PL241640B1 - Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej - Google Patents
Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej Download PDFInfo
- Publication number
- PL241640B1 PL241640B1 PL432372A PL43237217A PL241640B1 PL 241640 B1 PL241640 B1 PL 241640B1 PL 432372 A PL432372 A PL 432372A PL 43237217 A PL43237217 A PL 43237217A PL 241640 B1 PL241640 B1 PL 241640B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- ore
- coarse
- flotation
- stream
- gangue
- Prior art date
Links
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 13
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title description 11
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 114
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 75
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 32
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 26
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 25
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 20
- 230000008901 benefit Effects 0.000 claims abstract description 6
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 claims abstract description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims abstract description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 34
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 23
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims description 20
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 13
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 claims description 9
- 238000003908 quality control method Methods 0.000 claims description 8
- 238000005065 mining Methods 0.000 claims description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 claims description 5
- 230000004913 activation Effects 0.000 claims description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims description 3
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 claims description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 24
- 238000012216 screening Methods 0.000 abstract description 23
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 18
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 18
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 9
- 238000013461 design Methods 0.000 description 6
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 5
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 5
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 description 4
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 4
- 238000005553 drilling Methods 0.000 description 3
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003066 decision tree Methods 0.000 description 2
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 2
- 238000011161 development Methods 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 238000005243 fluidization Methods 0.000 description 2
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 2
- 238000000265 homogenisation Methods 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 description 2
- 238000011144 upstream manufacturing Methods 0.000 description 2
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012190 activator Substances 0.000 description 1
- 230000003190 augmentative effect Effects 0.000 description 1
- 230000004888 barrier function Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000013043 chemical agent Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 description 1
- 230000001447 compensatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 1
- 238000010612 desalination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000013467 fragmentation Methods 0.000 description 1
- 238000006062 fragmentation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009291 froth flotation Methods 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 230000007774 longterm Effects 0.000 description 1
- 238000002595 magnetic resonance imaging Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000015097 nutrients Nutrition 0.000 description 1
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 1
- JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N phencyclidine Chemical class C1CCCCN1C1(C=2C=CC=CC=2)CCCCC1 JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000004094 preconcentration Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 238000005070 sampling Methods 0.000 description 1
- 238000005549 size reduction Methods 0.000 description 1
- 238000004513 sizing Methods 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 230000002195 synergetic effect Effects 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C23/00—Auxiliary methods or auxiliary devices or accessories specially adapted for crushing or disintegrating not provided for in preceding groups or not specially adapted to apparatus covered by a single preceding group
- B02C23/08—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating
- B02C23/10—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating with separator arranged in discharge path of crushing or disintegrating zone
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/02—Froth-flotation processes
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C23/00—Auxiliary methods or auxiliary devices or accessories specially adapted for crushing or disintegrating not provided for in preceding groups or not specially adapted to apparatus covered by a single preceding group
- B02C23/08—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating
- B02C23/14—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating with more than one separator
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/002—Inorganic compounds
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/004—Organic compounds
- B03D1/012—Organic compounds containing sulfur
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/08—Subsequent treatment of concentrated product
- B03D1/087—Subsequent treatment of concentrated product of the sediment, e.g. regrinding
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/12—Agent recovery
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
- B03D1/24—Pneumatic
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0073—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing nitrogen
- C22B15/0076—Cyanide groups
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; Specified applications
- B03D2203/02—Ores
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Geology (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Food Science & Technology (AREA)
- Biotechnology (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Toxicology (AREA)
- Health & Medical Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
- Radiation-Therapy Devices (AREA)
Abstract
Wynalazek dotyczy zintegrowanego sposobu odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej, który obejmuje etapy sortowania zgrubnego (16) i przesiewania (24/28) skruszonej rudy. Strumień przesortowanej/przesianej rudy grubej mieli się i klasyfikuje (20) z zapewnieniem frakcji grubej (34) odpowiedniej do flotacji grubej i pierwszej frakcji drobnej (38) odpowiedniej do flotacji. Frakcję grubą, odpowiednią do flotacji grubej, poddaje się flotacji grubej (36) z uzyskaniem skały płonnej (42) i koncentratu pośredniego (46). Koncentrat pośredni poddaje się mieleniu (48) z zapewnieniem drugiej frakcji drobnej odpowiedniej do flotacji konwencjonalnej. Pierwszą frakcję drobną i drugą frakcję drobną poddaje się flotacji konwencjonalnej (40) z zapewnieniem koncentratu i odpadów flotacyjnych. Jest to sposób, który wykorzystuje naturalną niejednorodność siarczkowych złóż rudy i stosuje technologie wzbogacania, jakimi są sortowanie zgrubne, przesiewanie i flotacja gruba, w nowej, wieloetapowej konfiguracji celem odrzucenia maksymalnej ilości materiału skały płonnej przed rozdrabnianiem drobnym.
Description
PL 241 640 B1
Opis wynalazku
Wynalazek dotyczy zintegrowanego sposobu odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej .
Rudy siarczkowe zawierające metale, takie jak miedź, złoto, metale z grupy platynowców, nikiel, ołów i cynk, są odzyskiwane komercyjnie drogą mielenia drobnego i flotacji z zatężeniem wartościowego komponentu i odrzuceniem skały płonnej.
Konwencjonalny sposób obejmuje wiercenie z kontrolą jakości celem naznaczenia rudy, wysadzanie potrzebnego materiału płonnego (poniżej opłacalnej jakości bilansowej (CoG)) i rudy, ładowanie ciężarówek celem przewiezienia rudy do kruszenia wstępnego i materiału płonnego do obszaru składowania. Skruszona ruda jest przenoszona do procesu mielenia, zwykle przy zastosowaniu mielenia półautogenicznego (SAG) lub wysokociśnieniowych pras walcowych (HPGR), następnie do mielenia kulowego celem pełnego uwolnienia wartościowych cząstek przy p80 wynoszącym około 75-200 mikronów. Następnie dokonuje się rozdziału rudy stosując proces flotacji, z wytworzeniem nadającego się do sprzedaży koncentratu i odpadów flotacyjnych. Odpady z flotacji pompowane są do składowiska odpadów flotacyjnych (TSF) i składowane wieczyście.
Ponieważ konwencjonalny łańcuch procesów wymaga drobnego zmielenia całej rudy, zużytkowuje duże ilości energii (zwykle 20 kwh/t rudy) i wody (0,5-1,0 tony wody na tonę rudy). Większość tej wody jest utracona w drobnych odpadach flotacyjnych, gdzie jest dokładnie zmieszana i utrzymuje się w bardzo drobnej pozostałości powstałej w konwencjonalnym procesie flotacji.
Niedobór dostępnej wody w niektórych miejscach dał początek różnym metodom oszczędzania wody. Niektóre kopalnie zainstalowały instalacje do odsalania wody na sąsiadującym wybrzeżu i pompowały odsoloną wodę do obiektu przetwórczego. Inne zainstalowały duże prasy filtracyjne, aby wycisnąć z odpadów flotacyjnych możliwie jak najwięcej wody. Oba te rozwiązania niosą ze sobą jednak duże koszty kapitałowe i operacyjne. Duży koszt mielenia drobnego i duże zużycie wody oznacza również, że wydajność odzysku z zasobu znajdującego się w ziemi ogranicza się do tej, która jest opłacalna dla procesu.
W dowolnym konkretnym momencie okresu eksploatacji kopalni ustala się CoG dla rudy celem zmaksymalizowania jakości nadawy, a tym samym produkcji na podstawie dostępnej zdolności przetwórczej. CoG może być różnie ograniczana ze względu na dostępną wodę lub obciążenie odpadami flotacyjnymi czy zdolność przetwórczą instalacji. Bez względu na to, które ograniczenie ma miejsce, ruda atrakcyjna z punktu widzenia opłacalności często zostaje odrzucona na składowisko materiałów płonnych, tylko dlatego że w danym momencie dostępne są materiały o wyższej jakości. Nawet jeśli celem zagospodarowania materiału, który jest powyżej opłacalnej jakości przetwórczej ale poniżej CoG z danego dnia, wprowadzi się zwałowisko niskiej jakości, koszt obsługi materiałów w zakresie zwałowania i odzyskiwania tego marginalnie atrakcyjnego materiału na późniejszym etapie eksploatacji kopalni oznacza, że część opłacalnego surowca zostanie utracona w składowisku skalnych materiałów płonnych.
Gdyby można było wzbogacać urobek surowy rudy przed mieleniem drobnym celem odrzucenia jako materiał płonny będący poniżej opłacalnej jakości bilansowej, przy wysokim odzysku składników użytecznych i rozsądnie wysokim stosunku wzbogacenia oraz w stosunkowo niskonakładowej operacji, zmniejszyłyby się koszty jednostkowe i zużycie wody. Zwiększyłaby się wytworzona w rezultacie jakość nadawy do przetwarzania. Ponadto wyższa byłaby jakość zwałowiska wymaganego ze względu na ograniczenie spowodowane dostępną zdolnością przetwórczą, dając w rezultacie poprawę rezerw przy ostatecznym odzyskiwaniu.
Uznając wartość związaną z usuwaniem frakcji rudy, która jest poniżej CoG i korzystnie poniżej opłacalnej jakości obróbki, proponowano różne techniki wzbogacania. W przypadku siarczków opierają się one zwykle na technikach grawitacyjnych, takich jak wzbogacanie w cieczach ciężkich, separatory zwojowe itd., oraz sposobach sortowania skał. Jednak w przypadku większości rud siarczkowych wspomniane techniki wzbogacania zawodzą, jeśli chodzi albo o stosunek wzbogacenia/odzysku, albo o bariery kosztowe dla wdrażania.
Jeśli parametry wzbogacania ustawione są na odrzucanie wystarczającej rudy (tj. uzyskanie wysokiego stosunku wzbogacenia), aby ekonomicznie uzasadniać koszt procesu wzbogacania, utrata składników użytecznych jest nadmierna. Oznacza to wzrost kosztów wydobycia na tonę produktu oraz spadek efektywnego wykorzystania całego zasobu.
PL 241 640 Β1
Dlatego rudy stanowiące urobek surowy (RoM) konwencjonalnie poddaje się mieleniu do bardzo drobnych rozmiarów, aby uzyskać pełne uwolnienie wartościowych komponentów przy późniejszej flotacji, mimo wysokiego oczywiście kosztu rozdrabniania i zużycia wody.
Możliwość zastosowania procesu flotacji grubej na bazie chemii celem wzbogacania siarczków, przy zastosowaniu dopasowanej do tego celu komory flotacyjnej, została ostatnio zaproponowana przez Eriez Flotation Division (EFD).
Przy zastosowaniu wspomnianej technologii flotacji grubej zauważono możliwość suchego spiętrzania pozostałości w postaci produktu dolnego, dając tym samym początek innej potencjalnej technice wzbogacania mającej na celu redukowanie wody i energii (WO2016/170437). Jako jednorazowy proces odzyskiwania wody jest bardzo użyteczna, ale z powodu rozmiaru cząstki w stosunku do ograniczeń w zakresie odzyskiwania towarzyszących flotacji grubej oraz precyzję hydrocyklonów przy rozdziale pod kątem rozmiaru, tylko 30-50% rudy kończy jako produkt dolny. Dlatego zużycie wody i ilości odpadów flotacyjnych redukowane są zwykle tylko o około 25-40%.
W drugiej technice wzbogacania rud siarczkowych rozpoznano zróżnicowane przełamywanie wzdłuż granic ziaren mineralnych, powodujące skupienie się większości siarczków w zakresach drobniejszych rozmiarów. Zróżnicowane przełamywanie umożliwia przesiewanie celem odrzucenia najgrubszych skał, które zwykle zawierają najniższą jakość. Technika ta została po raz pierwszy wprowadzona w Bougainville pod koniec lat 80-tych XX wieku (Australasian Institute of Mining and Metallurgy, Papua New Guinea Minerał Development Symposium, 27-28 czerwca 1986, Madang, The Application or Preconcentration by Screening at Bougainville Copper Limited, Burns RS i Grimes AW, którego treść załącza się tu niniejszym przez odniesienie). Ta technika wzbogacania poddawana jest intensywnym ponownym badaniom w ramach szeregu działań pod znakiem handlowym „Grade Engineering” CRC Ore. CRC ORE jest organizacją niezarobkową założoną przez Australijski Rząd Federalny i światowy przemysł mineralny (http://www.crcore.orq.au/main/index.php/solutions/arade-enaineerinq). Proponowano również wzbogacanie przy zastosowaniu sortowania zgrubnego. Opracowanie czujników, które mogą odpowiednio z dużą szybkością określić średnie jakości na przenośniku taśmowym lub koparce, pozwala na identyfikację strumienia rozbitych skał i przekierowanie ich albo do rudy, albo do materiału płonnego (źródło: Valery et.al. World Mining Congress 2016, Minesense http://www.minesense.com/products).
Produkt do koparek ShovelSense jest systemem do telemetrii minerałów w czasie rzeczywistym i wsparcia decyzyjnego do zastosowań na powierzchni lub pod ziemią. Stanowi pakiet dający się dostosować do starszych urządzeń, instalowany w łyżce koparek powierzchniowych lub w czerpaku maszyn podziemnych, takich jak ładowarki typu scooptram lub LHD. Platformę ShovelSense stosuje się do: pomiaru jakości rudy podczas czerpania materiału do łyżki, raportowania jakości i typu rudy do systemu kontroli jakości/kierowania rudą, oraz wsparcia decyzyjnego, w czasie rzeczywistym, na bieżąco, dla decyzji o wysyłce rudy/materiału płonnego.
Sortowanie zgrubne wykorzystuje naturalną niejednorodność złóż rudy przy rozdziale stref materiału wysokiej i niskiej jakości, który konwencjonalnie byłby zmieszany w ujednorodnionym urobku surowym rudy. Słabą stroną sortowania zgrubnego jest to, że może ono odrzucać tylko te strefy, które mają niską jakość w chwili detekcji, i dlatego aby zachować dopuszczalny stosunek wzbogacenia musi być zainstalowane przed znaczącym ujednorodnieniem rudy.
Choć te trzy niedawne i całkiem odmienne techniki wzbogacania są stosunkowo dobrze znane, żadna z nich nie znalazła jeszcze szerokiego zastosowania w przemyśle górniczym. Może to być przynajmniej częściowo skutkiem tego samego stosunku wzbogacenia, odzysku i przyczyn kosztowych, które utrudniły wdrożenie tradycyjnego wzbogacania opartego na sile ciężkości.
Podsumowując, przemysł górniczy jest bardzo kapitałochłonny, zużywa dużo wody i energii i tylko częściowo odzyskuje składniki użyteczne zawarte w wydobywanej ziemi. Chociaż znane są techniki wzbogacania, które mogą potencjalnie podjąć te kwestie, rozważano je osobno celem rozwiązania każdego z ograniczeń indywidualnie i w większości stwierdzono, że są nieopłacalne.
Przedmiotem wynalazku jest zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej obejmujący etapy:
a) skruszoną rudę o rozmiarze cząstek od 5 do 40 cm sortuje się zgrubnie i przesiewa na strumień przesortowanej/przesianej rudy grubej i strumień materiału płonnego rudy,
b) poddaje się strumień przesortowanej/przesianej rudy grubej mieleniu w młynie, a następnie klasyfikuje się na frakcję grubą odpowiednią do flotacji grubej o rozmiarze od 100 pm do 1000 pm oraz na pierwszą frakcję drobną odpowiednią do flotacji konwencjonalnej o rozmiarze mniejszym niż 100 pm,
PL 241 640 B1
c) poddaje się frakcję grubą, flotacji grubej z uzyskaniem skały płonnej i koncentratu pośredniego,
d) poddaje się koncentrat pośredni mieleniu z uzyskaniem drugiej frakcji drobnej odpowiedniej do flotacji,
e) poddaje się pierwszą frakcję drobną i drugą frakcję drobną flotacji konwencjonalnej z uzyskaniem koncentratu i odpadów flotacyjnych.
Korzystnie, w etapie a) rudę kruszy się do rozmiaru odpowiedniego do umieszczenia jej na przenośniku, jako nadawy do etapu mielenia w etapie b).
Korzystnie, sortowanie zgrubne w etapie a) przeprowadza się na sortowniku zgrubnym zawierającym przenośnik taśmowy z mechanizmem przekierowującym sterowanym przez czujnik ciągłej analizy, który to mechanizm przekierowuje strefy skał niskiej jakości, które nie spełniają wybranej jakości bilansowej (CoG), do strumienia materiałów płonnych.
Korzystnie, czujnik ciągłej analizy zawiera czujnik szybkiego skanowania.
Korzystnie, gdy czujnikiem jest czujnik wykorzystujący rezonans magnetyczny lub aktywację neutronową, lub promienie rentgenowskie.
Korzystnie, jakość bilansową (CoG) określa się na podstawie analizy geostatystycznej rdzenia wiertniczego ze źródła rudy.
Korzystnie, w etapie a) skruszoną rudę poddaje się przesiewaniu lub przesiewaniu a następnie sortowaniu zgrubnemu.
Korzystnie, w etapie a) skruszoną rudę poddaje się sortowaniu zgrubnemu na strumień przesortowanej rudy grubej, który poddaje się mieleniu w etapie b), i na pierwszy strumień materiału płonnego rudy.
Korzystnie, strumień przesortowanej rudy grubej przesiewa się na strumień przesianej rudy grubej, który poddaje się mieleniu w etapie b), i na drugi strumień materiału płonnego rudy.
Korzystnie, strumień przesianej rudy grubej, stanowi 80-90% wagowych strumienia rudy grubej z sortowania zgrubnego.
Korzystnie, w etapie a) pierwszy strumień materiałów płonnych przesiewa się na trzeci strumień materiału płonnego rudy i frakcję o wyższej jakości, którą miele się w młynie w etapie b) razem ze strumieniem przesortowanej/przesianej rudy.
Korzystnie, rozmiar otworów sitowych sita stosowanego do przesiewania pierwszego strumienia materiału płonnego rudy dobiera się tak, by odzyskać 15-25% wagowych strumienia.
Korzystnie, w etapie b) rudę miele się i klasyfikuje do oddzielenia rozmiaru mniejszego niż 1000 μm.
Korzystnie, w etapie b) rudę poddaje się klasyfikacji na frakcję grubą odpowiednią do flotacji grubej o rozmiarze w zakresie 150 μm do 1000 μm, oraz na pierwszą frakcję drobną odpowiednią do flotacji konwencjonalnej o rozmiarze mniejszym niż 150 μm.
Korzystnie, w etapie b) rudę poddaje się klasyfikacji na frakcję grubą odpowiednią do flotacji grubej o rozmiarze w zakresie 200 μm do 1000 μm, oraz na pierwszą frakcję drobną odpowiednią do flotacji konwencjonalnej o rozmiarze mniejszym niż 200 μm.
Korzystnie, w etapie d) koncentrat pośredni miele się do rozmiaru mniejszego niż 150 μm do drugiej frakcji drobnej odpowiedniej do flotacji konwencjonalnej.
Ze względu na ograniczenia konkretnej kopalni jako składnika majątku, dla każdego etapu wzbogacania dobiera się ponadto projekt i wartości zadane, aby: zoptymalizować produkcję całego systemu składników majątku, jakimi są kopalnie i obiekty przetwórcze, w obrębie ograniczeń w zakresie wody lub zdolności przechowywania odpadów flotacyjnych, i/lub zoptymalizować koszty kapitałowe produkcyjnych składników majątku i infrastruktury w nowej lub powiększonej kopalni, i/lub zoptymalizować odzyskiwanie mineralnych składników użytecznych ze złoża rudy, i/lub zoptymalizować całkowite koszty operacyjne na tonę produktu przez ostateczne odrzucenie maksymalnej ilości materiału płonnego o jakości mniejszej niż opłacalna jakość bilansowa (CoG) do ponownej obróbki.
Przed sortowaniem zgrubnym minimalizuje się ujednorodnienie, aby zmaksymalizować usuwanie skały płonnej.
Przesiewanie można stosować zwłaszcza do wyszukiwania drobin o wyższej jakości w strumieniu odrzutu z sortowania zgrubnego.
Przesiewanie można również stosować zwłaszcza do wyszukiwania materiału grubego o niższej jakości w strumieniu produktu rudy z sortowania zgrubnego.
PL 241 640 B1
Przedmiot rozwiązania zilustrowano na rysunku, na którym:
fig. 1 przedstawia schemat technologiczny sposobu wzbogacania według jednego z przykładów wykonania wynalazku, fig. 2 przedstawia wykres przedstawiający krzywą tonażu jakości dla sortowania zgrubnego typowej porfirowej rudy miedzi, fig. 3 przedstawia wykres wzbogacenia, jakie można uzyskać przez przesiewanie w różnych proporcjach typowej porfirowej rudy miedzi, fig. 4 przedstawia drzewo decyzyjne dla typowego projektu sposobu dla jednego z przykładów wykonania wynalazku, zaś fig. 5 przedstawia wykres ilustrujący potencjalny wpływ sposobu według wynalazku na zużycie energii, zużycie wody i wytwarzanie odpadów flotacyjnych w porównaniu z konwencjonalnym sposobem kruszenia, mielenia i flotacji.
Przykład wykonania
Skruszoną rudę o rozmiarze cząstek od 5 do 40 cm sortuje się zgrubnie 16 i przesiewa na strumień 18 przesortowanej/przesianej rudy grubej i strumień 22 materiału płonnego rudy, po czym poddaje się strumień 18 przesortowanej/przesianej rudy grubej mieleniu w młynie, a następnie klasyfikuje się na frakcję grubą 34 odpowiednią do flotacji grubej 36 o rozmiarze od 100 μm do 1000 μm oraz na pierwszą frakcję drobną 26 odpowiednią do flotacji konwencjonalnej 40 o rozmiarze mniejszym niż 100 μm. Następnie poddaje się frakcję grubą 34, flotacji grubej 36 z uzyskaniem skały płonnej 42 i koncentratu pośredniego 46, a koncentrat pośredni 46 mieleniu z uzyskaniem drugiej frakcji drobnej 38 odpowiedniej do flotacji 40. W dalszej kolejności poddaje się pierwszą frakcję drobną 26 i drugą frakcję drobną 48 flotacji konwencjonalnej 40 z uzyskaniem koncentratu 50 i odpadów flotacyjnych 52.
Wynalazek dotyczy sposobu, który wykorzystuje naturalną niejednorodność siarczkowych złóż rudy i stosuje technologie wzbogacania w nowej, wieloetapowej konfiguracji celem odrzucenia maksymalnej ilości materiału skały płonnej przed rozdrabnianiem drobnym. Odrzucona skała płonna jest zwykle poniżej opłacalnej jakości ponownego przetwarzania (tj. materiał płonny), ale może również być w postaci nadawy do ługowania hałd, lub w postaci zwałowiska niskiej jakości do obróbki na dalszym etapie eksploatacji kopalni (profilowanie jakości).
Dokładna ilość korzyści będzie zależeć od cech odzyskiwania jakości konkretnego złoża rudy. Niemniej jednak przy zastosowaniu połączenia technik zużycie wody i energii rozdrabniania zostaje zwykle zredukowane o 50-80% przy tej samej jakości pozabilansowej (CoG) wydobycia. Alternatywnie można zmniejszyć wartość jakości pozabilansowej wydobycia, wydłużając okres eksploatacji kopalni i uzyskując nieznacznie niższe zmniejszenie całkowitego zużycia wody i energii. Wynalazek umożliwia również znaczące zmniejszenie kosztów jednostkowych wytwarzania, kapitałowych i operacyjnych, a w stosowanych przypadkach przyspieszenie profilu produkcji celem zwiększenia zwrotu z zainwestowanego kapitału.
Uproszczony blokowy schemat technologiczny przedstawiono na fig. 1. Złoże rudy wydobywa się 12 i podaje do wstępnej kruszarki 14, skąd jest ono sortowane zgrubnie 16 z zapewnieniem strumienia 18 przesortowanej rudy grubej do mielenia i klasyfikacji 20 oraz strumienia 22 przesortowanego materiału płonnego. Ze strumienia 22 przesortowanego materiału płonnego sito 24 odzyskuje wysokiej jakości frakcję drobniejszą 26, a ta dołącza do strumienia wysokiej jakości do mielenia i klasyfikowania 20. Jeśli strumień 18 przesortowanej rudy grubej z sortowania zgrubnego 16 jest wystarczająco niskiej jakości, można go podobnie przesiewać 28 celem odrzucenia najgrubszego materiału 30 na zwałowisko 32 materiałów płonnych lub niskiej jakości. Klasyfikacja dzieli rudę po częściowym mieleniu na strumień 34 produktu grubego odpowiedni do flotacji grubej 36 oraz strumień 38 produktu drobnego odpowiedni do przejścia bezpośrednio do flotacji 40. Proces 36 flotacji grubej odrzuca następnie dalszą skałę płonną 42 na zwałowisko 44 produktu dolnego, przy czym koncentrat pośredni 46 jest ponownie mielony 48 do przejścia do flotacji konwencjonalnej 40. Z flotacji konwencjonalnej 40 uzyskuje się koncentrat 50 i odpady flotacyjne 52.
I tak materiał niskiej jakości 32 i 44 zostaje odrzucony z połączenia 16/24/28 sortownika/sita i flotacji grubej 36, wymagając tym samym mielenia drobnego tylko pewnej części początkowej rudy do uzyskania pełnego uwolnienia wymaganego do wytworzenia nadającego się do sprzedaży koncentratu.
Zmienny charakter mineralogii rud i/lub projektów kopalni oznacza, że prowadzenie składników użytecznych będzie inne w każdej kopalni. W niektórych kopalniach na przykład możliwym może być odwrócenie przesiewania i sortowania zgrubnego, przy jednoczesnym zachowaniu naturalnej niejednorodności rudy. W tym wariancie materiał drobny z przesiewania trafiłby do mielenia, a frakcja gruba
PL 241 640 Β1 byłaby sortowana zgrubnie do odrzucenia materiału płonnego. Projekt systemu zakładałby minimalizowanie ujednorodnienia podczas sortowania.
Z kolei w przypadku niektórych kopalni ze szczególnie atrakcyjnymi krzywymi odzysku jakości dla jednej lub dwóch z technik wzbogacania, bardziej właściwe ekonomicznie może być wykorzystanie tylko niektórych komponentów wieloetapowego, nowego łańcucha procesów, który jest przedmiotem wynalazku.
Krzywa odzysku jakości dla sortowania zgrubnego jest odpowiednia do usuwania materiałów płonnych, zapewniając to, że zachowana zostaje naturalna niejednorodność przestrzenna złoża rudy. Przesiewanie jest odpowiednie do wyszukiwania składników użytecznych (drobin) w strumieniach niskiej jakości, ale selektywne przełamywanie umożliwia duże odzyski i bezpośrednie odrzucanie materiału płonnego tylko dla niektórych złóż rudy. Flotacja gruba jest odpowiednia do odrzucania materiału płonnego z dużym odzyskiem, aczkolwiek po częściowym rozdrobnieniu.
Pierwszy komponent etapu wzbogacania w najpowszechniejszej konfiguracji wynalazku stanowi sortowanie zgrubne. Rudę, którą rozbito przez wysadzenie, transportuje się ciężarówką lub przenośnikiem do wstępnej kruszarki i przenośnikiem do mielenia. Na przenośniku przed albo po wstępnej kruszarce jakość rudy (lub szkodliwe zanieczyszczenia) można analizować przy zastosowaniu takich technik, jak rezonans magnetyczny, na przykład przenośnikowy analizator MR dla indywiduum innego niż chalkopiryt, opracowany przez CSIRO we współpracy z CRCOre, co będzie skutkować przenośnikową technologią MR uzyskującą TRL 4 do wykrywania wybranych celów mineralnych innych niż chalkopiryt (http://www.crcore.orq.au/main/imaqes/snapshot/proiects/CRC-ORE-Snapshot—Research-1.003— Bulk-sensinq-with-maqnetic-resonance.pdf:), lub aktywacja neutronowa, na przykład analizator materiału na pasie firmy SODERN, wykorzystujący CNA (Controlled Neutron Analyser) z zastosowaniem elektrycznego źródła neutronów ze stabilizowaną emisją (http://www.sodern.com/sites/en/ref/Crossbelt-Analyser 71 .html), umożliwiająca decyzję o przekierowaniu strumienia skał do rudy lub do materiału płonnego. NA jest procesem jądrowym stosowanym do określania stężeń pierwiastków w dużej ilości materiałów. CNA umożliwia dyskretne próbkowanie pierwiastków, ponieważ nie uwzględnia chemicznej postaci próbki, a skupia się wyłącznie na jej jądrze.
Dzięki minimalizacji ujednorodnienia tam, gdzie jest to możliwe przy obchodzeniu się z materiałami, strefy rud o wysokiej i niskiej jakości pozostają prawie nienaruszone. Punkt analizy dla sortowania zgrubnego może być przed wstępnym kruszeniem lub po nim, w zależności od charakteru przełamywania podczas wysadzania. Ale sortowanie zgrubne musi być zlokalizowane przed SAG lub młynem kulowym, gdzie mieszanie i krążenie ładunków eliminuje niejednorodność. Należy również unikać jakichkolwiek pośrednich zwałowisk między kopalnią a sortownikiem zgrubnym.
Te strefy skał wysokiej i niskiej jakości, kiedy są ładowane na przenośnik taśmowy, przekładają się na odpowiednie długości. Niektóre odcinki wzdłuż długości załadowanego przenośnika taśmowego są poniżej opłacalnej jakości bilansowej przetwarzania, natomiast inne tworzone są ze stref wysokiej jakości. Do przekierowania długości skał o niskiej jakości, niespełniających pożądanej CoG, do strumienia osobnego materiału płonnego stosuje się mechanizm przekierowujący bazujący na ciągłej analizie przeprowadzanej przez czujnik.
Typowa krzywa tonażu jakości dla sortowania zgrubnego będzie w dużej mierze zależeć od niejednorodności złoża rudy. Dzięki zachowaniu tej naturalnej strefowej niejednorodności i stosowaniu czujnika szybkiego skanowania, skuteczna wielkość partii do sortowania jest znacznie mniejsza niż typowa 20-25 m siatka stosowana do konwencjonalnej kontroli jakości w wyrobisku (w konwencjonalnej kontroli jakości wszystko w tej siatce zostaje uśrednione i oznaczone jako albo ruda, albo materiał płonny). Zatem proces sortowania zgrubnego dokładniej odróżnia materiał płonny od rudy niż konwencjonalna kontrola jakości.
Ilość skały, która jest poniżej jakości bilansowej i tym samym może być usunięta z konwencjonalnej rudy, można oszacować na podstawie analizy geostatystycznej rdzenia wiertniczego. Przy założeniu, że skała jest ujednorodniona przy rozdrobnieniu dla 300 t dostarczanych ciężarówką do przenośnika, krzywa tonażu jakości na fig. 2 dla typowego złoża rudy w Chile ilustruje, że do 25% urobku surowego rudy można odrzucić jako materiał płonny.
Jeszcze bardziej podatna ruda Platreef pgm z Republiki Południowej Afryki może dawać do 40% odrzucenia materiału płonnego, przy CoG poniżej przetwórczej. Podobnie wystarczająco jednorodna porfirowa miedź RoM z Peru może dawać do 20% materiału płonnego o mniej niż 0,25% CoG.
Opcjonalnie sposób można skonfigurować tak, że jeden strumień z pierwszego urządzenia przekierowującego może być dalej sortowany przy zastosowaniu drugiego systemu przekierowującego.
PL 241 640 B1
Technikę tę można stosować do tworzenia trzech frakcji (strumienia wysokiej jakości do bezpośredniego przetwarzania i niższej jakości strumienia rudy przeznaczonej do zwałki lub ługowania, oraz strumienia materiału płonnego). Ta technika profilowania jakości pasuje idealnie tam, gdzie koszty wydobycia są niewielkie w stosunku do przetwarzania, a złoże rudy jest wystarczająco duże, by uzasadniać ponowną obróbkę frakcji o niższej jakości w późniejszym terminie. Przy dużych ograniczeniach wody umożliwia to wysoką produkcję we wczesnych latach (profilowanie jakości) w ramach dostępnego ograniczenia wody.
Aby zmaksymalizować odrzucanie rudy niskiej jakości ważne jest minimalizowanie poziomu mieszania się, które zachodzi przed wspomnianym czujnikiem sortowania zgrubnego i urządzeniem przekierowującym. Częściowo zmieszana partia o danej wielkości (np. ładunek z ciężarówki), która może być analizowana i przekierowywana, jest mniejsza niż ta możliwa do uzyskania przy rozstawie zwykłego wiercenia z kontrolą jakości. Ze względu na naturalną niejednorodność złoża rudy znaczna część konwencjonalnej nadawy RoM jest poniżej CoG kopalni i może być przekierowana do materiału płonnego lub przypisana do zwałowiska niskiej jakości.
To wczesne odrzucenie strumienia materiału płonnego, który w przeciwnym razie byłby przetwarzany jako ruda, niesie konsekwencje zarówno w zakresie wykorzystania zasobów jak i kosztów. Materiał płonny nie jest już mielony (oszczędność energii) i jest przechowywany jako suchy (oszczędność wody). Wydajność czujnika zgrubnego w zakresie rozdzielania jest lepsza niż wiercenie z kontrolą jakości i selektywne ładowanie, tak że wspomniana czynność kontroli jakości może być ograniczona do naznaczania końcowej granicy wyrobiska, co oszczędza dalsze koszty i upraszcza czynności wydobywcze. Usuwanie materiału płonnego oznacza, że koszty jednostkowe przetwarzania zostają zmniejszone i dlatego dla wspomnianej końcowej granicy wyrobiska można stosować niższą CoG. Można zatem poprawić całkowite wykorzystanie zapewnionych zasobów.
W drugim komponencie wieloetapowego wzbogacania, które stanowi wynalazek, przesiewa się jeden lub oba spośród strumienia materiału płonnego i strumienia rudy z sortowania zgrubnego. Rudy siarczkowe selektywnie przełamują się wzdłuż granic ziaren mineralnych podczas wysadzania i kruszenia. W związku z tym najdrobniejsza frakcja skał w dowolnej strefie rudy będzie mieć wyższą jakość.
Jeśli ruda wykazuje znaczącą selektywność, strumień materiału płonnego z sortowania zgrubnego przesiewa się celem dalszego rozdziału drobniejszej frakcji o wyższej jakości. Te mniejsze skały zawarte zostają w strumieniu rudy. Przykład tego przedstawiono na fig. 3 dla dostatecznie selektywnej chilijskiej rudy miedzi, przy czym najdrobniejsze 10-20% rudy wykazuje zwykle około dwukrotność jakości w stosunku do pozostałych 80-90% rudy. Proces przesiewania stosuje się zatem do wyszukania tych drobin, które mają jakość wyższą niż przetwórcza pozabilansowa, w strumieniu odrzutu z sortowania zgrubnego. W związku z tym jakość strumienia odrzucanego materiału płonnego jest dalej zmniejszana przy jednoczesnej poprawie całościowego odzysku zasobów. W zależności od konkretnych krzywych odzysku jakości dla dowolnej rudy, wartości zadane dla każdego procesu wzbogacania można dobrać tak, by zoptymalizować odrzucanie materiału płonnego za pomocą całościowego systemu sortowania/przesiewania zgrubnego.
W zależności od selektywności przełamywania konkretnej rudy przesiewanie to będzie zwykle wymagać, by otwór sitowy odzyskiwał około 15-25% wagowych strumienia niskiej jakości. Frakcja gruba przechodzi do materiału płonnego.
Strumień rudy wysokiej jakości z wstępnego kruszenia zawiera również mieszankę skał różnych rozmiarów. Ze względu na selektywne przełamywanie, które zachodzi podczas wys adzania, i wszelkie kruszenie podejmowane przed sortowaniem zgrubnym, najwyższa jakość skupiona jest w najdrobniejszej frakcji skały. Usuwanie najgrubszych skał niższej jakości poprzez przesiewanie może skutkować dalszym wzbogaceniem nadawy do rozdrabniania. Jako że taki materiał gruby w strumieniu odrzutu rzadko będzie poniżej opłacalnej jakości przetwórczej, frakcja ta może być odpowiednia do ługowania lub zwałowiska niskiej jakości.
Jeśli możliwe do zastosowania jest przesiewanie najgrubszych skał, strumień drobin wysokiej jakości będzie zwykle stanowił około 80-90% łącznej nadawy z sortowania zgrubnego. W przypadku rud, których selektywne przełamywanie nie jest znaczne, wspomniane przesiewanie wysokiej jakości nie wytworzy jednak wystarczającego zróżnicowania jakości, by uzasadniać odrzucanie materiału grubego niskiej jakości, a zatem przesiewanie sortowanej zgrubnie rudy nie zostanie po prostu wdrożone.
System łączony sortowania zgrubnego i przesiewania strumieni wysokiej i niskiej jakości będzie mieć różne optymalne wartości zadane dla każdej rudy przeznaczonej do obróbki i dla ekonomicznych czynników napędowych każdej kopalni. Dla znawców dziedziny oczywistym jest, że wartości zadane
PL 241 640 B1 systemu można łatwo zoptymalizować celem wytworzenia maksymalnej ilości jakości do rozdrabniania, przy odrzucaniu maksymalnej ilości skały, która ma lub jest poniżej opłacalnej jakości bilansowej dla przetwarzania.
Trzecim etapem wieloetapowego wzbogacania jest flotacja cząstek grubych. Proces ten wykorzystuje niejednorodność na poziomie rozmiaru produktu dolnego (poniżej 1 mm) do rozdziału grawitacyjnego wspomaganego chemicznie. Częściowo zmieloną rudę klasyfikuje się do wytworzenia frakcji produktu dolnego, który wzbogaca się przy zastosowaniu dostosowanego do tego celu flotownika, takiego jak Eriez Hydrofloat. Eriez Hydrofloat przeprowadza proces zatężania w oparciu o połączenie fluidyzacji i flotacji przy zastosowaniu wody do fluidyzacji, którą napowietrzano mikropęcherzykami powietrza. Flotację przeprowadza się przy zastosowaniu odpowiednich stężeń aktywatora i zbieracza oraz czasu przebywania dla konkretnego minerału przeznaczonego do flotacji. Przy tym rozmiarze ruda jest wystarczająco zmielona, by uwalniać większość skały płonnej oraz eksponować, ale niekoniecznie w pełni uwalniać wartościowe ziarna mineralne. Odzyski flotacji grubej częściowo eksponowanych minerałów są duże, a pozostałość w postaci skały płonnej tworzy produkt dolny, który nie daje podstawy do dalszego rozdrabniania i flotacji konwencjonalnej. Odrzucon y produkt dolny z flotacji grubej można spiętrzać i drenować celem odzyskania wody.
System stosowany do selekcji nadawy o odpowiednim rozmiarze do flotacji grubej wykorzystuje urządzenia klasyfikujące, takie jak cyklony lub klasyfikatory hydrauliczne, do zebrania tej frakcji strumienia, która nadaje się do flotacji konwencjonalnej. W typowej konfiguracji trzeciego komponentu wzbogacania materiał o rozmiarze mniejszym niż górna granica rozmiaru do flotacji grubej jest oddzielany z ładunku krążącego w młynie kulowym. Strumień ten można następnie dalej klasyfikować celem oddzielenia materiału, który już jest zmielony do wartości poniżej dolnej granicy dla flotacji grubej, i ta drobniejsza frakcja wysyłana jest bezpośrednio do flotacji konwencjonalnej. Tworzy to nadawę dla flotacji grubej o rozmiarze, w którym pozostałość „wolno odprowadza ciecz”.
W normalnej konfiguracji zakres rozmiarów flotacji grubej będzie ograniczony maksymalnym rozmiarem, przy którym wartościowe minerały są wystarczająco eksponowane do flotacji, przy wystarczających odzyskach, tak aby wytworzyć pozostałość w postaci produktu dolnego odpowiednią do wyrzucenia. Minimalny rozmiar jest wyznaczany przez rozmiar cząstki, przy którym flotownik gruby może wydajnie pracować, wytwarzając do usunięcia produkt dolny wolno odprowadzający ciecz. W zależności od mineralogii, właściwości w zakresie przełamywania się rudy i projektu obwodu klasyfikacyjnego wspomniany zakres niższego rozmiaru wynosi zwykle około 100-200 mikronów, a górny rozmiar wynosi zwykle między 350 a 600 mikronów. W zależności od zakresu rozmiarów do flotacji grubej oraz wydajności klasyfikacji, wspomniane zbieranie wychwytuje w przypadku flotacji grubej między 40-60% łącznej nadawy do rozdrabniania, przy czym pozostałość przechodzi do flotacji konwencjonalnej.
W konwencjonalnym sposobie flotacji pianowej rozmiary cząstek są zwykle mniejsze niż 0,1 mm (100 μm). Cząstki rudy miesza się z wodą, tworząc muł płuczkowy, a pożądanemu minerałowi nadaje się hydrofobowość poprzez dodanie środka powierzchniowo czynnego lub środka chemicznego w charakterze zbieracza. Konkretny środek chemiczny zależy od charakteru minerału przeznaczonego do odzyskiwania. Muł płuczkowy z hydrofobowymi cząstkami i hydrofilowymi cząstkami wprowadza się następnie do zbiorników, znanych jako komory flotacyjne, które napowietrza się celem wytworzenia pęcherzyków. Cząstki hydrofobowe przyłączają się do pęcherzyków powietrza, które unoszą się do powierzchni tworząc pianę. Pianę usuwa się z komory wytwarzając koncentrat docelowego minerału. Aby wspomóc tworzenie się stabilnej piany na górze komory flotacyjnej do mułu płuczkowego można wprowadzać środki spieniające, znane jako spieniacze. Minerały, które nie wypływają do piany określa się mianem odpadów flotacyjnych lub odpadów z flotacji. Odpady te można również poddawać dalszym etapom flotacji celem odzyskania wartościowych cząstek, które nie wypłynęły za pierwszym razem. Znane jest to jako flotacja kontrolna.
Produkt podsitowy z klasyfikacji ma idealny rozmiar do flotacji konwencjonalnej, ponieważ nie doznaje znacznego uszczerbku z powodu słabych odzysków, jakie wykazuje większość flotacji konwencjonalnych przy cząstkach powyżej około 200 mikronów.
Produkt nadsitowy ze wstępnej klasyfikacji ładunku krążącego w młynie kulowym (powyżej górnej granicy wybranej dla flotacji grubej) jest powtórnie wykorzystywany do dalszego rozdrabniania. Z powodu zwiększonego zakresu rozmiarów, jaki zostaje zebrany, znacząco zmniejsza się energię rozdrabniania.
PL 241 640 B1
Produkt dolny jako pozostałość z flotacji grubej ma niską zawartość eksponowanych siarczków. Stanowi ona 70-80% zebranej nadawy flotacji grubej. Ma wystarczająco wysoką przewodność hydrauliczną i może być hydraulicznie spiętrzany i drenowany celem odzyskania wody.
Koncentrat pośredni wytworzony drogą flotacji grubej stanowi pozostałe 20-30% nadawy flotacji grubej. Wymaga ponownego zmielenia celem pełnego uwolnienia minerałów, przed flotacją konwencjonalną albo w etapie głównym flotacji konwencjonalnej razem z frakcją drobin z klasyfikacji w młynie kulowym, albo bezpośrednio do konwencjonalnych komór czyszczących.
W wariancie flotacji grubej frakcja o rozmiarze nadawy do flotacji grubej może zostać poszerzona na górnym końcu do powiedzmy 0,8-1,5 mm. Ten wariant wynalazku wykorzystywany jest zwykle, kiedy przerób całej kopalni jest ograniczony przez mielenie drobne, flotację konwencjonalną lub proces składowania odpadów flotacyjnych, w tym łączną ilość wody dostępnej dla kopalni. W tym wariancie zbiera się i wzbogaca większą część ładunku krążącego w młynie kulowym, aczkolwiek frakcja gruba pozostałości z flotacji grubej nie będzie miała jakości, którą można bezpośrednio odrzucić. Część najgrubszego materiału nadawy, ale nie jego większość, ma eksponowane powierzchnie siarczkowe, które będą wypływać. Frakcja gruba jest zatem częściowo ogołocona ze składników użytecznych, aczkolwiek nie na tyle, by uzasadnić natychmiastowe przeznaczenie jej do materiału płonnego. Tak więc całkowita pozostałość z flotacji grubej jest dalej klasyfikowana celem rozdzielenia częściowo ogołoconego grubego produktu dolnego, który jest powyżej normalnie wybranej górnej granicy do optymalnego odzyskiwania we flotacji grubej. Ten częściowo ogołocony materiał gruby można następnie spiętrzać na sucho do przetworzenia na późniejszym etapie eksploatacji kopalni. W tym wariancie zdolność przerobowa młynów kulowych zostaje dalej zwiększona, a wynikające z tego profilowanie jakości umożliwia większą produkcję z flotacji konwencjonalnej na wczesnym etapie eksploatacji kopalni.
Dzięki skonfigurowaniu sortowania zgrubnego i przesiewania oraz flotacji grubej, korzyści ze stref rud wysokiej i niskiej jakości, oraz zróżnicowane prowadzenie mineralnych składników użytecznych podczas fragmentacji i selektywne uwalnianie i rozdział skały płonnej są synergistyczne. Sortowanie zgrubne wykorzystuje naturalną niejednorodność na poziomie strefy rudy. Przesiewanie wychwytuje naturalną niejednorodność na poziomie pojedynczej skały. Z kolei flotacja gruba wychwytuje niejednorodność na poziomie produktu dolnego. Sekwencyjne etapy są również kompensacyjne, ponieważ może istnieć drugi, niskonakładowy środek ostrożności w celu unikania stałego usuwania składników użytecznych, które mogły znaleźć się w niewłaściwym strumieniu we wcześniejszym etapie wzbogacania i odrzucania skały płonnej, która błędnie znalazła się w strumieniu składników użytecznych.
Chociaż wieloetapowy sposób wzbogacania można skonfigurować różnorako, najbardziej opłacalną decyzją dla długiej eksploatacji kopalni jest zwykle maksymalizacja produkcji z istniejących składników majątku. Drzewo decyzyjne pokazane dla tego przypadku na fig. 4 jest przykładem możliwyc h do zastosowania zasad projektowania i powiązanych podstaw logicznych wyboru wartości zadanych.
Na fig. 4 oznaczenia numeryczne oznaczają: 60 kopalnia, 62 czy ruda jest powyżej przetwórczej CoG?, 64 nie, 66 tak, 68 materiał płonny, 70 sortowanie zgrubne w celu odrzucania materiału płonnego, 72 przesiewanie w celu wyszukania składników użytecznych, 74 wybór wartości zadanych (ustawienie czujnika zgrubnego i rozmiaru sita) w celu maksymalizacji odrzucania materiału płonnego o jakości poniżej opłacalnej CoG, 76 czy dostępny tonaż > zdolności przetwórczej?, 78 tak, 80 nie, 82 sortowanie zgrubne stanowiące drugi etap (i/lub przesiewanie), 84 klasyfikacja i CPF, 86 flotacja konwencjonalna, 88 zwałowisko niskiej jakości, 90 czy przerób jest dalej ograniczony, np. woda/odpady flotacyjne?, 92 tak, 94 nie, 96 klasyfikacja w celu odzysku produktu nadsitowego, 98 wybór wartości zadanych dla rozmiarów klasyfikacji w celu maksymalizacji jakości i tonażu do konwencjonalnej flotacji, przy utrzymywaniu wysokiego całkowitego odzysku przetwórczego.
Dokładne rozłożenie etapów wzbogacania i ich wartości zadanych dla każdego złoża rudy i każdego zoptymalizowanego przypadku biznesowego będzie inne. Jako przykład fig. 5 ilustruje potencjalny wpływ na zużycie energii, zużycie wody i tworzenie odpadów flotacyjnych w alternatywnej konfiguracji wynalazku, która jest ukierunkowana na zwiększenie okresu eksploatacji kopalni, przy jednoczesnym dalszym oszczędzaniu wody i energii i zwiększaniu produkcji. Dzięki wynalazkowi część tego, co w konwencjonalnej kopalni byłoby mineralnym materiałem płonnym odrzuconym na stałe w wyrobisku i poszerzonym wyrobisku, teraz zostaje przekształcone w rudę (tj. powyżej opłacalnej CoG). Poszerzo ne źródło rudy jest sortowane i przesiewane w celu odrzucenia znacznej frakcji rudy jako materiału płonnego („skała stanowiąca materiał płonny w wyrobisku”, która jest poniżej opłacalnej przetwórczej CoG). CPF odrzuca dalszy materiał płonny w postaci spiętrzonego produktu dolnego, przez co ilość rudy prze-
Claims (16)
- PL 241 640 B1 chodzącej do rozdrabniania drobnego do flotacji konwencjonalnej zostaje znacznie zmniejszona. Ponieważ większość zużycia energii i wody można przypisać niezbędnej ilości mielenia drobnego wymaganego do flotacji konwencjonalnej (co pokazuje wysokość słupków odpadów flotacyjnych), zużycie wody i energii na jednostkę produktu jest zmniejszone o ponad połowę, a okres eksploatacji zasobów zostaje przedłużony.Podsumowując, przez łączenie trzech procesów wzbogacania, z których każdy opiera się na innej postaci niejednorodności rudy, wynalazek powoduje większy odzysk składników użytecznych w złożu rudy poprzez obniżanie przetwórczej jakości pozabilansowej i umożliwia odrzucenie większej ilości skały płonnej w postaci suchej, i daje możliwość zwałki rudy niskiej jakości przed mieleniem drobnym na późniejszym etapie eksploatacji kopalni. To z kolei zmniejsza zużycie wody i energię do rozdrabniania oraz zmniejsza ilość wytwarzania odpadów flotacyjnych do niewielkiej części pierwotnej rudy. Powstające koszty operacyjne zostają zmniejszone, a produktywność kapitału obiektów przetwórczych jest znacznie większa.Zaletami sposobu według wynalazku są: minimalizacja wymogów w zakresie działań kontroli jakości w wyrobisku, umożliwiająca prostsze wydobycie, jakość rudy do zmielenia może zostać zwiększona o więcej niż 10%, a korzystniej o 20% i najkorzystniej o więcej niż 30%, końcowa opłacalna jakość bilansowa do wydobywania złoża rudy może być zmniejszona o więcej niż 10%, a korzystnie o więcej niż 20% i korzystniej o więcej niż 30%, łączna ilość drobnych odpadów flotacyjnych wytwarzanych z konwencjonalnego urobku surowego rudy może zostać zmniejszona do mniej niż 50% tych wynikających z konwencjonalnej technologii przetwarzania, a korzystnie mniej niż 40%, a nawet jeszcze korzystniej mniej niż 30%, łączna ilość energii wykorzystanej w rozdrabnianiu może zostać zmniejszona do mniej niż 50% tej wynikającej z konwencjonalnego przetwarzania, a korzystnie mniej niż 40%, a nawet jeszcze korzystniej mniej niż 30%, łączna ilość wody zużywanej w odpadach flotacyjnych może zostać zmniejszona do mniej niż 50% tych wynikających z konwencjonalnego przetwarzania, a korzystnie mniej niż 40%, a nawet jeszcze korzystniej mniej niż 30%.Zastrzeżenia patentowe1. Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej obejmujący etapy:a) skruszoną rudę o rozmiarze cząstek od 5 do 40 cm sortuje się zgrubnie i przesiewa na strumień przesortowanej/przesianej rudy grubej i strumień materiału płonnego rudy,b) poddaje się strumień przesortowanej/przesianej rudy grubej mieleniu w młynie, a następnie klasyfikuje się na frakcję grubą odpowiednią do flotacji grubej o rozmiarze od 100 μm do 1000 μm oraz na pierwszą frakcję drobną odpowiednią do flotacji konwencjonalnej o rozmiarze mniejszym niż 100 μm,c) poddaje się frakcję grubą, flotacji grubej z uzyskaniem skały płonnej i koncentratu pośredniego,d) poddaje się koncentrat pośredni mieleniu z uzyskaniem drugiej frakcji drobnej odpowiedniej do flotacji,e) poddaje się pierwszą frakcję drobną i drugą frakcję drobną flotacji konwencjonalnej z uzyskaniem koncentratu i odpadów flotacyjnych.
- 2. Sposób według zastrz. 1, w którym w etapie a) rudę kruszy się do rozmiaru odpowiedniego do umieszczenia jej na przenośniku, jako nadawy do etapu mielenia w etapie b).
- 3. Sposób według zastrz. 1, w którym sortowanie zgrubne w etapie a) przeprowadza się na sortowniku zgrubnym zawierającym przenośnik taśmowy z mechanizmem przekierowującym sterowanym przez czujnik ciągłej analizy, który to mechanizm przekierowuje strefy skał niskiej jakości, które nie spełniają wybranej jakości bilansowej (CoG), do strumienia materiałów płonnych.
- 4. Sposób według zastrz. 3, w którym czujnik ciągłej analizy zawiera czujnik szybkiego skanowania.
- 5. Sposób według zastrz. 4, w którym czujnikiem jest czujnik wykorzystujący rezonans magnetyczny lub aktywację neutronową, lub promienie rentgenowskie.
- 6. Sposób według zastrz. 3, w którym jakość bilansową (CoG) określa się na podstawie analizy geostatystycznej rdzenia wiertniczego ze źródła rudy.PL 241 640 B1
- 7. Sposób według zastrz. 1, w którym w etapie a) skruszoną rudę poddaje się przesiewaniu lub przesiewaniu a następnie sortowaniu zgrubnemu.
- 8. Sposób według zastrz. 1, w którym w etapie a) skruszoną rudę poddaje się sortowaniu zgrubnemu na strumień przesortowanej rudy grubej, który poddaje się mieleniu w etapie b), i na pierwszy strumień materiału płonnego rudy.
- 9. Sposób według zastrz. 8, w którym strumień przesortowanej rudy grubej przesiewa się na strumień przesianej rudy grubej, który poddaje się mieleniu w etapie b), i na drugi strumień materiału płonnego rudy.
- 10. Sposób według zastrz. 9, w którym strumień przesianej rudy grubej, stanowi 80-90% Wagowych strumienia rudy grubej z sortowania zgrubnego.
- 11. Sposób według zastrz. 9, w którym w etapie a) pierwszy strumień materiałów płonnych przesiewa się na trzeci strumień materiału płonnego rudy i frakcję o wyższej jakości, którą miele się w młynie w etapie b) razem ze strumieniem przesortowanej/przesianej rudy.
- 12. Sposób według zastrz. 11, w którym rozmiar otworów sitowych sita stosowanego do przesiewania pierwszego strumienia materiału płonnego rudy dobiera się tak, by odzyskać 15-25% wagowych strumienia.
- 13. Sposób według zastrz. 1, w którym w etapie b) rudę miele się i klasyfikuje do oddzieleni a rozmiaru mniejszego niż 1000 μm.
- 14. Sposób według zastrz. 1, w którym w etapie b) rudę poddaje się klasyfikacji na frakcję grubą odpowiednią do flotacji grubej o rozmiarze w zakresie 150 μm do 1000 μm, oraz na pierwszą frakcję drobną odpowiednią do flotacji konwencjonalnej o rozmiarze mniejszym niż 150 μm.
- 15. Sposób według zastrz. 14, w którym w etapie b) rudę poddaje się klasyfikacji na frakcję grubą odpowiednią do flotacji grubej o rozmiarze w zakresie 200 μm do 1000 μm, oraz na pierwszą frakcję drobną odpowiednią do flotacji konwencjonalnej o rozmiarze mniejszym niż 200 μm.
- 16. Sposób według zastrz. 1, w którym w etapie d) koncentrat pośredni miele się do rozmiaru mniejszego niż 150 μm do drugiej frakcji drobnej odpowiedniej do flotacji konwencjonalnej.
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US15/631,137 | 2017-06-23 | ||
US15/631,137 US9968945B1 (en) | 2017-06-23 | 2017-06-23 | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection |
PCT/IB2017/053963 WO2018234855A1 (en) | 2017-06-23 | 2017-06-30 | MAXIMIZING THE VALUE OF A SULFURED ORE RESOURCE BY SEQUENTIAL RELEASE OF WASTE |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
PL432372A1 PL432372A1 (pl) | 2021-06-28 |
PL241640B1 true PL241640B1 (pl) | 2022-11-14 |
Family
ID=61147164
Family Applications (2)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
PL432372A PL241640B1 (pl) | 2017-06-23 | 2017-06-30 | Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej |
PL432373A PL240894B1 (pl) | 2017-06-23 | 2018-05-15 | Sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej |
Family Applications After (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
PL432373A PL240894B1 (pl) | 2017-06-23 | 2018-05-15 | Sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej |
Country Status (17)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US9968945B1 (pl) |
CN (2) | CN111050918B (pl) |
AR (2) | AR108937A1 (pl) |
AU (3) | AU2017204490B1 (pl) |
BR (2) | BR112019027589B1 (pl) |
CA (2) | CA3067498C (pl) |
CL (2) | CL2017001741A1 (pl) |
EA (2) | EA202090080A1 (pl) |
EC (2) | ECSP20002591A (pl) |
FI (2) | FI128689B (pl) |
MX (2) | MX2019015631A (pl) |
NZ (1) | NZ760928A (pl) |
PE (2) | PE20190161A1 (pl) |
PH (2) | PH12019502826A1 (pl) |
PL (2) | PL241640B1 (pl) |
WO (2) | WO2018234855A1 (pl) |
ZA (2) | ZA202000046B (pl) |
Families Citing this family (23)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
BR112017026396B1 (pt) * | 2016-05-11 | 2022-10-18 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Processo integrado para recuperar metais de valor a partir de minério |
US11203044B2 (en) * | 2017-06-23 | 2021-12-21 | Anglo American Services (UK) Ltd. | Beneficiation of values from ores with a heap leach process |
CN108554646B (zh) * | 2018-06-07 | 2024-08-09 | 北矿机电科技有限责任公司 | 一种浮选机的差异化配置系统 |
US10799916B2 (en) * | 2018-11-26 | 2020-10-13 | CD Processing Ltd. | Systems and methods for sorting and collecting enhanced grade metal-bearing ores from metal bearing ores |
US12053803B2 (en) * | 2018-11-26 | 2024-08-06 | CD Processing, Ltd. | Systems and methods for sorting and collecting enhanced metal-bearing ores of a desired size from metal-bearing ores |
CA3074979A1 (en) | 2019-03-08 | 2020-09-08 | Anglo American Services (Uk) Ltd | Tailings deposition |
WO2021038449A2 (en) * | 2019-08-26 | 2021-03-04 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Sulphide concentrator plant |
BR112022010893A2 (pt) * | 2019-12-06 | 2022-08-16 | Canada Iron Ore Co | Sistema de classificação de partículas transportadas por fluido e método de uso |
AU2021203211C1 (en) * | 2020-05-22 | 2025-02-27 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Heap Leaching |
EP4171827A4 (en) * | 2020-06-30 | 2024-07-31 | Metso Finland Oy | FLOTATION ARRANGEMENT |
AU2021205046B2 (en) * | 2020-07-17 | 2022-09-01 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | An integrated heap leach process |
CN112275362A (zh) * | 2020-09-28 | 2021-01-29 | 郑州贝贝生物科技有限公司 | 一种用于多金属硫化矿的浮选分离回收选矿装置 |
CN112453014A (zh) * | 2020-10-15 | 2021-03-09 | 平和县鑫泰德远矿业有限公司 | 一种叶蜡石尾矿综合利用选矿方法 |
CN112619872B (zh) * | 2020-12-01 | 2022-11-22 | 江西都昌金鼎钨钼矿业有限公司 | 一种磨矿前的预先分级方案 |
CN112552060B (zh) * | 2020-12-18 | 2022-07-19 | 湖州屹鑫节能材料科技有限公司 | 一种高强度硅质中间包干式振动料,及其制备方法和设备 |
WO2022183256A1 (en) * | 2021-03-05 | 2022-09-09 | Newcrest Mining Limited | Recovering valuable material |
CN114397315B (zh) * | 2022-01-11 | 2024-05-03 | 中国矿业大学 | 一种研磨介质对煤炭破碎产物三维形貌特征影响的方法 |
WO2023212777A1 (en) * | 2022-05-06 | 2023-11-09 | Newcrest Mining Limited | Processing mined ore |
CN115228598B (zh) * | 2022-06-24 | 2024-08-02 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种斑岩型铜矿集约高效分选方法 |
CN115121365B (zh) * | 2022-07-01 | 2023-04-04 | 阿巴嘎旗金地矿业有限责任公司 | 智能钼矿分选预抛工艺 |
CN115213103A (zh) * | 2022-07-25 | 2022-10-21 | 北京首钢国际工程技术有限公司 | 一种回收窑渣铁粉的方法 |
CN115254398B (zh) * | 2022-09-01 | 2024-06-07 | 山东黄金矿业科技有限公司选冶实验室分公司 | 一种金矿预选抛废和减少过磨的方法 |
CN116099659B (zh) * | 2023-03-15 | 2025-03-04 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种低品位氧化铜矿的处理方法 |
Family Cites Families (28)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB378063A (en) * | 1931-04-27 | 1932-07-27 | Minerals Separation Ltd | Improvements in or relating to the concentration of minerals by flotation |
BR7602976A (pt) * | 1975-05-16 | 1977-05-31 | Mogensen Frederik Kb & Co | Processo para concentracao e separacao simultanea,segundo o tamanho das particulas,de um conjunto de particulas heterogeneas em diferentes grupos |
JPS63111134A (ja) * | 1986-10-30 | 1988-05-16 | Kantaro Yamamoto | 硫化鉱物及びテルル化金銀鉱から金を採取する方法 |
US5078860A (en) * | 1991-02-06 | 1992-01-07 | The Doe Run Company | Sequential and selective flotation of sulfide ores containing copper and molybdenum |
US5171428A (en) * | 1991-11-27 | 1992-12-15 | Beattie Morris J V | Flotation separation of arsenopyrite from pyrite |
AU681225B2 (en) * | 1993-12-03 | 1997-08-21 | Geobiotics, Inc. | Biooxidation of refractory sulfide ores |
US5431717A (en) * | 1993-12-03 | 1995-07-11 | Geobiotics, Inc. | Method for rendering refractory sulfide ores more susceptible to biooxidation |
WO1996038381A1 (en) * | 1995-06-02 | 1996-12-05 | Geobiotics, Inc. | Method of biotreatment for solid materials in a nonstirred surface bioreactor |
ES2195558T3 (es) * | 1998-04-22 | 2003-12-01 | Anglo American Res Lab Pty Ltd | Procedimiento de fragmentacion de mineeral por tecnica de compresion de un lecho, a baja presion, e instalacion destinada a este efecto. |
US6319389B1 (en) * | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
CA2478516C (en) * | 2003-09-30 | 2007-12-11 | Jaguar Nickel Inc. | A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores |
PL387869A1 (pl) * | 2006-10-16 | 2009-12-07 | Technological Resources Pty. Limited | Sposób sortowania materiału kopalnego |
US8753593B2 (en) * | 2008-01-09 | 2014-06-17 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd. | Processing nickel bearing sulphides |
CN102166542B (zh) * | 2010-12-15 | 2013-02-20 | 四川龙蟒矿冶有限责任公司 | 一种综合利用钒钛磁铁矿低品位贫矿和表外矿的选矿方法 |
CN102212684B (zh) * | 2011-06-08 | 2013-06-12 | 广西银亿科技矿冶有限公司 | 一种过渡层红土镍矿湿法浸出的方法 |
CN102302969A (zh) * | 2011-09-29 | 2012-01-04 | 江西理工大学 | 阶段解离-分步选别浮选新工艺 |
PE20160734A1 (es) | 2013-10-23 | 2016-07-23 | Bhp Chile Inc | Lixiviacion en pilas de cobre |
CN103521356B (zh) * | 2013-10-25 | 2016-09-21 | 北京矿冶研究总院 | 分段分速分流浮选工艺方法 |
KR20170035898A (ko) * | 2014-06-17 | 2017-03-31 | 사만코 망가니즈 (프로프라이어터리) 리미티드 | 망간 광석 가공 공정 |
PE20161473A1 (es) * | 2015-04-22 | 2017-01-12 | Anglo American Services Uk Ltd | Proceso para la recuperacion de metales de valor de una mena |
CN105154671B (zh) * | 2015-07-23 | 2018-03-16 | 中南大学 | 细小颗粒工业固体废物的筑堆工艺及其应用 |
AU2016204951A1 (en) * | 2015-07-29 | 2017-02-16 | Poseidon Nickel Limited | Method of Co-processing Nickel Sulphide Ores |
CN105177286A (zh) * | 2015-09-15 | 2015-12-23 | 怀宁县江镇代家凹铜矿有限公司 | 一种铜矿提纯工艺 |
CN105233949B (zh) * | 2015-10-23 | 2018-03-06 | 首钢总公司 | 一种含硫磁铁矿的选矿方法 |
CN105435952A (zh) * | 2015-11-09 | 2016-03-30 | 湖南有色金属研究院 | 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法 |
CN105755295B (zh) * | 2016-03-07 | 2017-10-17 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 从低品位次生硫化铜矿中回收铜的方法 |
BR112017026396B1 (pt) * | 2016-05-11 | 2022-10-18 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Processo integrado para recuperar metais de valor a partir de minério |
CN205988804U (zh) * | 2016-08-24 | 2017-03-01 | 孙召华 | 降低铁精矿中硫含量并分选钴精矿的选矿系统 |
-
2017
- 2017-06-23 US US15/631,137 patent/US9968945B1/en active Active
- 2017-06-30 AU AU2017204490A patent/AU2017204490B1/en active Active
- 2017-06-30 MX MX2019015631A patent/MX2019015631A/es unknown
- 2017-06-30 CN CN201780092432.1A patent/CN111050918B/zh active Active
- 2017-06-30 WO PCT/IB2017/053963 patent/WO2018234855A1/en active Application Filing
- 2017-06-30 BR BR112019027589-4A patent/BR112019027589B1/pt active IP Right Grant
- 2017-06-30 CA CA3067498A patent/CA3067498C/en active Active
- 2017-06-30 FI FI20205050A patent/FI128689B/en active IP Right Grant
- 2017-06-30 CL CL2017001741A patent/CL2017001741A1/es unknown
- 2017-06-30 AR ARP170101829A patent/AR108937A1/es active IP Right Grant
- 2017-06-30 EA EA202090080A patent/EA202090080A1/ru unknown
- 2017-06-30 PL PL432372A patent/PL241640B1/pl unknown
- 2017-07-03 PE PE2017001182A patent/PE20190161A1/es unknown
-
2018
- 2018-05-15 CA CA3067503A patent/CA3067503C/en active Active
- 2018-05-15 MX MX2019015466A patent/MX2019015466A/es unknown
- 2018-05-15 WO PCT/IB2018/053394 patent/WO2018234880A1/en active Application Filing
- 2018-05-15 BR BR112019027331-0A patent/BR112019027331A2/pt not_active Application Discontinuation
- 2018-05-15 FI FI20205051A patent/FI129835B/en active IP Right Grant
- 2018-05-15 CN CN201880041938.4A patent/CN111094601B/zh active Active
- 2018-05-15 PL PL432373A patent/PL240894B1/pl unknown
- 2018-05-15 AR ARP180101277A patent/AR111867A1/es active IP Right Grant
- 2018-05-15 CL CL2018001306A patent/CL2018001306A1/es unknown
- 2018-05-15 NZ NZ760928A patent/NZ760928A/en unknown
- 2018-05-15 EA EA202090081A patent/EA202090081A1/ru unknown
- 2018-05-15 PE PE2018000979A patent/PE20190237A1/es unknown
- 2018-05-15 AU AU2018203387A patent/AU2018203387B2/en active Active
-
2019
- 2019-12-13 PH PH12019502826A patent/PH12019502826A1/en unknown
- 2019-12-13 PH PH12019502827A patent/PH12019502827A1/en unknown
-
2020
- 2020-01-03 ZA ZA2020/00046A patent/ZA202000046B/en unknown
- 2020-01-03 ZA ZA2020/00045A patent/ZA202000045B/en unknown
- 2020-01-14 EC ECSENADI20202591A patent/ECSP20002591A/es unknown
- 2020-01-16 EC ECSENADI20203448A patent/ECSP20003448A/es unknown
- 2020-03-12 AU AU2020201838A patent/AU2020201838A1/en not_active Abandoned
Also Published As
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
PL241640B1 (pl) | Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy siarczkowej | |
AU2016200542B2 (en) | Process for recovering value metals from ore | |
CN109311027B (zh) | 减少矿物浮选中尾矿存储坝的需求 | |
Legault-Seguin et al. | Dense Medium Separation—An Effective and Robust Preconcentration Technology | |
Duffy et al. | Resource efficient mining processes of tomorrow | |
EA040311B1 (ru) | Максимизация добычи ценных компонентов из месторождения сульфидной руды путем последовательного отбрасывания отходов | |
OA20022A (en) | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection. | |
NZ761110A (en) | Spike resistant package and article | |
Bustillo Revuelta et al. | Mineral Processing | |
EA042426B1 (ru) | Извлечение ценных компонентов руд с использованием процесса выщелачивания отвалов | |
NZ761110B2 (en) | Liquid aeration | |
CN112916197A (zh) | 矿石加工前的预处理方法 | |
Izerdem et al. | ALTIN VE KİL İÇEREN SÜLFÜRLÜ MİNERALLER İÇİN AKIM ŞEMASI GELİŞTİRME ÇALIŞMALARI | |
Gray et al. | Commissioning and operating experience with Gekko’s gold ore treatment plants | |
Walsh et al. | Gravity recoverable gold from− 13 mm crushed ore, Ester Dome, Alaska | |
Froehling et al. | Reduction of Free Gold Losses in the Cleaner Circuit with the Installation of a Gravity Circuit at the Kemess Mine | |
Dominy et al. | Development of underground gold processing plants | |
OA19687A (en) | Beneficiation of values from ores with a heap leach process. | |
Walker | The benefits of using gravity | |
Turner | The development of methods of treating tin ores in Cornwall | |
Gray et al. | Inline pressure jig pre-concentration plant at the pirquitas mine | |
OA19635A (en) | Process for recovering value metals from ore. | |
UA93975U (uk) | Модульний гірничо-збагачувальний комплекс |