутого оборота технологических растворов и относительной сложности и длительности процесса.The application of this method is difficult due to the unconventional reagents, the impossibility of creating a closed circulation of technological solutions and the relative complexity and duration of the process.

Известен способ извлечения металлов платиновой группы (патент RU №2360984, опубл. 10.07.2009 г.), который включает плавку шихты, состоящей из материалов, содержащих металлы платиновой группы в железосодержащих компонентах, углеродистого восстановителя и шлакообразующих материалов, с концентрацией извлекаемых металлов в железной фазе. Плавку шихты осуществляют в предварительно разогретой до температуры 1600-1700°C плазменно-дуговой печи постоянного тока с катодом, установленным на подине печи, при равномерном введении шихты в зону устойчивой дуги. После введения шихты ее плавят и выдерживают расплав при той же температуре до образования жидкотекучего расплава и концентрации его в зоне катода. При этом количество углеродистого восстановителя составляет 5-30% от необходимого расчетного количества для полного восстановления железа.A known method for the extraction of platinum group metals (patent RU No. 2360984, published July 10, 2009), which includes melting a mixture consisting of materials containing platinum group metals in iron-containing components, a carbon reducing agent and slag-forming materials with a concentration of recoverable metals in iron phase. The charge is melted in a direct current plasma-arc furnace preheated to a temperature of 1600-1700 ° C with a cathode mounted on the hearth of the furnace, with the charge being uniformly introduced into the zone of a stable arc. After the introduction of the charge, it is melted and the melt is held at the same temperature until the formation of a fluid melt and its concentration in the cathode zone. In this case, the amount of carbonaceous reducing agent is 5-30% of the required calculated amount for the complete reduction of iron.

Недостатком является его неэкологичность и повышенный расход энергии ввиду использования плазменно-дуговой печи. Также недостатком является скорость осуществления предложенного способа, так как требуется выдержка расплава.The disadvantage is its non-environmental friendliness and increased energy consumption due to the use of a plasma-arc furnace. Another disadvantage is the speed of implementation of the proposed method, since exposure of the melt is required.

Известен способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы (патент RU №2167001, опубл. 20.05.2001 г.), принятый за прототип. Способ включает измельчение и кондиционирование материала с сульфгидрильным собирателем, введение в пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов металлов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы - в хвосты. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода. Массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035).A known method of beneficiation of sulfide copper-nickel ores containing platinum group metals (patent RU No. 2167001, publ. 05.20.2001), adopted as a prototype. The method includes grinding and conditioning a material with a sulfhydryl collector, introducing oil-soluble alkaline earth metal sulfonates and a blowing agent into the pulp and the stepwise separation of metal sulfides by flotation into foam products, and waste rock minerals into tailings. Oil-soluble sulfonates of alkaline earth metals are introduced into the first stage of flotation in an amount of 55-90 wt.% Of their total consumption. The mass ratio of oil-soluble alkaline earth metal sulfonates to the sulfhydryl collector at each flotation stage is (0.0005-0.0035).

Недостатками прототипа являются получение многокомпонентного трудноразделяемого продукта, а также применение данных реагентов не обеспечивает эффективное извлечение материалов платиновой группы.The disadvantages of the prototype are to obtain a multicomponent hardly separable product, and the use of these reagents does not provide effective extraction of platinum group materials.

Техническим результатом является повышение извлечения платиноидов из нетрадиционного платиносодержащего сырья.The technical result is to increase the extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw materials.

Технический результат достигается тем, что измельчение проводится в среде аминоуксусной кислоты с получением класса крупности -0,074+0 мм для последующей флотации с комплексным собирателем - амины из нитропарафинов с расходом от 100 до 150 г/т руды и бутиловым ксантогенатом калия от 200 до 250 г/т руды, депрессором - жидкое стекло от 200 до 300 г/т руды, вспенивателем - сосновое масло от 20 до 40 г/т руды.The technical result is achieved by grinding in an aminoacetic acid medium to obtain a fineness class of -0.074 + 0 mm for subsequent flotation with a complex collector - amines from nitroparaffins with a flow rate of 100 to 150 g / t ore and potassium butyl xanthate 200 to 250 g / t of ore, depressor - liquid glass from 200 to 300 g / t of ore, blowing agent - pine oil from 20 to 40 g / t of ore.

Способ повышения извлечения платиноидов из нетрадиционного платиносодержащего сырья поясняется следующими чертежами:A method of increasing the extraction of platinoids from non-traditional platinum-containing raw materials is illustrated by the following drawings:

фиг. 1 - минералогический состав материала;FIG. 1 - mineralogical composition of the material;

фиг. 2 - технологическая схема проведения эксперимента;FIG. 2 - flow chart of the experiment;

фиг. 3 - гистограмма распределения частиц материала при стандартном измельчении, Sуд=1342 (1/м2);FIG. 3 - a histogram of the distribution of particles of material with standard grinding, S beats = 1342 (1 / m 2 );

фиг. 4 - гистограммы распределения частиц материала при измельчении с аминоуксусной кислотой, Sуд=7606 (1/м2);FIG. 4 - histograms of the distribution of particles of the material during grinding with aminoacetic acid, S beats = 7606 (1 / m 2 );

фиг. 5 - усредненные данные серии проведенных экспериментов.FIG. 5 - averaged data from a series of experiments.

В результате механохимоактивации при измельчении руды, платиновая минерализация в которой представлена туламинитом (Pt2FeCu), тетраферроплатиной (PtFe) и никельферроплатиной (Pt2FeNi) (фиг. 1), в присутствии аминоуксусной кислоты (АУК) и последующей флотации с комплексным собирателем, с которым элементы платиновой группы образуют хелатные соединения с комплексообразователями, при взаимодействии образуются циклические группировки, включающие комплексообразователь и лиганд аминоуксусной кислоты, который относится к категории бидентатных лигандов, образующих две химические связи с комплексообразователем - через атом кислорода карбоксильной группы и через атом азота аминогруппы, кроме того, происходит увеличение удельной поверхности измельченного материала, что предопределяет лучшую сорбцию собирателей при флотации. Наличие хелатных соединений предопределяет образование многоядерных комплексных соединений, к которым относятся кластеры, мостиковые соединения и изо- и гетеросоединения.As a result mehanohimoaktivatsii for grinding ore, platinum mineralization which presents tulaminitom (Pt 2 FeCu), tetraferroplatinum (PtFe) and nikelferroplatinoy (Pt 2 FeNi) (FIG. 1) in the presence of aminoacetic acid (AUC) and the subsequent flotation complex collector, with which the elements of the platinum group form chelating compounds with complexing agents, during the interaction, cyclic groups are formed, including the complexing agent and the aminoacetic acid ligand, which belongs to the category of bidentate league Nodules forming two chemical bonds with the complexing agent — through the oxygen atom of the carboxyl group and through the nitrogen atom of the amino group — in addition, the specific surface area of the crushed material increases, which determines the best sorption of collectors during flotation. The presence of chelate compounds determines the formation of multinuclear complex compounds, which include clusters, bridging compounds and iso- and hetero compounds.

Реализация способа осуществляется следующим образом (фиг. 2).The implementation of the method is as follows (Fig. 2).

Предварительное измельчение материала, содержащего туламинит, тетроферроплатину и никельфероплатину, осуществляется в шаровой мельнице в среде аминоуксусной кислоты при расходе 500 г/т. Загрузка мельницы шарами составляет 45% от объема мельницы. Далее измельченный материал подвергается классификации для выделения класса крупности -0,074+0 мм. Далее выделение металлов производится методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы - в хвосты флотации. Процесс выполняется при соблюдении известных технологических и реагентных режимов. Флотация осуществляется в слабощелочной среде с величиной рН=7-8. В качестве собирателей используется бутиловый ксантогенат калия (БКК) с расходом 200-250 г/т и амины из нитропарафинов (АНП) - расход 100-150 г/т. Для подавления флотации минералов пустой породы применяется депрессор - жидкое стекло (расход 200-300 г/т). В качестве вспенивателя применяется сосновое масло, расход которого составляет 20-40 г/т. Время агитации пульпы с каждым реагентом равняется 1-3 мин.Preliminary grinding of the material containing tulaminite, tetroferroplatinum and nickelferoplatinum is carried out in a ball mill in the environment of aminoacetic acid at a flow rate of 500 g / t. Ball mill loading is 45% of the mill volume. Further, the crushed material is subjected to classification to highlight the size class of -0.074 + 0 mm. Further, the metals are extracted by flotation into foam products, and gangue minerals into flotation tails. The process is carried out in compliance with known technological and reagent modes. Flotation is carried out in a slightly alkaline medium with a pH value of 7-8. Potassium butyl xanthate (BCC) with a flow rate of 200-250 g / t and amines from nitroparaffins (ANP) - a flow rate of 100-150 g / t are used as collectors. To suppress flotation of waste minerals, a depressor is used - liquid glass (flow rate 200-300 g / t). Pine oil is used as a blowing agent, the flow rate of which is 20-40 g / t. The agitation time of the pulp with each reagent is 1-3 minutes.

Пример 1. Платиносодержащую руду измельчают в шаровой мельнице в среде аминоуксусной кислоты при расходе 500 г/т. Далее измельченный материал подвергается классификации для выделения класса крупности -0,074+0 мм, пески возвращаются на доизмельчение в мельницу, а слив поступает на кондиционирование. И затем проводят флотацию в одну стадию. Флотация осуществляется в слабощелочной среде с величиной рН=7-8. В качестве собирателей используется бутиловый ксантогенат калия (БКК) с расходом 250 г/т и амины из нитропарафинов (АНП) - расход 150 г/т. Для подавления флотации минералов пустой породы применяется депрессор - жидкое стекло (расход 300 г/т). В качестве вспенивателя применяется сосновое масло, расход которого составляет 40 г/т. Время агитации пульпы с каждым реагентом равняется 1-3 мин. Извлечение в концентрат ассоциированных Fe, Ni и Cu, входящих в состав платиносодержащих соединений туламинита, тетраферроплатины и никельферроплатины, составляет Fe - 82320 г/т, Ni - 2667 г/т и Cu - 378 г/т.Example 1. Platinum ore is crushed in a ball mill in an environment of aminoacetic acid at a flow rate of 500 g / t. Further, the crushed material is subjected to classification to distinguish a class of fineness of -0.074 + 0 mm, the sands are returned to the grinding mill, and the discharge goes to conditioning. And then flotation is carried out in one stage. Flotation is carried out in a slightly alkaline medium with a pH value of 7-8. Potassium butyl xanthate (BCC) with a flow rate of 250 g / t and amines from nitroparaffins (ANP) - a flow rate of 150 g / t are used as collectors. To suppress the flotation of waste minerals, a depressor is used - liquid glass (consumption 300 g / t). Pine oil is used as a blowing agent, the consumption of which is 40 g / t. The agitation time of the pulp with each reagent is 1-3 minutes. The extraction of the associated Fe, Ni, and Cu associated with the platinum-containing compounds of tulaminite, tetraferroplatinum and nickel ferroplatinum into the concentrate is Fe - 82,320 g / t, Ni - 2667 g / t and Cu - 378 g / t.

Пример 2. Отличается тем, что при извлечении золота в концентрат по предлагаемому способу варьировали расход реагентов: бутиловый ксантогенат калия (БКК) с расходом 200 г/т и амины из нитропарафинов (АНП) - расход 100 г/т. Извлечение в концентрат ассоциированных Fe, Ni и Cu, входящих в состав платиносодержащих соединений туламинита, тетраферроплатины и никельферроплатины, составляет Fe - 47214 г/т, Ni - 1502 г/т и Cu - 272 г/т.Example 2. It is characterized in that when extracting gold into a concentrate according to the proposed method, the consumption of reagents was varied: potassium butyl xanthate (BCC) with a flow rate of 200 g / t and amines from nitroparaffins (ANP) - consumption of 100 g / t. The extraction of the associated Fe, Ni, and Cu associated with the platinum-containing compounds of tulaminite, tetraferroplatinum and nickel ferroplatinum into the concentrate is Fe - 47214 g / t, Ni - 1502 g / t and Cu - 272 g / t.

На фиг. 5 приведены усредненные данные серии проведенных экспериментов для платиносодержащих руд. Применение данного способа позволило получить концентрат с повышенным содержанием металлов, ассоциированных с платиной.In FIG. Figure 5 shows the averaged data from a series of experiments for platinum-containing ores. The use of this method allowed to obtain a concentrate with a high content of metals associated with platinum.

По совокупности проведенных опытов можно заключить, что предварительная механоактивация с АУК и флотация позволяют получить концентрат с повышенным содержанием платиноидов за счет увеличения извлечения ассоциированных Fe, Ni и Cu (содержание Fe - 82320 г/т, Ni - 2667 г/т и Cu - 378 г/т), входящих в состав платиносодержащих соединений туламинита, тетраферроплатины и никельферроплатины. Гистограммы распределения частиц материала после измельчения в стандартных условиях и в присутствии комплексообразователя АУК приведены на фиг. 3 и фиг. 4.Based on the totality of the experiments carried out, it can be concluded that preliminary mechanical activation with AUK and flotation make it possible to obtain a concentrate with a high content of platinoids due to an increase in the extraction of associated Fe, Ni, and Cu (Fe content - 82,320 g / t, Ni - 2667 g / t and Cu - 378 g / t), which are part of the platinum-containing compounds of tulaminite, tetraferroplatinum and nickelferroplatinum. Histograms of the distribution of material particles after grinding under standard conditions and in the presence of AUK complexing agent are shown in FIG. 3 and FIG. four.

Разработанный способ позволяет повысить эффективность извлечения платиноидов из нетрадиционного сырья.The developed method allows to increase the efficiency of extraction of platinoids from unconventional raw materials.

Claims (1)

Способ обогащения руд, содержащих металлы платиновой группы, включающий измельчение и кондиционирование материала с собирателем, введение в пульпу вспенивателя, выделение металлов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы - в хвосты, отличающийся тем, что измельчение проводится в среде аминоуксусной кислоты с получением класса крупности -0,074+0 мм для последующей флотации с комплексным собирателем - амины из нитропарафинов с расходом от 100 до 150 г/т руды и бутиловым ксантогенатом калия от 200 до 250 г/т руды, депрессором - жидкое стекло от 200 до 300 г/т руды, вспенивателем - сосновое масло от 20 до 40 г/т руды. A method of beneficiating ores containing platinum group metals, including grinding and conditioning the material with a collector, introducing a blowing agent into the pulp, separating metals by flotation into foam products, and waste rock minerals into tailings, characterized in that the grinding is carried out in an aminoacetic acid medium to obtain fineness class -0.074 + 0 mm for subsequent flotation with a complex collector - amines from nitroparaffins with a flow rate of 100 to 150 g / t of ore and potassium butyl xanthate from 200 to 250 g / t of ore, a depressant - liquid some glass from 200 to 300 g / t of ore, blowing agent - pine oil from 20 to 40 g / t of ore.
RU2014149393/03A 2014-12-08 2014-12-08 Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material RU2576715C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2014149393/03A RU2576715C1 (en) 2014-12-08 2014-12-08 Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2014149393/03A RU2576715C1 (en) 2014-12-08 2014-12-08 Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2576715C1 true RU2576715C1 (en) 2016-03-10

Family

ID=55654089

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2014149393/03A RU2576715C1 (en) 2014-12-08 2014-12-08 Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2576715C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2624497C2 (en) * 2015-12-24 2017-07-04 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" (ООО "НВП Центр-ЭСТАгео") Method for flotation of refractory complex ores of noble metals

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1002017A1 (en) * 1981-07-29 1983-03-07 Институт Минеральных Ресурсов Министерства Геологии Усср Method of concentrating non-sulphide ores
SU1720723A1 (en) * 1988-11-23 1992-03-23 Научно-исследовательский и проектный институт по обогащению и агломерации руд черных металлов "Механобрчермет" Method of concentration of iron ores
RU2022648C1 (en) * 1991-03-04 1994-11-15 Криворожский горнорудный институт Method of crushing oxidized iron ore
RU2144429C1 (en) * 1998-07-14 2000-01-20 АО "Норильский горно-металлургический комбинат" Method of dressing sulfide copper-and-nickel ores containing inherent minerals of platinum metals and magnetite
RU2167001C2 (en) * 1999-07-06 2001-05-20 ОАО "Норильский горно-металлургический комбинат им. А.П. Завенягина" Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals
RU2309799C1 (en) * 2006-05-29 2007-11-10 Институт Горного Дела Дальневосточного Отделения Российской Академии Наук (Статус Государственного Учреждения) Method of extraction of finely-dispersed gold from auriferous ores
RU2446019C1 (en) * 2010-08-02 2012-03-27 Учреждение Российской академии наук Институт химии и химической технологии Сибирского отделения РАН (ИХХТ СО РАН) Method of flotation of sulphide copper-nickel ores
CN102886311A (en) * 2012-07-25 2013-01-23 广州有色金属研究院 Flotation method for platinum-mineral-containing violarite

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1002017A1 (en) * 1981-07-29 1983-03-07 Институт Минеральных Ресурсов Министерства Геологии Усср Method of concentrating non-sulphide ores
SU1720723A1 (en) * 1988-11-23 1992-03-23 Научно-исследовательский и проектный институт по обогащению и агломерации руд черных металлов "Механобрчермет" Method of concentration of iron ores
RU2022648C1 (en) * 1991-03-04 1994-11-15 Криворожский горнорудный институт Method of crushing oxidized iron ore
RU2144429C1 (en) * 1998-07-14 2000-01-20 АО "Норильский горно-металлургический комбинат" Method of dressing sulfide copper-and-nickel ores containing inherent minerals of platinum metals and magnetite
RU2167001C2 (en) * 1999-07-06 2001-05-20 ОАО "Норильский горно-металлургический комбинат им. А.П. Завенягина" Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals
RU2309799C1 (en) * 2006-05-29 2007-11-10 Институт Горного Дела Дальневосточного Отделения Российской Академии Наук (Статус Государственного Учреждения) Method of extraction of finely-dispersed gold from auriferous ores
RU2446019C1 (en) * 2010-08-02 2012-03-27 Учреждение Российской академии наук Институт химии и химической технологии Сибирского отделения РАН (ИХХТ СО РАН) Method of flotation of sulphide copper-nickel ores
CN102886311A (en) * 2012-07-25 2013-01-23 广州有色金属研究院 Flotation method for platinum-mineral-containing violarite

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2624497C2 (en) * 2015-12-24 2017-07-04 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" (ООО "НВП Центр-ЭСТАгео") Method for flotation of refractory complex ores of noble metals

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2017403278B2 (en) Method for recycling wrapped complex copper oxide ores
CN104404261B (en) The method of gold recovering, iron is synchronously reduced in the chloridizing roasting of a kind of refined gold ore cyaniding tailings
CN106916944B (en) A kind of method that Solid Inclusion cupric oxide ore selecting smelting combination recycles
EP0173425A1 (en) Process for the extraction of platinum group metals
CN107971123B (en) Dressing and smelting method of iron coated mixed copper ore
CN105478232A (en) Mineral processing method for enriching vanadium pentoxide from graphite vanadium ore
CN106269290B (en) The method for floating of decopperized lead zinc from highgrade pyrite concentrate
CN103572059A (en) Method for producing sponge iron and cement by using iron-containing materials through reduction and recovering valuable elements
Li et al. Application of diagnostic roasting method in thermochemical treatment for Au recovery from gold-containing tailings in microwave field
CN104888940A (en) Method for treating low-grade copper-lead-zinc-iron multi-metal sulfide ores to extract valuable metals
JP2019065341A (en) Hydrometallurgical process for nickel oxide ore
Mu et al. Eco-friendly and selective separation of nickel and copper from low-grade nickel sulfide ore via sulfur fixation roasting with MgCO3 followed by sulfuric acid leaching
JP6401081B2 (en) Beneficiation method
RU2576715C1 (en) Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material
CN104313336B (en) Zinc-containing pyrite cinder processing method
JP6422037B2 (en) Mineral processing
CN105483392A (en) Technology for recycling gold from breccia gold ores
RU2434953C1 (en) Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions)
JP2019007049A (en) Beneficiation method
RU2149709C1 (en) Method of processing oxidized copper ores
CN106755961A (en) A kind of difficult zinc oxide material step sulfidation roasting floatation and recovery of lead zinc method
CN105803185B (en) A kind of beneficiation method of aufe oxide ore packet classification synthetical recovery
Bobozoda et al. Gold and copper recovery from flotation concentrates of Tarror deposit by autoclave leaching
Chanturia et al. Innovative technologies and extraction of commercial components from unconventional and difficult-to-process minerals and mining-and-processing waste
Shuai et al. Oxygen pressure leaching–flotation joint process for Jinbaoshan platinum group minerals

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20171209

点击 这是indexloc提供的php浏览器服务,不要输入任何密码和下载