CC BY
1
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2023;(8):128-137 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622.765 DOI: 10.25018/0236_1493_2023_8_0_128
ОПТИМИЗАЦИЯ СУРЬМЯНОГО ЦИКЛА ФЛОТАЦИИ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ ЗОЛОТОСУРЬМЯНОЙ РУДЫ
Н.К. Алгебраистова1, Е.С. Ананенко1, И.В. Прокопьев2, Д.А. Гольсман1
1 Сибирский федеральный университет, Красноярск, Россия, e-mail: [email protected] 2 Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова, Якутск, Россия
Аннотация: Объект исследования - золотосурьмяная руда одного из месторождений Восточной Сибири. Исследуемая руда относится к умеренно-сульфидному типу руд: сульфиды в основном представлены антимонитом, арсенопиритом, пирит-марказитом и пирротином, а основными породообразующими минералами являются кварц и слю-дисто-гидрослюдистые образования. Содержание элементов в исследуемой руде составляет: сурьмы - 5,14%, мышьяка - 0,51%, золота - 0,86 г/т. Схема переработки исследуемой руды на фабрике предусматривает двухстадиальное измельчение исходной руды, селективное выделение сурьмяного концентрата и последующую флотацию золотосодержащих сульфидов, сгущение и фильтрацию полученных товарных концентратов. Планирование эксперимента по оптимизации реагентного режима сурьмяной флотации выполнено по статистическому методу (метод Бокса-Уилсона). Определены режимные параметры сурьмяной флотации, обеспечивающие получение сурьмяного концентрата с извлечением и содержанием Sb в Sb-концентрат 69% и 52% соответственно: рН = 6, время флотации = 8 мин., расход Pb(NO3)2 = 500 г/т, расход ДБДФА = 25 г/т, расход Т-92 = 30 г/т. Подобные режимные параметры флотации обеспечивают повышение извлечения сурьмы в сурьмяной концентрат на 37,5%, повышение содержания металла с 29% до 52% при снижении содержания мышьяка в сурьмяном концентрате в два раза по сравнению с технологическими показателями, получаемыми при флотации по фабричному режиму.
Ключевые слова: золотосурьмяная руда, арсенопирит, антимонит, флотация, технологические показатели, селективная схема, флотация антимонита, золото, статистический метод планирования.
Для цитирования: Алгебраистова Н. К., Ананенко Е. С., Прокопьев И. В., Гольсман Д. А. Оптимизация сурьмяного цикла флотации при обогащении золотосурьмяной руды // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2023. - № 8. - С. 128-137. DOI: 10.25018/0236_1493_2023_8_0_128.
Antimony circuit optimization in flotation of gold-bearing antimony ore
N.K. Algebraistova1, E.S. Ananenko1, I.V. Prokopev2, D.A. Golsman1
1 Siberian Federal University, Krasnoyarsk, Russia, e-mail: [email protected] 2 M.K. Ammosov North-Eastern Federal University, Yakutsk, Republic of Sakha, Russia
Abstract: The test subject is the gold-bearing antimony ore from an East Siberian deposit. This ore is a moderate sulphide type: sulphides are mostly antimonite, arsenopyrite, pyrite-marca site and pyrrhotine, and the main rock-forming minerals are quarts and mica-hydromica. The
© Н.К. Алгебраистова, Е.С. Ананенко, И.В. Прокопьев, Д.А. Гольсман. 2023.
ore contains 5.14% antimony, 0.51% arsenic and 0.86 g/t gold. The concentration flowsheet of the ore assumes two-stage milling, selective extraction of the antimony concentrate, flotation of gold-bearing sulphides, and then thickening and filtration of the marketable concentrates. The experimental design for optimizing the agent mode of antimony flotation used a statistical method by Box-Wilson. The operating conditions of antimony flotation to ensure the antimony concentration with Sb recovery of 69% at Sb content of 52% are: pH = 6, flotation time = 8 min, consumption of Pb(NO3)2 = 500 g/t, consumption of DBDFA = 25 g/t, consumption of T-92 = 30 g/t. These operating conditions enable the increase in the antimony recovery in the concentrate by 37.5% at the increased metal content from 29% to 52% and at the decreased content of antimony in the antimony concentrate by 2 times as compared with the flotation process variables in the factory-adopted regime.
Key words: gold-bearing antimony ore, arsenopyrite, antimonite, flotation, process variables, selective flowsheet, antimonite flotation, gold, statistical design.
For citation: Algebraistova N. K., Ananenko E. S., Prokopev I. V., Golsman D. A. Antimony circuit optimization in flotation of gold-bearing antimony ore. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2023;(8):128-137. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_2023_8_0_128.
Введение
Объектом исследования является зо-лотосурьмяная руда одного из месторождений Восточной Сибири. Руда относится к умеренно-сульфидному типу руд. Породообразующие минералы представлены кварцем (45,9%), слюдой и глинисто-гидрослюдистыми образованиями (23,0%). Рудные минералы представлены сульфидами и вторичными минералами: пирит, антимонит, арсенопирит, блеклая руда, галенит и пирротин (9,8%), ярозит, гидроксиды железа (лимонит) (1,8%), скородит (0,7%); оксидами сурьмы: ромеит, валентинит, сервантит (2,6%). Золото тонкодисперсное с размерами зерен 0,007 — 0,01 мм, связано с мелкоигольчатым арсенопиритом в виде эмульсионной вкрапленности.
По данным фазового анализа: доля свободного (амальгамируемого) золота — 0,6%, цианируемого — 8,9%, золото, связанное с сульфидами (закрытые сростки) — 91,1%. Проба руды проявляет высокую степень технологической упорности по отношению к сорбцион-ному цианистому процессу. Основными
факторами, влияющими на упорность руды, являются: ассоциация золота с сульфидами, растворимыми в азотной кислоте — пиритом, арсенопиритом и пр. (35,7%), а также с минералами, растворимыми в щелочи — антимонитом, скородитом и пр. (24,4%).
В настоящее время руда текущей добычи имеет следующее соотношение элементов: Sb:As:Au = 4,69%:0,88%:1,76 гД, и перерабатывается по прямой селективной схеме флотации с получением двух товарных концентратов: сурьмяного марки КСУФ-2 и золотосульфидного марки КЗС-4.
Схема переработки руды предусматривает двухстадиальное измельчение исходной руды, селективное выделение сурьмяного концентрата при малых расходах собирателя в каждой стадии рудо-подготовки и последующую флотацию золотосодержащих сульфидов, сгущение и фильтрацию полученных товарных концентратов.
Технология обогащения сурьмянистых руд имеет свои особенности [1 — 7]. Для выделения из сурьмяно-мышья-
Рис. 1. Действующая схема флотации Fig. 1. The operating flotation circuit
ковых золотосульфидных руд мышьякового и сурьмяного продуктов применяют коллективную флотацию сульфидных минералов с последующей селекцией арсенопирита и антимонита и селектив-
ную флотацию сульфидов из руды или концентратов, основанную на активации или депрессии антимонита и активации и депрессии арсенопирита, обычно по следующим схемам:
• флотация арсенопирита ксантоге-натом с добавлением сульфата меди, едкого натра, последующая активация антимонита солями тяжелых металлов и флотация ксантогенатом с депрессией арсенопирита добавлением щелочи или сульфата цинка [8 — 12];
• депрессия антимонита сульфидом натрия или едким натром и флотация арсенопирита ксантогенатом с добавлением небольших количеств сульфата меди [13 — 16].
В практике флотации золотосурьмя-ных руд наибольшее распространение получил реагентный режим антимони-товой флотации, включающий применение длинноцепочечных ксантогенатов и нитрита свинца. В качестве альтернативных реагентов также используются сульфат меди, дитиофосфат (оптимальная эффективность достигается при кислом рН), а также смешанные собиратели [17 — 19].
Отличительной особенностью пробы ТП-11-2021, поступившей на кафедру ОПИ для исследований, по сравнению с рудой текущей добычи, является крайне низкое содержание золота и повышенное содержание сурьмы (содержание сурьмы — 5,14%, мышьяка — 0,51%, золота — 0,86 гД). Сурьма в пробе представлена антимонитом, природно-гид-рофобным минералом, что предопределяет применение прямой селективной схемы флотации с последовательным выделением сурьмы и золота [20 — 22].
Технологическая схема флотационного обогащения исследуемой руды на действующей обогатительной фабрике представлена на рис. 1.
Материалы и методы
исследования
Экспериментальные исследования проведены на лабораторной базе кафедры обогащения полезных ископаемых Сибирского федерального университета.
Химический состав пробы руды определяли с использованием данных количественного рентгенофлюоресцентно-го, атомно-абсорбционного и ICP-AES анализов. Содержание золота приведено по данным пробирного анализа.
Полуколичественный минеральный состав пробы руды был определен по данным рентгеноструктурного фазового (дифрактометрического) анализа, выполненного на аппарате «XRD-6000», Shimadzu.
Флотационные опыты выполняли на лабораторной флотационной машине МФ-237Л с объемом камеры 3 л. Водные растворы реагентов готовили с различной концентрацией с учетом их активности.
Значения pH в операциях и продуктах обогащения измеряли лабораторным рН-метром InoLab марки pH720 (WtW, Германия).
Обводненные продукты и продукты флотации сушили на электрической плите ЭП-6П (Abat, Россия) до воздушно-сухого состояния при температуре не выше 100 °С.
Результаты исследования
и их обсуждение
Для определения технологических показателей сурьмяной флотации по действующему режиму фабрики проведены флотационные опыты по схеме, представленной на рис. 2.
При флотации исследуемой золото-сурьмяной руды пробы ТП-11-2021 по фабричному режиму получены следующие результаты (табл. 1):
• извлечение Sb в Sbконцентрат — 31,85%;
• содержание Sb в Sbконцентрат — 29,1%;
• извлечение Au и As в Sbконцент-рат — 15,74 и 3,64% соответственно;
• содержание Au и As в Sbконцент-рате — 2,67 гД и 0,33% соответственно.
Исходная руда D= -1,5 мм
H2SO4 Pb(N03>
Q\ Измельчение до 70 % кл. -0,071 мм H2SO4 ;Pb(N03)2 ДБДФА Т-92 Sb флотация
Sb концентрат
Рис. 2. Схема сурьмяной флотации действующей фабрики Fig. 2. The antimony flotation circuit of the operating plant
I
Хвосты
Согласно данным табл. 1, режим действующей фабрики не обеспечивает получение удовлетворительных показателей в цикле Sb-флотации. В связи с чем проведены исследования по оптимизации реагентного режима Sb-флота-ции. Согласно исследованиям П.М. Со-ложенкина, А.В. Канарского и Т.Н. Матвеевой [1 — 7], важными факторами сурьмяной флотации являются уровень рН процесса, а также тип и расход реагентов-активаторов и собирателей.
Для оценки влияния различных факторов на извлечение сурьмы в сурьмяный концентрат запланирован эксперимент по методу Бокса-Уилсона. В качестве факторов, оказывающих влияние на процесс, выбраны следующие: x1 — уровень рН, х2 — расход активатора (Pb(NO3)2), х3 — расход собирателя (дибутилдитиофосфат аммония), х4 —
время флотации. Основные уровни и интервалы варьирования факторов, а также матрица планирования эксперимента приведены в табл. 2.
За функцию отклика принято извлечение сурьмы в сурьмяный концентрат. Рассчитаны коэффициенты регрессии, определена ошибка реализации опытов. Определено, что все изучаемые факторы являются значимыми. Выполнена проверка адекватности модели; критерий Фишера составляет 5,01, т.е. модель адекватна. По убыванию влияния на функцию отклика факторы расположились в следующем порядке: расход собирателя, время флотации, уровень рН процесса, расход активатора.
Положительные значения коэффициентов регрессии свидетельствуют о необходимости при движении по линии крутого восхождения увеличивать зна-
Таблица 1
Технологические показатели Sb-флотации по режиму действующей фабрики Technological indicators of operating plant antimony flotation
Продукты Выход, % Содержание Извлечение, %
Au, г/т As, % Sb, % Au As Sb
Sb концентрат 5,75 2,67 0,33 29,1 15,74 3,64 31,85
Хвосты Sb флотации 94,25 0,88 0,53 3,80 84,26 96,36 68,15
Исходная руда 100 0,98 0,52 5,26 100 100 100
Таблица 2
Условия проведения сурьмяной флотации по методу Бокса-Уилсона Antimony flotation parameters by Box-Wilson method
Показатели Факторы Функция отклика
х1 х2 х3 х4 экспериментальная предсказанная
Основной уровень 5 300 10 4
Интервал варьирования 1 100 5 1
Верхний уровень 6 400 15 5
Нижний уровень 4 200 5 3
№ опыта
3 - - - - 16,06 15,59
4 + + - - 28,40 26,47
5 + - + - 35,10 33,50
6 + - - + 28,67 32,68
7 - + + - 26,84 30,84
8 - + - + 31,62 30,02
9 - - + + 38,97 37,04
10 + + + + 48,40 47,93
Базовые опыты
11 5 300 10 4 26,13
12 5 300 10 4 29,71
13 5 300 10 4 28,18
14 5 300 10 4 29,28
Коэффициенты 3,39 2,05 5,57 5,16
Рабочий шаг 1,48 45,00 6,10 1,13
Расчетный шаг 6,77 205,46 27,85 5,16
Коэффициент перехода 0,22
Основной уровень 6 300 10 4
чения величин факторов, влияющих на процесс. В связи с чем последующие опыты по оптимизации реагентного режима сурьмяной флотации проведены с изменением расхода активатора в диапазоне от 300 до 500 г/т с шагом 100 г/т, собирателя в диапазоне от 10 до 25 г/т с шагом 5 гЛ.
Значение рН процесса поддерживалось на уровне 6, время сурьмяной флотации увеличено до 8 мин, расход пе-
нообразователя (Т-92) во всех опытах неизменно на уровне 30 гЛ. Результаты отражены на рис. 3 и в табл. 3.
Результаты исследования свидетельствуют о том, что поддержание рН процесса сурьмяной флотации на уровне 6, увеличение времени флотации до 8 мин, а также изменение расхода активатора с 200 до 500 г/т и собирателя с 10 до 25 г/т приводит к изменению технологических показателей Sb-концентрата:
Рис. 3. Результаты эксперимента по оптимизации реагентного режима сурьмяной флотации Fig. 3. Experiment results of antimony flotation reagent regime optimization
• извлечение сурьмы в концентрат увеличивается с 42% до 69%;
• содержание металла в концентрате увеличивается с 36% до 60%;
• содержание Аи в Sb концентрате увеличивается незначительно, с 0,88 до 1,02 г/т;
• содержание мышьяка в сурьмяном концентрате уменьшается с 0,30% до 0,14%.
По результатам исследования определены режимные параметры флотации руды с высоким содержанием сурьмы:
• слабокислый рН среды — 6;
• время флотации — 8 мин,
• расход реагента активатора антимонита (азотнокислого свинца) — 500 г/т;
• расход реагента собирателя (дибу-тилдитиофосфата аммония) — 25 г/т;
• расход пенообразователя (Т-92) — 30 г/Г.
Соблюдение условий проведения флотации обеспечивает, в сравнении с фабричным режимом, повышение извлечения сурьмы в сурьмяный концентрат на 37,5%, повышение содержания металла в концентрате с 29,1% до 52,06% при снижении содержания мышьяка в сурьмяном концентрате в два раза.
Таблица 3
Технологические показатели обогащения при оптимальных значениях факторов Technological indicators by preserving the optimal values of all factors
Продукты Выход, % Содержание Извлечение, %
Au, г/т As, % Sb,% Au As Sb
Sb-концентрат 7,73 0,93 0,16 52,06 7,54 2,26 69,35
Хвосты Sb-флотации 92,27 0,95 0,58 1,93 92,46 97,74 30,65
Исходная руда 100,00 0,95 0,55 5,80 100,00 100,00 100,00
Выводы
1. Выполнены исследования сурьмяной флотации на технологической пробе золотосурьмяной руды с повышенным содержанием сурьмы.
2. Определены режимные параметры сурьмяной флотации, обеспечивающие
получение сурьмяного концентрата со следующими технологическими показателями:
извлечение сурьмы в концентрат — 69%,
содержание металла в концентрате — 52%.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Матвеева Т. Н., Гэомова Н. К., Ланцова Л. Б. Разработка метода селективной флотации сульфидов сурьмы и мышьяка при обогащении комплексных золотосодержащих руд // Цветные металлы. - 2019. - № 4. - С. 6-12. DOI: 10.17580/tsm.2019.04.01.
2. Игнаткина В. А., Каюмов А. А., Ергешева Н. Д., Чернова П. А. Флотируемость труд-ноокисляемых сульфидов молибдена и сурьмы в контролируемых окислительно-восстановительных условиях // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2023. - № 1. - С. 145-160. DOI: 10.15372/FTPRPI20230114.
3. Матвеева Т. Н. Флотационные реагенты для извлечения тонковкрапленного золота из труднообогатимых руд и техногенных продуктов // Устойчивое развитие горных территорий. - 2021. - Т. 13. - № 2. - С. 201-207. DOI: 10.21177/1998-4502-2021-13-2201-207.
4. Соложенкин П. М. Развитие принципов выбора реагентов для флотации минералов сурьмы и висмута // Доклады Академии наук. - 2016. - Т. 466. - № 5. - С. 559.
5. Соложенкин П. М., Кушаков Ш. Т., Ковалев В. Н. Создание технологии промышленной переработки золотосурьмяных концентратов в районе Крайнего Севера // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2018. - № S1. - С. 395-407. DOI: 10.25018/0236-1493-2018-1-1-395-407.
6. Канарский А. В., Адамов Э. В., Крылова Л. Н. Флотационное обогащение сульфидной сурьмяно-мышьяковой золотосодержащей руды // Известия высших учебных заведений. Цветная металлургия. - 2012. - № 2. - С. 12-17.
Литературу с п. 7 по п. 13 смотри в REFERENCES.
14. Соложенкин П. М. Флотация золотых минералов перспективными собирателями на основе данных молекулярного моделирования // Горный журнал. - 2017. - № 11. -C. 94-96. DOI: 10.17580/gzh.2017.11.17.
Литературу с п. 15 по п. 21 смотри в REFERENCES.
22. Матвеева Т. Н., Иванова Т. А., Гетман В. В., Громова Н. К. Новые флотационные реагенты для извлечения микро- и наночастиц драгоценных металлов из упорных руд // Горный журнал. - 2017. - № 11. - C. 89-94. DOI: 10.17580/gzh.2017.11.16. ЕШ '
REFERENCES
1. Matveeva T. N., Gromova N. K., Lantsova L. B. Development of a method for selective flotation of antimony and arsenic sulfides in the enrichment of complex gold-bearing ores. Tsvetnye Metally. 2019, no. 4, pp. 6-12. [In Russ]. DOI: 10.17580/tsm.2019.04.01.
2. Ignatkina V. A., Kayumov A. A., Ergesheva N. D., Chernova P. A. Floatability of low-oxi-dizable molybdenum and antimony sulfides in controlled oxidation-reduction conditions. Fiziko-tekhnicheskiye problemy razrabotki poleznykh iskopaemykh. 2023, no. 1, pp. 145-160. [In Russ]. DOI: 10.15372/FTPRPI20230114.
3. Matveeva T. N. Flotation reagents for finely disseminated gold extraction from unenriched ores and technogenic products. Sustainable Development of Mountain Territories. 2021, vol. 13, no. 2, pp. 201-207. [In Russ]. DOI: 10.21177/1998-4502-2021-13-2-201-207.
4. Solozhenkin P. M. Development of principles for selecting reagents for flotation of antimony and bismuth minerals. DokladyAkademii nauk. 2016, vol. 466, no. 5, pp. 559. [In Russ].
5. Solozhenkin P. M., Kushakov S. T., Kovalev V. N. Creation of technology of industrial processing gold - antimonic concentrates in region of the far North. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2018, no. S1, pp. 395-407. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236-1493-2018-1-1-395-407.
6. Kanarskii A. V., Adamov E. V., Krylova L. N. Flotation concentration of the sulfide antimony-arsenic gold bearing ore. Izvestiya vuzov. Tsvetnaya metallurgiya. 2012, no. 2, pp. 12-17. [In Russ].
7. Segura-Salazar J., Brito-Parada P. Stibnite froth flotation. A critical review. Minerals Engineering. 2021, vol. 163, article 106713. DOI: 10.1016/j.mineng.2020.106713.
8. Jianhua Chen The interaction of flotation reagents with metal ions in mineral surfaces. A perspective from coordination chemistry. Minerals Engineering. 2021, vol. 171, article 107067. DOI: 10.1016/j.mineng.2021.107067.
9. Dembele S., Akcil A., Panda S. Technological trends, emerging applications and metallurgical strategies in antimony recovery from stibnite. Minerals Engineering. 2022, vol. 175, article 107304. DOI: 10.1016/j.mineng.2021.107304.
10. Cui W., Zhang J., Liu Z. Selective enhancement of jamesonite flotation using Aerophine 3418A/DDTC mixture. Minerals Engineering. 2023, vol. 191, article 107934. DOI: 10.1016/j. mineng.2022.107934.
11. Ignatkina V. A., Kayumov A. A., Yergesheva N. D. Floatability and calculated reactivity of gold and sulfide minerals. Russian Journal of Non-Ferrous Metals. 2022, vol. 63, pp. 473481. DOI: 10.3103/S1067821222050054.
12. Li Z., Wang Y., Jia M., Wen L., Wang X., Wei J. Effect and mechanism of depressant disodium carboxymethyl trithiocarbonate on flotation Separation of stibnite and pyrite. Mining, Metallurgy & Exploration. 2022, vol. 39, pp. 1267-1275. DOI: 10.1007/s42461-022-00582-4.
13. Ozer M. Flotation of antimony ores with high arsenic content. Physicochemical Problems of Mineral Processing. 2022, vol. 5, article 152865. DOI:10.37190/ppmp/152865.
14. Solozhenkin P. M. Flotation of gold minerals by promising collecting agents based on molecular modeling data. Gornyi Zhurnal. 2017, no. 11, pp. 94-96. [In Russ]. DOI: 10.17580/ gzh.2017.11.17.
15. Guo X., Xin Yu., Wang H., Tian Q. Mineralogical characterization and pretreatment for antimony extraction by ozone of antimony-bearing refractory gold concentrates. Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2017, vol. 27, no. 8, pp. 1888-1895. DOI: 10.1016/ S1003-6326(17)60213-9.
16. Cao Q., Huang Y., Zou H., Wen S. The surface features of activated stibnite surface with copper or lead ion. Physicochemical Problems of Mineral Processing. 2018, vol. 54, no. 3, pp. 763-770. DOI: 10.5277/ppmp1884.
17. Wu J., Nie Q., Huo J., Gou M. Experimental research on mineral processing for a stibnite ore in Shaanxi. IOP Conference Series. Earth and Environmental Science. 2019, vol. 227, no. 4, article 042024. DOI: 10.1088/1755-1315/227/4/042024.
18. Senchenko A. Y., Ulianov S. V., Shvets A. A., Aksenov A. V. Development of a technology to process antimonite gold-bearing ore. XXVIII International Mineral Processing Congress. Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum. 2016, pp. 303-313.
19. Qin X., Deng J., Lai H., Zhang X. Beneficiation of Antimony oxide ore. A review. Russian Journal of Non-Ferrous Metal. 2017, vol. 58, pp. 321-329. DOI: 10.3103/S1067821217040186.
20. Multani R. S., Feldmann T., Demopoulos G. P. Antimony in the metallurgical industry. A review of its chemistry and environmental stabilization options. Hydrometallurgy. 2016, vol. 164, pp. 141-153. DOI: 10.1016/j.hydromet.2016.06.014.
21. Abdusalyamova M., Dreisinger D., Zinchenko Z., Solozhenkin P., Gadoev S., Tyumin I., Ismailova M. Processing of mercury-stibium gold bearing ore of Djijikrut deposit. 26th International Mineral Processing Congress, IMPC 2012: Innovative Processing For Sustainable Growth. Conference Proceedings. 2013, pp. 308-317. DOI: 10.17265/2162-5263/2013.05.006.
22. Matveeva T. N., Ivanova T. A., Getman V. V., Gromova N. K. New flotation agents for recovery of micro- and nanoparticles of precious metals from rebellious ore. Gornyi Zhurnal. 2017, no. 11, pp. 89-94. [In Russ]. DOI: 10.17580/gzh.2017.11.16.
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Алгебраистова Наталья Константиновна1 - канд. техн. наук,
доцент, e-mail: [email protected],
ORCID ID: 0000-0002-0185-8389,
Ананенко Екатерина Сергеевна1 - аспирант,
e-mail: [email protected],
ORCID ID: 0000-0002-1299-5397,
Прокопьев Иван Владимирович - канд. техн. наук,
доцент, e-mail: [email protected],
ORCID ID: 0000-0002-9230-6415,
Северо-Восточный федеральный университет
им. М.К. Аммосова,
Гольсман Дмитрий Альбертович1 - канд. техн. наук,
доцент, e-mail: [email protected],
1 Сибирский федеральный университет.
Для контактов: Ананенко Е.С., e-mail: [email protected].
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
N.K. Algebraistova1, Cand. Sci. (Eng.),
Assistant Professor,
e-mail: [email protected],
ORCID ID: 0000-0002-0185-8389,
E.S. Ananenko1, Graduate Student,
e-mail: [email protected],
ORCID ID: 0000-0002-1299-5397,
I.V. Prokopev, Cand. Sci. (Eng.),
Assistant Professor,
e-mail: [email protected],
ORCID ID: 0000-0002-9230-6415,
M.K. Ammosov North-Eastern Federal University,
677000, Yakutsk, Republic of Sakha, Russia,
D.A. Golsman1, Cand. Sci. (Eng.),
Assistant Professor, e-mail: [email protected],
1 Siberian Federal University,
660025, Krasnoyarsk, Russia.
Corresponding author: E.S. Ananenko, e-mail: [email protected].
Получена редакцией 19.01.2023; получена после рецензии 10.04.2023; принята к печати 10.07.2023.
Received by the editors 19.01.2023; received after the review 10.04.2023; accepted for printing 10.07.2023.
^_
