I. Yu. Motovilov

An effective process flow-sheet for valuable component recovery from fine fractions has been developed based on Satpayev deposit ilmenite ore mineralogical and technological property analysis. Ore mineral composition was studied using X-ray diffraction and electron probe microanalysis. Experimental studies were conducted using a Falcon L40 centrifugal concentrator and a WHIMS 3X4L high-gradient magnetic separator. High efficiency of fine fraction centrifugal beneficiation was established: titanium relative recovery efficiency from fine fractions exceeded 86% for −0.03 + 0.02 mm fraction and exceeded 57% for the −0.02 + 0.01 mm fraction. Larger particle size classes bigger than 0.03 and 0.04 mm titanium recovery exceeded 94%. Concentrate cleaning using high-gradient magnetic separation resulted in a product with a TiO₂ grade of 47% and titanium recovery of up to 90% from the operation. The process flow-sheet designed resulted in ilmenite concentrate production with a TiO₂ grade of 53.40% and a recovery rate of 92.30%, as well as zircon-bearing and quartz products suitable for further processing.

В статье исследован фракционный состав железной руды и дана оценка ее гравитационной обогатимости на начальной стадии технологических исследований. Анализ распределения железа по классам крупности и плотностным фракциям позволил предварительно определить степень раскрытия минералов и перспективность гравитационных методов. Рентгенофазовый анализ установил, что основной ценный компонент представлен слабомагнитным гематитом. Ситовый анализ показал равномерное распределение железа по крупности, при этом до 94% железа сосредоточено в классе -50+2,5 мм. Обработка кривых гравитационной обогатимости выявила легкое выделение тяжелых фракций с содержанием Fe свыше 55% при плотности разделения 3400–3500 кг/м³. Рекомендуется применение отсадки для промышленного обогащения. Работа имеет практическое значение при проектировании схем переработки железных руд Казахстана Мақалада темір кенінің фракциялық құрамы зерттеліп, технологиялық зерттеулердің бастапқы кезеңінде оның гравитациялық байытылуына баға берілді. Темірдің өлшемдік кластары мен тығыздық фракциялары бойынша таралуын талдау минералдардың ашылу дәрежесін және гравитациялық әдістердің перспективасын алдын ала анықтауға мүмкіндік берді. Рентгендік фазалық талдау негізгі құнды компонент әлсіз магнитті гематитпен ұсынылғанын анықтады. Елек талдауы темірдің мөлшері бойынша біркелкі таралуын көрсетті, темірдің 94%-ы -50+2,5 мм класында шоғырланған. Гравитациялық байыту қисықтарын өңдеу 3400–3500 кг/м3 бөлу тығыздығында Fe мөлшері 55%-дан асатын ауыр фракциялардың жеңіл оқшаулануын анықтады. Өнеркәсіптік байыту үшін шөгінділерді қолдану ұсынылады. Қазақстанның темір кендерін қайта өңдеу схемаларын жобалау кезінде жұмыстың практикалық маңызы бар The paper investigates the fractional composition of iron ore and evaluates its gravity concentrability during the initial phase of technological studies. Analyzing the distribution of iron across size and density fractions helped preliminarily determine the degree of mineral exposure and the potential of gravity methods. X-ray diffraction analysis revealed that the main valuable component is weakly magnetic hematite. The sieving analysis demonstrated a uniform distribution of iron by size, with up to 94% of iron concentrated in the -50+2.5 mm fraction. Processing the gravity concentrability curves showed easy separation of heavy fractions with a Fe content exceeding 55% at a separation density of 3400–3500 kg/m³. Jigging is recommended for industrial enrichment. The study holds practical significance for designing processing schemes for iron ores in Kazakhstan

Бұл жұмыста Жамбыл облысындағы Ақтөбе кен орнындағы қиын байытылатын алтын құрамды рудалар кешенді зерттелді. Кеннің химиялық және минералдық құрамы, алтын мен күмістің таралу формалары, гранулометриялық және физика-механикалық қасиеттері анықталды. Орташа алтын мөлшері 1,55–1,6 г/т, күміс 42–43 г/т деңгейінде. Негізгі минерал кварц (79%-ға дейін), пирит (10%-ға дейін), дала шпаты, кальцит және слюда. Фазалық талдау бос алтын үлесін 46,47 % көрсетті, қалған бөлігі сульфидтермен (37,61%) немесе жыныста майда түйіршікті (15,92%) түрінде. GRG-тест нәтижесінде центрифугалық әдіспен алтынның 35,93%-ға дейін бөлінетіні анықталды. «Ұнтақтау-центрифугалық концентрация» сұлбасы алтынның 28,74%-ын гравиконцентратқа жинақтады. Нәтижелер гравитация, флотация және циандауды біріктіретін технологиялардың негізділігін дәлелдейді This study investigated refractory gold-bearing ores from the Aktobe deposit (Zhambyl region, Kazakhstan). The chemical and mineral compositions, forms of occurrence of gold and silver, granulometric and physico-mechanical properties were determined. Average gold grade was 1.55–1.6 g/t, silver 42–43 g/t. Main minerals are quartz (up to 79%), pyrite (up to 10%), feldspar, calcite, and mica. Phase analysis showed that free gold accounts for 46.47%, while 37.61% is associated with sulfides and 15.92% finely disseminated. GRG testing demonstrated up to 35.93% gold recovery by centrifugal concentration. In the «grinding-centrifugal concentration» flowsheet, 28.74% of gold was recovered into the gravity concentrate. The results confirm the feasibility of technologies combining gravity, flotation, and cyanidation В работе проведено исследование упорных золотосодержащих руд месторождения Актобе (Жамбылская область, Казахстан). Определены химический и минеральный состав, формы нахождения золота и серебра, гранулометрические и физико-механические свойства. Среднее содержание золота составило 1,55–1,6 г/т, серебра – 42–43 г/т. Основные минералы: кварц (до 79%), пирит (до 10%), полевой шпат, кальцит и слюда. Фазовый анализ показал, что свободное золото составляет 46,47%, остальное связано с сульфидами (37,61%) или тонковкраплено в породу (15,92%). По результатам GRG-теста центробежной концентрацией может быть извлечено до 35,93% золота. По схеме «измельчение-центробежная концентрация» выделено 28,74% золота в гравиоконцентрат. Полученные результаты подтверждают обоснованность применения технологий, объединяющих гравитацию, флотацию и цианирование

The article presents the results of enrichment of gold-bearing ore from the Aktobe deposit, containing 1.57 g/t of gold, using flotation and gravity–flotation flowsheets with a closed flotation circuit. The expediency of obtaining gold-bearing concentrate by flotation with one cleaner operation is established. The following process indicators are obtained: the yield of the flotation concentrate is 6.13%; the gold content is 23.01 g/t at the recovery of 89.84%. The comparative analysis of the closed-loop flotation circuit results shows that the obtained indicators in both flotation and gravity–flotation flowsheets are approximately at the same level. The highest process indicators in terms of recovery are obtained using the integrated grinding–centrifugal concentration–flotation flowsheet with one cleaner operation. In this case, gold recovery is 90.56%, which is 0.72% higher than the recovery in flotation flowsheet. The studies on gold cyanidation and adsorption at activated carbon grade Gold Curb 207 C demonstrate low gold recovery, both during cyanidation of the original ore (recovery 62.42%) and during cyanidation of the flotation concentrate (recovery 48.53%). To increase the cyanidation efficiency, the methods of concentrate preparation for cyanidation such as pyrometallurgical treatment (roasting) and mechanical activation (ultrafine grinding) are recommended. The study was supported the Committee of Science of the Ministry of Science and Higher Education of the Republic of Kazakhstan, Grant No. АР19680182.

The quest for cost-effective methods to process gold-bearing ores is inextricably linked to a series of preliminary studies, including ore composition analysis, evaluation of the occurrence forms of valuable components, and assessment of the impact of impurity elements and ore physical characteristics on gold recovery. Flotation remains a cornerstone technology in the gold mining industry, essential for the beneficiation of gold-bearing ores. Central to this process is the selection of flotation reagents, which enable effective separation of gold from gangue and associated minerals. This study focuses on the flotation of previously unexamined low-sulfide gold-bearing ore from the Aktobe deposit in the Republic of Kazakhstan. Mineralogical and X-ray phase analyses identified quartz, potassium feldspar, calcite, mica, limonite, and sulfides as the principal minerals in the ore. Phase analysis further revealed that 46.47 % of the gold occurs as free cyanidable gold in open intergrowths, while 37.61 % is locked within sulfides, and 15.92% is finely disseminated in waste rock. To optimize the flotation process, the influence of critical parameters such as grinding size, reagent dosages, flotation time, and flotation machine type on gold recovery was systematically investigated. Closed-circuit tests with one and two cleaner flotation stages were performed using the optimized reagent regime. The results have demonstrated that a single cleaner flotation stage achieved a 1.14 % higher gold recovery, reaching 89.84 %. The concentrate obtained after the cleaner flotation contained 23.01 g/t of gold, making it suitable for subsequent hydrometallurgical processing.This research was funded by the Science Committee of the Ministry of Science and Higher Education of the Republic of Kazakhstan (grant No. AP19680182).

Данная работа посвящена изучению вещественного состава окисленных полиметаллических руд и их гравитационной обогатимости. Исследованы три пробы руды и определено, что ценными компонентами в рудах является свинец и серебро. Наиболее сложной пробой является проба №1, т.к. в ней 24,15% (отн.) свинца находится в неизвлекаемой гравитацией и флотацией форме в виде плюмбоярозита. В исследуемых пробах №1 и №2 отмечается довольно высокое содержание первичных шламов (-0,04+0,0 мм), выход которых составил 38,50% проба №1 и 44,70% проба №2. Гравитационное обогащение на отсадочных машинах и концентрационном столе исследованных окисленных проб обеспечивает извлечение крупных свободных зерен церуссита в кондиционный гравитационный концентрат на уровне 44-49%, что будет снижать их переизмельчение перед флотационным обогащением и способствовать повышению общего извлечения свинца Бұл жұмыс тотыққан полиметалл кендерінің заттық құрамын және олардың гравитациялық концентрациясын зерттеуге арналған. Үш кен сынамасы зерттеліп, кендегі бағалы компоненттер қорғасын мен күміс екені анықталды. Ең қиын үлгі №1 үлгі, өйткені ондағы қорғасынның 24,15% (салыст.) гравитациямен және флотациямен бөлініп алынбайтын пішінде плумбоярозит түрінде болады. Зерттелетін №1 және №2 үлгілерде бастапқы шламның едәуір жоғары мөлшері (-0,04+0,0 мм) байқалады, оның шығымы №1 сынама үшін 38,50% және №2 сынама үшін 44,70% құрады. Зерттелетін тотыққан сынамалардың концентрациялық столда гравитациялық байыту церусситтің ірі бос түйіршіктерін стандартты гравитациялық концентратқа 44-49% деңгейінде шығаруды қамтамасыз етеді, бұл флотациялық байыту алдында олардың қайта ұнтақталуын азайтады және қорғасынның жалпы бөліп алынуын арттыруға ықпал етеді This work is devoted to the study of the material composition of oxidised polymetallic ores and their gravity enrichment. Three ore samples were studied and it was determined that the valuable components in the ores are lead and silver. The most diffi cult sample is sample No.1, because in it 24,15% (relative) of lead is in the form of plumboyarosite, which is not extracted by gravity and fl otation. In the studied samples No.1 and No.2 there is rather high content of primary slimes (-0,04+0,0 mm), the yield of which was 38,50% – sample No.1 and 44,70% – sample No.2. Gravity enrichment on jig washer and concentration table of the studied oxidised samples provides extraction of large free cerussite grains in the conditioned gravity concentrate at the level of 44-49% that will reduce their overgrinding before fl otation enrichment and contribute to increase of total lead recover

Extraction of gold from refractory gold-bearing ores in processing with combined flow charts is higher if more gold is extracted by gravity methods before flotation and hydrometallurgical circuits. The article presents the results of gravity beneficiation of refractory gold-bearing ore from the Aktobe deposit with the cyanidation-recoverable gold content of 46.47%. Assessment of the gravity separation efficiency used the GRG-test which found that 35.93% of gold could be extracted in centrifugal concentration. Two flow charts of gravity concentration of ore in the grinding circuits with jigging and centrifugal concentration were tested. The studies find out that the main amount of Aktobe gold has a size less than 0.1 mm, and it is recommended to recover such gold by combining grinding and centrifugal concentration in the integrated processing circuit.The research was supported by the Committee of Science of the Ministry of Science and Higher Education of the Republic of Kazakhstan, Grant No. AP19680182.

Проведены исследования, направленные на повышение эффективности применения флотации для извлечения ценных компонентов из труднообогатимых медно-золотосодержащих руд. При изучении вещественного и минералогического состава руды месторождения Коктасжал установлено, что носителями меди является минерал халькопирит, золотохалькопирит и в меньшей степени пирит. Мономинеральной флотацией исследована флотируемость халькопи- рита и пирита в присутствии разных собирателей. В качестве базового собирателя использовали бутиловый ксантогенат натрия, в качестве селективных собирателей – амиловый ксантогенат и реагент ТС-1000. Проведены лабораторные испытания технологии обогащения медно-золотосодержащей руды месторождения Коктасжал. Результаты исследований показали, что реагенты амиловый ксантогенат и ТС-1000 повышают эффективность флотируемости ценных минералов Құрамында мыс-алтын бар қиын байытылатын кендерден құнды компоненттерді алу үшін флотацияны қолдану тиімділігін арттыруға бағытталған зерттеулер жүргізілді. Көктасжал кен орнының кен құрамының заттық және минералогиялық құрамын зерделеу кезінде мыс тасымалдаушылары халькопирит минералдары, алтын және аз дәрежеде пирит болып табылатыны анықталды. Мономинералды флотация арқылы әртүрлі жинақтағыштардың қатысуымен халькопирит пен пирит минералдарының флотациялануын зерттелді. Негізгі жинақтағыш ретінде натрий бутил ксантогенаты, селективті жинақтағыш ретінде амил ксантогенаты және ТС-1000 реагенті пайдаланылды. Көктасжал кен орнының құрамында мыс-алтын бар кенді байыту технологиясына зертханалық сынақтар жүргізілді. Зерттеу нәтижелері АмилКс және TС-1000 реагенттерінің минералдардың флотациялық байытымдылығына тиімдірек әсер ететінін көрсетті Studies have been conducted aimed at improving the efficiency of flotation for the extraction of valuable components from difficult-to-enrich copper-gold ores. When studying the material and mineralogical composition of the ore of the Koktaszhal deposit, it was found that the carriers of copper are the mineral chalcopyrite, gold chalcopyrite and to a lesser extent pyrite. Monomineral flotation investigated the floatability of chalcopyrite and pyrite in the presence of different collectors. Sodium butyl xanthogenate was used as the base collector, amyl xanthogenate and TS-1000 reagent were used as selective collectors. Laboratory tests of the technology of enrichment of copper-gold ore from the Koktaszhal deposit have been carried out. The research results have shown that the reagents amyl xanthogenate and TC-1000 increase the efficiency of the floatability of valuable minerals

The development of combined enrichment technologies becomes more significant due to the decreasing of the processed ores quality and involvement in the processing of poor, refractory ores. The difficulty in the flotation enrichment of mixed and oxidized polymetallic ores and intermediate products lies in the effective sulfidization of the surface of oxidized minerals. The sodium sulfide reagent used in flotation does not always provide complete sulfidization of the mineral surface. On the intermediate product of lead-zinc ores related to the phase composition of mixed ores, flotation studies were carried out on the original product and after preliminary sulfidization by the pyro-metallurgical method. It was found that in the pre-sulfidizied product, the extraction of zinc increased to 17.23 %, and lead to 10.07 %, compared with the original product without pre-treatment.

Lead-zinc ores of the Shalkiya deposit in Kazakhstan are classified as refractory, but, given their significant reserves, remain one of the main potential lead and zinc mining targets. Selective flotation is recommended for the industrial processing of these ores, which, however, fails to ensure high lead and zinc recovery into the concentrates. This paper presents gravity concentration studies for the ore of the Shalkiya deposit. Fractional analysis results for the particle size class of –40+8 mm were used to design and compile Henry–Reinhard washability curves, establish the separation density (2730 kg/m3) required to isolate the light fraction with the minimum possible content of lead and zinc, and calculate the gravity washability indices for all the size classes studied (0.7 to 0.71). It has been established that, when gravity concentration of the original crushed ore of the deposit is placed at the head of the process, tailings are released with a yield of up to 20 % and with the recoveries of up to 30 % for silica, up to 11 % for calcite, and up to 12 % for carbonaceous matter. It has also been found that the coarse crushed ore must be processed in dense media. One of the positive aspects of gravity concentration consists in the reduction of energy costs for grinding the heavy fraction, which has been experimentally proven in the article.This work was supported by grant no. AP 05133980 of the Ministry of Education and Science of the Republic of Kazakhstan.