К вопросу о депрессии углерода при флотации углистых золотосодержащих руд

Оригинальная статья / Original article УДК 622. 765

DOI: 10.21285/1814-3520-2017-2-155-162

К ВОПРОСУ О ДЕПРЕССИИ УГЛЕРОДА ПРИ ФЛОТАЦИИ УГЛИСТЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

© А.И. Сосипаторов1, Г.М. Панченко2, А.Ю. Чикин3, В.В. Высотин4, М.А. Винокурова5, А.Ю Коблов 6

АО «Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов», Российская Федерация, 664025, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38.

РЕЗЮМЕ. ЦЕЛЬЮ данного исследования является определение принципиальной возможности депрессии углистого вещества в процессе флотации с использованием реагента РДУ и снижение сорбционной активности фло-токонцентрата при цианировании. В данной работе представлены результаты исследования реагента депрессора углистого вещества в процессе сульфидной флотации. Показана возможность снижения содержания органического углерода в концентрате флотации с сохранением извлечения по золоту. Также показана возможность повышения извлечения золота в процессе цианирования за счет снижения сорбционной активности природного углерода. МЕТОДЫ. Для изучения химического состава руды были выполнены количественный рентгенофлуо-ресцентный, фазовый, атомно-абсорбционный, гравиметрический и ICP-AES анализы. Подготовка руды к исследованиям проводилась на центробежном аппарате Knelson с выведением гравитационного концентрата. Для исследования флотационного обогащения хвостов гравитации использовались механические флотомашины. РЕЗУЛЬТАТЫ И ИХ ОБСУЖДЕНИЕ. Исследование показало, что добавление РДУ в процесс флотации снижает массовую долю углистого вещества с 3,52% до 0,97%, при этом сорбционная активность флотоконцентратов уменьшается с 27,6% до 8,3%, что позволяет повысить извлечение золота в процессе цианирования. ВЫВОДЫ. Принимая во внимание проявившиеся депрессирующие свойства реагента РДУ по отношению к углистому веществу, представляется целесообразной проверка данного реагента при флотации других углистых золотосодержащих руд.

Ключевые слова: флотация, золото, руда, депрессор, углистое вещество, сорбция, цианирование, содержание, извлечение.

Формат цитирования: Сосипаторов А.И., Панченко Г.М., Чикин А.Ю. Высотин В.В., Винокурова М.А., Коблов А.Ю. К вопросу о депрессии углерода при флотации углистых золотосодержащих руд // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2017. Т. 21. № 2. С. 155-162. DOI: 10.21285/1814-3520-2017-2-155-162

TO CARBON DEPRESSION UNDER CARBONACEOUS GOLD ORE FLOTATION

A.I. Sosipatorov, G.M. Panchenko, A.Y. Chikin, V.V. Vysotin, M.A. Vinokurova, A.Y. Koblov

Irkutsk Research Institute of Precious and Rare Metals and Diamonds JSC, 38, Gagarin blvd, Irkutsk, 664025, Russian Federation.

1Сосипаторов Андрей Игоревич, аспирант, инженер лаборатории обогащения, e-mail: Andrey3481659@mail.ru Andrei I. Sosipatorov, Postgraduate student, Engineer of the Benefication Laboratory, e-mail: Andrey3481659@mail.ru

2Панченко Галина Михайловна, ведущий научный сотрудник лаборатории обогащения, e-mail: GalPanchen-ko@mail.ru

Galina M. Panchenko, Leading Researcher of the Benefication Laboratory, e-mail: GalPanchenko@mail.ru

3Чикин Андрей Юрьевич, доктор технических наук, профессор, e-mail: Anchik53@mail.ru Andrei Yu. Chikin, Doctor of technical sciences, Professor, e-mail: Anchik53@mail.ru

4Высотин Владислав Владимирович, кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник лаборатории обогащения, e-mail: V_viad82_V@mail.ru

Vladislav V. Vysotin, Candidate of technical sciences, Leading Researcher of the Benefication Laboratory, e-mail: V_viad82_V@mail.ru

5Винокурова Марина Александровна, старший научный сотрудник лаборатории обогащения, e-mail: MarVin4762@yandex.ru

Marina A. Vinokurova, Senior Researcher of the Benefication Laboratory, e-mail: MarVin4762@yandex.ru

6Коблов Аркадий Юрьевич, кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник лаборатории обогащения,

e-mail: Koblov.81@mail.ru

Arkadii Yu. Koblov, Candidate of technical sciences, Leading Researcher of the Benefication Laboratory, e-mail: Koblov.81@mail.ru

ABSTRACT. The PURPOSE of this study is to determine the principal possibility of carbon material depression under sulphide flotation in the presence of the reagent depressing carbonaceous substance (RDCS) as well as to lower floto-concentrate adsorption activity under cyanidation. This paper presents the study results of the reagent depressing carbonaceous substance under sulfide flotation. It demonstrates the possibility of decreasing the content of organic carbon in the flotation concentrate while maintaining gold recovery. It also shows the possibility of increasing gold recovery in cyanidation through the decrease in the adsorption activity of natural carbon. METHODS. The chemical composition of ore has been studied by means of quantitative X-ray fluorescence, phase, atomic absorption, gravimetric and ICP-AES analyzes. The ore was prepared for the research by means of the Knelson centrifugal machine with gravity concentrate removal. Mechanical flotation cells have been used to study the flotation benefication of gravity tails. RESULTS AND THEIR DISCUSSION. The study has showed that RDCS addition in the flotation process reduces the mass fraction of the carbonaceous material from 3.52% to 0.97%, while the adsorption activity of flotation concentrates is reduced from 27.6% to 8.3%, which allows to increase the recovery of gold in the cyanidation process. CONCLUSIONS. Having taken into account the RDCS depressing properties in relation to the carbonaceous material, it seems appropriate to check this reagent in the flotation of other carbonaceous gold ores.

Keywords: flotation, gold, ore, depressing agent, carbonaceous substance, sorption, cyanidation, content, recovery

For citation: Sosipatorov A.I., Panchenko G.M., Chikin A.Y., Vysotin V.V., Vinokurova M.A., Koblov A.Y. To carbon depression under carbonaceous gold ore flotation. Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2017, vol. 21, no 21, pp. 155-162. (In Russian) DOI: 10.21285/1814-3520-2017-2-155-162

Введение

В связи с отработкой запасов легко-обогатимых руд доля упорных золотосодержащих руд в общем балансе сырья с каждым годом неизменно возрастает, особенно актуальной эта проблема стала в последние два десятилетия. В.В. Лодейщи-ков [1] классифицирует упорные руды на три технологических типа:

• Руды с тонковкрапленным золотом и серебром (физическая депрессия в цианистом процессе).

• Руды, цианирование которых сопровождается химической депрессией золота минеральными компонентами-примесями, проявляющими восстановительные или цианисидные свойства.

• Руды, характеризующиеся повышенной сорбционной активностью по отношению к растворенным в цианиде благородным металлам.

Особое место среди так называемых «упорных» руд занимают углистые золотосодержащие руды. Нередко наличие в рудах углистых веществ не только затрудняет процесс цианирования, но и делает его нерентабельным вследствие низкого извлечения золота [2].

С целью снижения содержания природного углерода в руде его пытаются выделить флотацией с применением керосина, но, как показывает практика [3], концен-

траты угольной флотации получаются достаточно богатыми по содержанию золота и требуют переработки в отдельном цикле, что существенно усложняет технологию переработки руды в целом.

Также керосин применяют в процессе цианирования для пассивирования углистого вещества, но это негативно сказывается на сорбционных свойствах активного угля, добавляемого в цианирование. Примером служит руда на Стэвел Гоулд Майн (Австралия) [4]. С целью пассивирования активного углерода в пульпу перед началом цианирования добавляли керосин (200 г/т), что снижало эффективность цикла угольной сорбции. Это обстоятельство заставило прекращать добавление керосина через каждые 2-4 недели для восстановления сорбционных свойств активного угля.

Существует метод снижения природного углистого вещества во флотокон-центрате, при котором золото стараются извлекать в концентрат, оставляя уголь в хвостах обогащения [1]. Для этого применяют реагенты - депрессоры углистого вещества, например, крахмал, однако эффективность крахмала недостаточно высока, и к тому же он является дорогостоящим пищевым продуктом, что ограничивает его применение [5]. Также известны более эффективные реагенты-депрессоры из класса

азокрасителей. В Австралии, на руде месторождения «Роз{ет11е», была показана возможность использования реагента БМБ (из класса азокрасителей) для подавления углистого вещества в процессе флотации без снижения уровня извлечения золота [6].

Цель данного исследования - определение принципиальной возможности депрессии углистого вещества в процессе флотации с использованием реагента РДУ и снижение сорбционной активности фло-токонцентрата при цианировании.

Методы исследования

Один из реагентов класса азокрасителей, названный нами как «Реагент - депрессор углистого вещества» (РДУ), был исследован в лабораторных условиях в АО «Иргиредмет» на углистой золотосодержащей руде. Для изучения химического состава руды были выполнены количественный рентгенофлуоресцентный, фазовый, атомно-абсорбционный, гравиметрический и 1СР-ДЕБ анализы. Массовая доля

углерода в органической форме определена на приборе ЬесоБС-ШОР, а карбонатного диоксида углерода - по методике «Титриметрическое определение диоксида углерода». Содержание золота установлено по данным пробирно-гравиметрического анализа, серебра - атомно-абсорбцион-ным. Полученные результаты отражены в табл. 1.

Химический состав пробы руды Chemical composition of the ore sample

Таблица 1 Table 1

Компоненты / Массовая доля,% / Компоненты / Массовая доля,% /

Components Mass fraction Components Mass fraction

SiO2 65,0 Ba 0,08

Al2Os 10,6 В <0,0005

TiO2 0,30 Ве <0,0002

CaO 3,12 В1 <0,0005

K2O 2,96 Cd <0,0002

Na2O 0,08 Co 0,0018

MgO 2,34 Cr 0,028

MnO 0,07 Hg <0,0005

P2O5 0,14 La 0,002

Fe общее / Fe general 4,94 Mo 0,0003

Fe окисленное / Feoxygenized 2,39 NI 0,0039

Fe сульфидное / Fesulfide 2,55 Sс 0,0013

Общая / S general 2,51 Sе <0,0005

Окисленная / Soxygenized 0,08 Sn <0,0005

Сульфидная / Ssulfide 2,43 V 0,0083

ASобщий / As general 0,86 W <0,0005

As окисленный /Asoxygenized 0,02 Y 0,0006

Asсульфидный /Assulfide 0,84 Zr 0,0097

Zn 0,011 CO2 карбонатный /CO2 car- 4,75

bonate

Cu 0,007 C органический /Corganic 0,48

Pb 0,003 Ag, г/т <1,0

Sb 0,001 Au, г/т 3,6

Из данных химического анализа следует, что в пробе руды основным полезным компонентом является золото. Содержание благородного металла составляет 3,6 г/т. Серебро при содержании менее 1,0 г/т относится к попутно извлекаемому элементу.

По данным минералогического анализа, основная масса руды представлена черносланцевыми углеродистыми филлитами, вмещающими кварц-карбонатно-сульфидные прожилки. Углистое вещество представлено керогеном, ассоциированным с серицитом и обусловливающим черную окраску пород. Связь золота с углеродистым веществом не прослеживается. Содержание углерода, находящегося в ор-

ганической форме, - 0,48%.

Для подготовки к исследованиям навеска исходной руды массой 20 кг подвергалась стадиальному гравитационному обогащению на центробежном концентраторе KnelsonKC-MD-3 при последовательном измельчении до крупности -1,6; -0,5 и -0,2 мм с выведением гравиоконцентрата. Флотация хвостов гравитации осуществлялась на навесках массой 800 г. во флото-машине с объемом камеры 3 литра и во флотомашине для перечистки с объемом камеры 0,5 и 0,75 литра, скорость вращения импеллера - 1200 об/мин. Режим флотации принят на основании разработанного ранее Технологического регламента для данной руды (табл. 2).

Таблица 2

Параметры флотации по регламенту

Table 2

Procedural flotation parameters

Наименование операции / Operation Продолжительность, мин / Duration, min Расход реагентов на 1 т руды, г / Reagent consumption per 1 ton of ore, g

БКК / Butyl potassium xanthate (BPX) Т-92

Основная / Primary 5 60 60

Контрольная / Control 20 20 30

I Перечистка / I Re-cleaning 2,5 - -

Результаты и их обсуждение

С целью определения принципиальной возможности депрессии углистого вещества с использованием РДУ и корректировки реагентного режима были проведены опыты на расход РДУ (табл. 3).

В результате проведенных исследований установлено, что использование РДУ заметно снижает содержание углистого вещества в концентратах флотации, но с увеличением расхода до 200 г/т наблюдается увеличение потерь золота с хвостами флотации (опыт 3). Режим опыта 4 принят за оптимальный - повышение расхода бу-

тилового ксантагената калия (БКК) до 100 г/т при сохранении расхода РДУ на уровне 100 г/т стабилизировало показатели по уровню извлечения золота и снижению массовой доли органического углерода во флотоконцентрате.

В условиях опытов 1 и 4 были проведены опыты в замкнутом цикле с целью наработки концентратов для оценки сорб-ционной активности в процессе цианирования и сравнения извлечения золота по двум вариантам реагентного режима (табл. 4).

Таблица 3

Определение воздействия РДУ на показатели флотации

Table 3

Determination of the effect of the reagent depressing carbonaceous substance

on flotation indices

Наименование продуктов флотации/ Flotation product Выход, % / Output, % Золото / Gold Сорганический / Corganic Расход реагентов на 1 т руды, г / Reagent consumption per 1 ton of ore, g

Содержание, г/т / Content, g/t Извлечение, % / Recovery, % Содержание, % / Content, % Извлечение, % / Recovery, %

Опыт 1 / Experiment 1

Концентрат основной флотации / Primary flotation concentrate 7,73 9,1 54,99 1,3 24,94 Основная / Primary РДУ/RDCS - 0 БКК/BPX - 60 Т92 - 60 Контрольная/ Control БКК/BPX - 20 Т92 - 30

Концентрат контрольной флотации / Control flotation concentrate 16,49 2,48 31,98 0,64 26,18

Общий концентрат / General concentrate 24,22 5,88 86,97 0,92 51,12

Хвосты / Tailings 75,78 0,22 13,03 0,26 48,88

Питание флотации / Flotation feed 100 1,28 100 0,40 100,00

Опыт 2 / Experiment 2

Концентрат основной флотации / Primary flotation concentrate 5,7 16,8 58,17 0,72 10,12 Основная / Primary РДУ/ RDCS - 100 БКК/BPX - 60 Т92 - 60 Контрольная/ Control БКК/BPX - 20 Т92 - 30

Концентрат контрольной флотации /Control flotation concentrate 14,17 3,42 29,60 0,65 22,71

Общий концентрат / General concentrate 19,87 7,24 87,77 0,67 32,83

Хвосты/ Tailings 80,13 0,25 12,23 0,34 67,17

Питание флотации / Flotation feed 100,0 1,64 100 0,405 100

Опыт 3 / Experiment 3

Концентрат основной флотации / Primary flotation concentrate 2,55 30,3 46,31 0,54 3,01 Основная / Primary РДУ/ RDCS - 200 БКК/BPX - 60 Т92 - 60 Контрольная/ Control БКК/BPX - 20 Т92 - 30

Концентрат контрольной флотации /Control flotation concentrate 14,71 4,18 36,83 0,66 21,11

Общий концентрат / General concentrate 17,26 9,04 83,14 0,65 24,12

Хвосты / Tailings 82,74 0,34 16,86 0,42 75,88

Питание флотации / Flotation feed 100 1,66 100,0 0,458 100,0

Опыт 4 / Experiment 4

Концентрат основной флотации / Primary flotation concentrate 5,78 20,7 78,69 0,83 9,82 Основная / Primary РДУ/ RDCS -100 БКК/BPX -100

Концентрат контроль- 20,61 0,82 11,14 0,71 29,93

ш

ной флотации / Control flotation concentrate Т92 - 60 Контрольная/ Control БКК/BPX -30 Т92 -20

Общий концентрат / General concentrate 26,39 5,18 89,83 0,74 39,75

Хвосты / Tailings 73,61 0,21 10,17 0,40 60,25

Исходный продукт / Primary product 100,0 1,520 100,0 0,489 100,0

Примечание. Продолжительность флотации, мин: основная - 5, контрольная - 15. / Note: Flotation duration, min: primary - 5, control - 15.

Таблица 4

Баланс металла по конечным продуктам флотации в условиях замкнутого цикла

Table 4

_Metal balance by end flotation products in a closed-cycle_

Наименование продуктов / Products Выход, % / Output, % Золото / Gold Сорганический / Corganic Вариант режима флотации / Flotation mode variant

Содержание, г/т / Content, g/t Извлечение, % / Recovery, % Содержание, % / Content, % Извлечение,%/ Recovery, %

Концентрат перечистки / Re-cleaning concentrate 2,48 38,4 73,62 3,52 17,23 Без РДУ / RDCS - free

Хвосты флотации / Flotation tailings 97,52 0,35 26,38 0,43 82,77

Исходное питание / Primary feed 100,0 1,29 100,0 0,507 100,0

Концентрат перечистки / Re-cleaning concentrate 2,07 55,4 82,99 0,97 4,27 С РДУ / with RDCS

Хвосты флотации / Flotation tailings 97,93 0,24 17,01 0,49 95,73

Исходное питание / Primary feed 100,0 1,38 100,0 0,471 100,0

Из полученных результатов следует, что использование данного реагента способствовало повышению содержания золота во флотоконцентрате с 38,4 до 55,4 г/т при повышении извлечения с 73,62% до 82,99% и снижению массовой доли органического углерода с 3,52 до 0,97%.

Для определения сорбционной активности оба флотоконцентрата разделили на две равные части, далее четыре параллельные навески цианировали в течение 24 часов при следующих условиях: R = Ж:Т = 3:1; концентрация NaCN - 2 г/л, рН = 11, расход извести - 3 кг/т. В пульпу одной половины флотоконцентрата загрузили сорбент - активированный уголь - в количестве 10% от объема пульпы. По результа-

там атомно-абсорбционного анализа исходного продукта (С) и кека выщелачивания (С1) определили количество выщелоченного золота (С - С1). Другую половину флотоконцентрата цианировали без сорбента и в конечном растворе определили содержание золота (Ср). Сорбционную активность материала (СА) рассчитали по формуле СА = (1 - ^ - Ср / С - 100%, где R - отношение Ж : Т; Ср - содержание золота в растворах прямого цианирования, г/м3; C - содержание золота в исходной руде, г/т; С1 - содержание золота в хвостах сорбционного цианирования, г/т [7]. Результаты цианирования представлены в табл. 5.

Полученные данные свидетельствуют о том, что добавление РДУ в процесс флотации снижает сорбционную активность углистого вещества в концентрате с 27,6% до 8,3% и повышает извлечение золота при сорбционном цианировании с 85,7% до 94,4%, что выше на 8,7%.

Необходимо отметить, что извлечение золота при прямом цианировании из флотоконцентрата, полученного с использованием РДУ, значительно выше (86,59%), чем извлечение золота из флотоконцентрата, наработанного без него (68,9%), что указывает на депрессию природного сорбента.

С целью определения влияния РДУ на депрессию природного сорбента к золо-тоцианистому комплексу в процессе прямого цианирования были проведены исследования на флотоконцентрате № 1 (наработан без РДУ). Результаты исследований представлены в табл. 6.

Полученные результаты по прямому цианированию показали, что предварительная обработка флотоконцентрата РДУ приводит к снижению сорбционной активности природного сорбента и значительному увеличению извлечения золота в раствор: с 68,90% до 86,68% при расходе РДУ - 5 кг/т флотоконцентрата.

Таблица 5

Определение сорбционной активности флотоконцентратов

Table 5

Determination o f flotoconcentrate adsor ption activi У

Варианты получения флотоконцентрата /Variants of flotoconcen-trate production Сорбент / Sorbing agent Концентрация Au в р-ре, г/л / Au concentration in solution, g/l Содержание Au в кеке, г/т / Au content in cake, g/t Содержание Au (по балансу), г/т / Au calculated head grade, g/t Извлечение Au, % / Au recovery, % Сорбцион-ная активность, А, % / Adsorption activity, A, % Расход NaCN, кг/т / Consumption of NaCN, kg/t

Без РДУ / RDCS-free - 5,35 8,6 27,65 68,90 27,6 5,7

+ - 3,95 85,70

С РДУ / with RDCS - 14,2 6,6 49,2 86,59 8,3 4,5

+ - 2,72 94,40

Таблица 6

Результаты тестовых опытов по цианированию в присутствии РДУ

Table 6

Cyanidation est results in the presence of RDCS

Расход РДУ, кг/т конц. / RDCS consumption, kg per a tonne of concentrate Концентрация Au в р-ре, мг/л / Au concentration in solution, mg/l Содержание Au в кеке, г/т / Au content in cake, g/t Содержание Au в исх. пробе (по балансу), г/т / Au calculated head grade in a primary sample, g/t Извлечение Au, % / Au recovery, %

- 5,35 8,6 27,65 68,90

2,5 7,89 5,5 29,17 81,15

5,0 8,68 4,0 30,04 86,68

7,5 8,75 4,04 30,29 86,66

Примечание. Условие цианирования: продолжительность агитации с дисперсогеном - 4 ч; продолжительность цианирования - 24 ч; отношение Ж:Т = 3:1; расход извести - 3,0 кг/т; концентрация NaCN -2 г/л. Note. Cyanidation conditions: agitation duration in the presence of dispersogen is 4 hours; cyanidation duration is 24 hours; solid-liquid ratio = 3:1; lime consumption is 3.0 kg/t; concentration of NaCN is 2 g/l.

Выводы

Результаты исследований показали, что применение РДУ способствует снижению содержания массовой доли органического углерода во флотоконцентрате с 3,52% до 0,97% при повышении качества концентрата по содержанию золота и увеличении извлечения металла.

Результаты опытов по цианированию свидетельствуют о том, что использование РДУ в процессе флотации повышает

извлечение золота при гидрометаллургической переработке флотоконцентрата за счет уменьшения массовой доли и снижения сорбционной активности природного сорбента с 27,6% до 8,3%.

Полученные в результате исследования данные доказывают перспективность проведения исследований с использованием РДУ на рудах подобного типа.

Библиографический список

1. Барченков В.В. Основные технологические процессы переработки золотосодержащих руд. Санкт-Петербург: ИЦ интермедия, 2013. 469 с.

2. Зайцева М.Л., Ивановский М.Д., Ларина Н.К. Исследование сорбционных свойств углистых веществ при цианировании золотых руд. // Цветные металлы 1973. № 1. С. 77-79.

3. Солоденко А.А. Исследования обогатимости золотосодержащей руды //. Цветная металлургия. 2014. № 3. С. 15-20.

4. Меретуков М.А. Золото и природное углеродистое вещество. М: Издательский дом «Руда и металлы», 2007. 112 с.

5. Эйгелес М.А. Реагенты регуляторы во флотационном процессе. М.: Недра, 1977. С. 215

6. Pyke B., Johnston R., Brooks P. // Miner. Eng. 1999. V. 12. P. 851-862.

7. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. Иркутск: Иргиредмет, 1999. 758 с.

References

1. Barchenkov V.V. Osnovnye tekhnologicheskie protsessy pererabotki zolotosoderzhashchikh rud [Basic technological processes of gold ores processing]. Sankt-Peterburg, ITs intermediya Publ., 2013, 469 p.

2. Zaitseva M.L., Ivanovskii M.D., Larina N.K. Issledo-vanie sorbtsionnykh svoistv uglistykh veshchestv pri tsianirovanii zolotykh rud [Study of carbonaceous substances adsorption properties at gold ore cyanidation]. Tsvetnye metally [Non-Ferrous Metals]. 1973, pp. 77-79.

3. Solodenko A.A. Issledovaniya obogatimosti zolo-tosoderzhashchei rudy [Studies of gold-bearing ore

Критерии авторства

Сосипаторов А.И., Панченко Г.М., Чикин А.Ю. Высо-тин В.В., Винокурова М.А., Коблов А.Ю. имеют равные авторские права и несут равную ответственность за плагиат.

Конфликт интересов

Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.

dressability]. Tsvetnaya metallurgiya [Non-ferrous metallurgy]. 2014, no. 3, pp. 15-20.

4. Meretukov M.A. Zoloto i prirodnoe uglerodistoe vesh-chestvo [Gold and natural carbon]. Moscow, Izdatel'skii dom "Ruda i metally" Publ., 2007, 112 p.

5. Eigeles M.A. Reagenty regulyatory vo flotatsionnom protsesse [Regulating reagents in the flotation process]. Moscow, Nedra Publ., 1977, pp. 215

6. Pyke B., Johnston R., Brooks P. // Miner. Eng. 1999, vol. 12, pp. 851-862.

7. Lodeishchikov V.V. Tekhnologiya izvlecheniya zolota i serebra iz upornykh rud [The technology of gold and silver extraction from refractory ores]. Irkutsk, Irgiredmet Publ., 1999, 758 p.

Authorship criteria

Sosipatorov A.I., Panchenko G.M., Chikin A.Y., Vysotin V.V., Vinokourova M.A., Koblov A.Y. have equal authors rights and bear equal responsibility for plagiarism.

Conflict of interests

The authors declare that there is no conflict of interests regarding the publication of this article.

Статья поступила 23.11.2016 г. The article was received 23 November 2016