REO Minerals

7.6.1        Ore    and    Minerals    Containing    Rare    Earth    Oxide    Elements(REOE)

There  are  about  250  minerals  that  contain  REOEs,but  only  a  few  of  these  minerals  are  of  any economic   value.Most   of   them   contain   uranium,titanium,tantalum   and   niobium.Based   on   the composition of the REOE minerals,they  are classified into two main groups:

(1)The   cerium   group   of   REOEs,in   which   loparite,bastnaesite,parisite,monazite   and   orthite are  included.

(2)The   yttrium    group    of   REOEs,this    group    includes    ytroparisite,fergusonite,samarskite, priorite,gadolinite,amongst      others.

Table 7.23 lists the major REO minerals of economic value.REO minerals are also divided into two  sub-groups,complex  and  selective  complex  minerals,all  containing  lantanoids(from  cerium to  lutecium).The   selective  group   contains  elements  from  onto  or  the   other  group.Most  of the products  that  come  from  REOEs  are  monazite,bastnaesite  and  euxenite.Monazite  belongs  to  the phosphate  group  of  REOEs,with  low  magnetic  properties  and  bright  yellow  colour.Usually  it  is found  in  pegmatites  and  granites  and  also  entrained  in  zircon,magnetite  and  ilmenite.During decomposition  of  hard   rock   ores,monazite,due   to   its   chemical   stability,is   contained   in   sand deposits  together  with  ilmenite,zircon,magnetite  and  other  minerals.The  minimum  content  of monazite  found  in  a  sand  deposit  is  about   1%.Bastnaesite  belongs  to  the  carbonatite  group  of minerals  that   contain  REOEs.Beside  the   cerium   group   of  elements,bastnaesite   also   contains yttrium   and    europium.Typically,it   contains    65%-75%REOE.Bastnaesite   is    usually   found    in pegmatites,carbonatite  and  hydrothermal  ore  bodies  in  alkaline  gangue  minerals.Because  it  is chemically  inert  and  stable,it  is  not  found  in  mineral  sand  deposits.Euxenite  is  a  titanotantalum/ niobium-containing   mineral   and   has    a   complex    formula(Table   7.23)with   variable    chemical composition.It  is  usually  found  in  sand  deposits  together  with  monazite,xenotime,zircon,beryl, columbite and other minerals.

The    major    minerals    that    contain    REOE    include    apatite,phosphates,perovskite,eudialyte,  pyrochlore   and   orthite,some    of  which   contain   significant    quantities   of   REOE.Loparite(Nb- mineral)contains,for  example,three  times  more  REOE  than  niobium.It  represents  titanotantalo- niobium   REOE   ore.Loparite   is   found   in   pegmatites   and   nephelinecontaining   ores.Monazite, bastnaesite  and  loparite  contain   exclusively   cerium  group   of  REOEs.Other  minerals  containing REOE,such  as  fergusonite,priorite  and  samarskite  are  usually  accessory  minerals  hat  contain tantalum,niobium,uranium    and    thorium.

7.6.2      Flotation Properties of REOE Minerals

7.6.2.1   Flotation   Properties  of  Monazite  and   Bastnaesite

From  disseminated  ores  contained  in  mineral  lenses,the  recovery  of  bastnaesite  and  monazite  is accomplished using flotation.The flotation properties of bastnaesite  and monazite are similar to the gangue   minerals   contained   in   the   bastnaesite   and   monazite,such   as   calcite,barite,apatite, tourmaline,pyrochlore   and   others,which   represent   difficulties   in   selective   flotation.However,in recent years,significant progress has been made in the flotation of both monazite and bastnaesite.

Fig.7.22  shows  the  effect  of  pH   and  Na₂S  on   flotation  of  monazite,pyrochlore   and  zircon.Monazite is readily floatable using anionic collectors such as oleic acid and sodium oleate in the pH region   of   7-11.Monazite   does   not   float   readily   using,for   example,laurel   amine   or   cationic collectors.Adsorption  of  the  sodium  oleate  on  the  monazite  increases  with  an  increase  in  pH,indicating  that  monazite  does  not   float  in   acid  pH,while  pyrochlore  is  readily   floatable   and  is depressed  at  a  pH  greater  than   10.It  was   found  that  Na₂S·9H₂O  is  a  selective  regulating  agent during  monazite  flotation.At  additions  of  2-3kg/t   Na₂S,both   zircon   and  pyrochlore   are  depressed while  monazite  floatability  remains  unchanged  or,in  the  case  of  some  ores,improves.

Fig.7.22 Effect of pH and Na₂S on flotation of monazite,zircon and pyrochlore

Flotation  properties  of  bastnaesite  depend  largely  on  the  gangue  composition  of  the  ore  and  the impurities  present  in  the  mineral  itself.Bastnaesite  found  in  a  carbonatite  ore  is  recovered  using fatty  acid  collector  after  heat  pretreatment   of  the   flotation  feed.The  effect  of  heat  temperature   on bastnaesite   grade-recovery    is   illustrated    in   Fig.7.23.

Fig.7.23 Effect of heat temperature on bastnaesite grade-recovery relationshipFloatability  of bastnaesite  found  in  barite-fluorite   ores  is   extremely  poor  using   either  fatty   acid flotation  or   sodium  oleate.Research  work  conducted  on   an  ore   from  Central  Asia   showed  that  the floatability  of  bastnaesite  improved   significantly   after  barite  preflotation.The   flotation  of  bastnaesite from  a  carbonatite  ore  improved  with  the  use  of  oleic  acid  modified  with  phosphate  ester.The flotation  of bastnaesite  from  deposits  of pegmatitic  origin  can  be  successfully  accomplished  with several  types  of collectors,including  tall  oil  modified  with  secondary  amine,and  tall  oil  modified with  petroleum  sulphonate-encompassing  group.The effect of the tall oil modification on bastnaesite metallurgical results is presented in Table 7.24.Data  shown  in  this  table  indicates  that  the  use  of  a  modified  tall  oil  resulted  in  significant improvement in the metallurgical results of bastnaesite

Table 7.24 Effect of tall oil modifications on bastnaesite flotation from pegmatitic ores

7.6.2.2   Flotation   Properties   of   REO-containing   Yttrium

Yttrocerite,gadolinite,fergusonite   and   priorite   are   often   found   in   relatively   complex   ores containing  quartz,chlorite  and  sericite.Two  or  all  of  the  above  minerals  are   found  together  in some  deposits.Some  of the  complex  deposits  of hydrothermal  origin  contain  zircon  together  with REO   from   yttrium   groups.Usually   the   ores   that   contain   yttrium   group   minerals   belong   to disseminated   ores   where   liberation   occurs   at   <74μm   size,so   the   only   method   available   for beneficiation of these ores is  flotation.

Limited  research  studies  show  that  the  minerals   from  the  yttrium   groups  can  be  recovered using  alkyl  hydroxamate  collectors  which  form  complex  reactions  with  REO.It  has  been  found that   yttrocerite   and    gadolinite   readily    float   with   hydrohamic    acid   at    a   pH   of   9-10.The proposed   treatment    flowsheet    for    beneficiation    of   REO-containing    yttrium    is    presented in     Fig.7.24.Using  the  flowsheet  shown  in  Fig.7.24,a  concentrate  grade  of  65%REO+Y₂O₃at  a  72%-75% Y₂O₃recovery can be achieved on some ores.Research work has shown that the efficiency of alkyl hydroxamate for flotation of yttrium group REO can be improved by changing the alkyl group to iso-alcohol   of   fraction    C12-C16,for   example,iso-dodecyl    alcohol:

This  hydroxamate  is  selective  towards  calcite,fluorite  and  sericite.The  yttrium  group  minerals that contain zircon also have highly complex mineral compositions.These ores contain fergusonite, euxenite and priorite besides other minerals that contain REO.Such deposits are found in Northern Canada(Thor     Lake).

Limited  research  work  has  been  conducted  on  these  ores,but  have  indicated  that  REO  cannot be  recovered  using   either  fatty  acid  or  sodium  oleate.It  was,however,found  that   a  mixture   of sulpho  succinamate and phosphate ester modified with alkylsulphate can recover REO and zircon efficiently.Fig.7.25  shows  the  effect  of  above   collector  mixture(KBX₃)on  REO  recovery  from complex   REO-ZrO₂ores.Oxalic   acid   and    fatty   acid(FA₃)were   not    so   effective    compared   to collector  KBX3.As  can  be  seen  from  the  data  shown  in  Fig.7.25,poor  results  were  achieved using either fatty acid or sodium oleate collector.In the case of REO-containing zircon,there is a strong relationship between zircon recovery and the recovery of REO from the yttrium group of REOs.This relationship is illustrated in Fig.7.26.  This is due to the fact that zircon present in these ores contains a portion of REO as inclusions in the  mineral  itself.In  a  number  of  cases,the  REO  from  the  yttrium  group  contains  significant amounts  of pyrochlore  and/or tantalum  columbite.Both minerals usually  float with the zircon  and REO  minerals.

7.6.3        Flotation  Practices  and  Research  Work  on  Beneficiation  of  REO  Minerals

7.6.3.1       Introduction

A  large  portion  of  the  REOs  are  produced  from  monazite-and  bastnaesite-containing  ores.In  the majority   of  cases,bastnaesite   and   monazite   ores   are   relatively   complex   and   contain   gangue minerals(calcite,barite,fluorite  and  apatite)with  similar  flotation  properties  as  the  monazite  and bastnaesite.

Monazite  is  also  found  in  heavy  mineral   sands,which   are  usually  recovered  using  physical concentration  methods,such  as  gravity,magnetic  and  electrostatic  separation.

Some  deposits  in  addition  to  REO  contain  zircon  and  titanium  minerals.From  these  ores,REO and zircon can be recovered in bulk concentrate suitable for hydrometallurgical treatment.

7.6.3.2  Flotation  Practice  in  the  Beneficiation  of  Bastnaesite-containing  OresThe  Mountain  Pass(USA)operation  treats  a  relatively  complex  ore.The  major  REO  mineral  is bastaenesite  with  minor  amounts  of  synchysite,parisite  and  monazite.The  major  gangue  minerals are  calcite,barite,silicates,and  dolomite.The  amount  of  the   individual   gangue   minerals   in  this ore  are  variable  and  change  on  a  yearly  basis.There   are  two  major  ore  types  treated  at  the Mountain     Pass     concentrator:(1)high     calcite     ore(35%-45%CaO);(2)a     high     barite-dolomite

ore(so-called  brown   ore).Barite  also  contains  significant  quantities  of  strontium.

Liberation of the Mountain Pass ore has been extensively studied on the mill feed ore and on the plant product.Grinding the  ore to  a K₈0  of about  56μm  is  required to  achieve  liberation.Locking between the bastnaesite  and  calcite  above  50μm  is  common.Usually  calcite/bastnaesite  middlings reports to the final concentrate.

Over  the  past  20  years,extensive  studies  were  conducted  in  which  different  reagent  schemes were evaluated.The following is a brief summary of the findings:

(1)Hydroxamic  acid  used  as  a  collector  has  shown  to  give  better  selectivity  than  fatty  acid. However,it has yet to be tested  in  an  operating plant.

(2)Extensive   work   has   been    carried    out   to    evaluate    different    fatty    acids.There    are contradictory conclusions among different researchers regarding the performance of different fatty acids.Studies  performed  by  the  US   Bureau   of  Mines(Reno,NV,USA)confirmed   that   distilled acid  gave  results   superior  to  those  of  linoleic  acid  or  fatty  acid  containing  rosin  acid.Studies conducted at the University of New Mexico and at the Molycorp laboratory showed that distilled tall oil  containing  rosin  acid  gave  results  better  than  those  of  pure  oleic  acid.These  differences  are likely due to different flotation responses related to a variation in the mineralogy.

(3)With  respect  to   different   depressant   studies,only   a   limited   amount   of  work   has   been performed with  Quebracho,tannic  acid  and  different  lignin  sulphonates.Lignin  sulphonates  with  a medium molecular weight were superior.

(4)Flotation  temperature  was  the   subject   of  numerous  studies.It  was   concluded  that  heating the  pulp  with   collector  is  the   only  way  to   selectively  float  bastnaesite.Heating  the  pulp  with collector  is  believed  to  result  in   selective  aggregation  of  bastnaesite  in  the   form  of  repellent droplets,which may result in improved  selectivity  and  in  a reduction in  slime  interference.The  flowsheet  used  in  the  Mountain  Pass,with  reagent  additions,is  shown  in  Fig.7.27.The plant  reagent  scheme  that  is  currently  being  used  is  presented  in  Table  7.25.Weslig  is  a  lignin sulphonate  with  a  molecular  weight  of  about  20000  and  also  contains  ethylene  oxide.Ethylene oxide serves the purpose of reducing the frothing properties of the Weslig and improves the Weslig depression  efficiency,in  particular,for  barite.A  typical  example  of  metallurgical  results  obtained in the plant is  shown in Table 7.26.

Table 7.25 Reagent scheme used at the Mountain Pass concentrator

Table 7.26 Molycorp plant metallurgical results

Table 7.27 Distribution ofthe REO in the Mountain Pass concentrate

The  barite,fluorite  and  bastnaesite  ore  from  the  Dong  Pao  deposit  in  Vietnam  is  heavily weathered  ore,with  more  than  30%of  the  bastnaesite  contained  in  the  -7μm  fraction.The  major host minerals present in this ore are barite and fluorite.Table 7.28 shows the chemical analyses of the  ore  used  in  various  research  studies.Because  this  ore  was  high  in  barite  and  fluorite,direct flotation  of bastnaesite  from  the  ore  was  not  possible.It  should  be  pointed  out  that  fluorite  has similar flotation properties as bastnaesite and depression of fluorite during bastnaesite  flotation is difficult

Table 7.28 Chemical analyses of the Dong Pao ore

Extensive  research  work  has  been  conducted  on  this  ore,aimed  at  developing  a  commercial treatment   process   that   would   produce   a   high-grade   REO   concentrate.As   a   result,a   unique flowsheet and reagent scheme were developed.

It   involves    sequential   barite-fluorite-bastnaesite   flotation.The   flowsheet   is   presented   in Fig.7.28.The   ore   was    washed   and    deslimed   before    grinding.The   fines    from   the   washing contained  over  30%of the total bastnaesite present  in the  ore.The ground ore was first subjected to barite flotation followed by fluorite flotation.By floating the barite  and  fluorite  ahead  of  the  bastnaesite,about   70%of  the  total  weight  was  removed   from  bastnaesite

Fig.7.28    Flowsheet    developed    for    beneficiation    of   the    Dong    Pao    ore(Srdjan    M.Bulatovic,2010)

The  reagent  scheme  developed  during  extensive  laboratory  testing  is  presented  in  Table  7.29.This reagent scheme is unique in such a way that the collector and number of depressants involved are    composed     of    a     number     of    chemicals    that     provide     improved    selectivity     during     sequential     flotation of barite and fluorite from bastnaesite.

Table 7.29 Reagent scheme developed for beneficiation of the Dong Pao ore

Additions/g ·t⁻¹

For flotation of barite,sodium silicate was used as a depressant and barium chlorite as a barite activator.Barite collector  SR82 was  composed  of petroleum  sulphonate,sodium  alkyl  sulphate  and succinamate  mixture.The  collector  was  selective  towards  both  fluorite  and  bastnaesite.Over  96% of the barite was recovered in a relatively high-grade concentrate.

During   fluorite    flotation,quebracho   and    lignin    sulphonate   mixture(MESB)was   used    with collector composed of a mixture of oleic acid and phosphoric ester.Collectors used for bastnaesite flotation included tall oil fatty acid modified with three ethylene tetra amine.Depressant MM4 was a mixture of lignin sulphonate with a molecular weight ranging from 9000 to 20000.The results  obtained  from the  continuous  locked-cycle tests  are  summarized  in  Table  7.30.The major contaminant  of the bastnaesite  concentrate was  fluorite.Complete  fluorite  flotation was not possible without heavy losses of bastnaesite in the fluorite concentrate.

For flotation of barite,sodium silicate was used as a depressant and barium chlorite as a barite activator.Barite collector  SR82 was  composed  of petroleum  sulphonate,sodium  alkyl  sulphate  and succinamate  mixture.The  collector  was  selective  towards  both  fluorite  and  bastnaesite.Over  96% of the barite was recovered in a relatively high-grade concentrate.

During   fluorite    flotation,quebracho   and    lignin    sulphonate   mixture(MESB)was   used    with collector composed of a mixture of oleic acid and phosphoric ester.Collectors used for bastnaesite flotation included tall oil fatty acid modified with three ethylene tetra amine.Depressant MM4 was a mixture of lignin sulphonate with a molecular weight ranging from 9000 to 20000.The results  obtained  from the  continuous  locked-cycle tests  are  summarized  in  Table  7.30.The major contaminant  of the bastnaesite  concentrate was  fluorite.Complete  fluorite  flotation was not possible without heavy losses of bastnaesite in the fluorite concentrate.

Table 7.30 Continuous locked-cycle test results

7.6.3.3       Flotation  Practices  in  Beneficiation  of  Monazte

A large portion of monazite production comes from mineral  sand deposits.In the beneficiation of monazite  from  mineral  sand  deposits  that  contain  garnet,ilmenite,shell  and  silicates,the  physical concentration   and   combination   of   physical   preconcentration-flotation   is   used.Several   reagent schemes using flotation were developed throughout various studies and some have been confirmed in continuous pilot plants.

A   Flotation   of   the    Indian   beach   sand(monazite)

India has very  large  deposits  of monazite  on the  coastal  shores  of Kerala  and  Chennai.A  typical mineral    composition     of    this     type    of    deposit     is     60%ilmenite,1.2%rutile,5%zircon,6.4% garnet,4%silimanite,16%quartz,2.5%-5%monazite            and            1%-7%shell.Research            work involved  different  anionic  collectors  and  pH  during  monazite   flotation,along  with  the  level  of sodium  silicate  used  as  depressant.

Experimental  work  conducted   at  different  levels  of  sodium  silicate(Table  7.31)indicates  that sodium silicate is an excellent depressant for titanium,zircon and other gangue minerals while the monazite flotation is not affected.

The  collector  used  in  this  experiment  was  sodium  oleate  at  additions  of  300g/t.In  addition  to sodium  oleate,other  fatty  acid  collectors  were  examined.The  results  are  given  in  Table  7.32.  From these data,the saturated fatty acid soap was a poor collector for monazite,as well as sodium laurate.

The Acintols(mixture  of oleic  and  linoleic  acids)were  found  to  give better results  compared to sodium  oleate.This  can  be  attributed  to  the  presence  of  linoleic   acid,which   has  two  double bonds.Furthermore,the rate of monazite flotation increased with the Acintol than with the  sodium oleate.

The monazite concentrate in these experiments contained some garnet and sillimanite.In conclusion,it can be noted that the effect of pH on flotation of beach  sand minerals is critical in selective flotation of monazite from other minerals.

Chapter 7 Beneficiation Practice of Non-ferrous Metallic Ores

Table 7.31 Effect of sodium silicate on monazite flotation from Kerala and Chennai beach sand(India)

Table 7.32    Effect of different collectors on monazite flotation from the Chennai beach sand

The   monazite   can   be    selectively   floated    from   other   minerals    when   using   Na₂O:SiO₂(1:1)at relatively       high       doses(i.e.5kg/t).

B   Processing   of   the    black   sand   monazite   at    Rosetta

The mineralogy  of the  Rosetta Nile black  sand  monazite  is  relatively  complex  and  contains  a  variety of  different   minerals.Table   7.33   shows   the  chemical  analysis  of  the   run-of-mine   ore.

The  size  distributions   of  the  black  sand  ranged   from  80μm  to   100μm.Development  testwork  on the   black   sand   included    an   examination    of   anionic   and   cationic    collectors.Cationic   collectors, such  as  Amine  22,Armac  and  Armac  T,gave  poor  results.Selectivity  was  poor,even  when  using modified  starches  as  gangue  depressants.

Testwork  using  monazite   depression  with  lactic   acid  and  flotation  of  the  residual  minerals  with  3-lauril   amine   hydrochloride    achieved   a    concentrate   grading    75.5%monazite    at   a   recovery    of about   70%.

Table 7.33 Analyses of the run-of-mine black sand

C   Carboxylic   collectors   from   the   carboxylate   group

These  collectors  were  examined  at  a  pH  of  10  and  diluted  pulp  to  about  15%solids.A  monazite recovery of over 95%was obtained.

D   Monazite   activation   using   oxalate

Experimental work was carried out on black sand in which the effect of sodium oxalate on monazite activation was examined.It should be noted that monazite is essentially a phosphate of cerium and lanthanum,where  the  possibility  exists  that  sodium  oxalate  has  an  activating  effect  on  monazite.  The use of sodium oleate as activator was studied with different sulphonate collectors(Table 7.34). It was  shown  that  with  the  use  of sulphonate  collectors,sodium  oxalate  had  a  positive  effect  on monazite grade and recovery.Conditioning time with oxalate had a pronounced effect on monazite recovery.

Table 7.34 Effect of different collectors on flotation of monazite using sodium oleate as the activator

Fig.7.29  shows  the   effect  of  conditioning  time with  oxalic  acid  on  monazite  recovery.The  data from  the  figure  show  that  2-4min  of  conditioning time was sufficient to achieve maximum recovery of monazite using different monazite collectors.

E   Flotation   of  Brazilian   monazite  ore

The Brazilian monazite ore is found as beach sand  along rivers in the  Sao  Goncalodo  Sapucai region.  As mentioned  earlier,the  flotation  characteristics  of monazite,zircon      and      rutile      are      similar,and  separation  of the minerals is  difficult.The  objective of this research work was to find a reagent scheme that  would  selectively  float  the  monazite  from  the associated         minerals(zircon)and         rutile.    Sao

Goncalo    ore    assayed    approximately    2.9%total ROE,36.6%TiO₂,7.68%ZrO₂,15.6%SiO₂and

Experimental testing was performed with hydroxamate and sodium oleate as collectors.The only depressant  used  was   sodium  metasilicate.Comparison  of  results  with  the  different  collectors  is shown  in  Table  7.35.Hydroxamate  was  more   selective  compared  to  the  results  obtained  using sodium   oxalate.Sodium   oxalate,however,gave   better   recoveries.

Table 7.35 Effect of different collectors on monazite flotation using Brazilian beach sand

F   Monazite   flotation   from   complex   ores

There  are  several  large  deposits  of  complex  monazite  ores,some  of  which  are  located  in  South Africa and Western Australia.Major research and development testwork has been performed on the Mount Weld ore from Western Australia.

The Mount Weld ore is highly complex with about 50%of the monazite being contained in the -25μm   fines.Hematite,Fe-hydroxides,phosphates    and   alumosilicates    are   the    principal    gangue minerals present in this ore.The head analyses of the ore  are  shown  in  Table  7.36.

Table 7.36 Head analyses of the Mount Weld ore

G    Research    studies    -Ore    preparation

The major task involved during ore preparation is to remove the maximum amount of primary slimes with minimum loss of REO minerals to the slime fraction.The REO losses in the slime fraction are dependent  on  the  desliming  size.Minimum  loss  of  REO   to  the   slime   fraction  occurs  when desliming is done at a K₈0 of about 4μm.Fig.7.30 shows the effect of desliming size on REO loss in the size fraction.The use of DQ4 in the  desliming  stage  has  a  significant  impact  on  monazite  loss  to  the  slime  fraction.Table  7.37  shows the  effect  of different  dispersants  on  monazite  loss  in  the  slime  fraction,using  dispersants  from   the   DQ   series.These   dispersants   are   a   mixture   of   low-molecular-weight   acrylic   acids  modified  with  surfactant.The  lower  monazite  losses  in  the   slime  fraction  were  achieved  using  dispersant  DQ4.Mineralogical  examination  of  the  slime  fraction,in  which  dispersants  were  used,revealed  that  about  80%of  the   slime  was  composed  of  Fe-hydroxides   and  ultrafine  2-3μm  clay.

Table 7.37 Effect of different dispersants from the DQ series on monazite loss in the slime fraction

H     Flotation     studiesFlotation   studies   were   carried   out   on   ground,deslimed   ore.The   optimum   grinding   fineness   was about   K₈0=65μm.A   variety   of   collectors    and   depressant   systems   were    examined.Modified   fatty acid   collectors    performed   the    best   on    the   Mount    Weld   ore.The    use   of   Na₂S·9H₂O    in    the conditioning    had    a    significant    effect    on    monazite    grade     and    recovery.Fig.7.31    shows    the relationship  between  monazite  grade  and  recovery  at  different  levels  of  Na₂S  additions.

The  final  flowsheet  and  reagent   scheme  developed  for  beneficiation   of  the  Mount  Weld   ore  is shown   in   Fig.7.32   for   flotation,and   in   Fig.7.33   for   grinding   and   desliming.The   desliming   was performed  in  three  stages  at   15%pulp   density  to  the   desliming  feed  cyclone.During  flotation,the pulp  was  conditioned  with  reagents  at  about  60%solids.Collector  CB110  is  composed  of  a  mixture  of  fatty  acids  modified  with  hydrocarbon  oil  and  then oxidized.The  final  results  obtained  in  continuous  operation  are  presented  in  Table  7.38.

Fig.7.33   Final   grinding    and    desliming    flowsheet(Srdjan   M.Bulatovic,2010)

Table  7.38  Overall  metallurgical  results  obtained  on  the  Mount  Weld  ore