CN111050918A - 通过连续排废最大化硫化矿石资源的价值 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种从硫化矿石中回收有价金属的综合工艺，包括批量分选16和筛分24/28碎矿石的步骤。将分选/筛分的粗矿石流研磨并分类20，以提供适合于粗浮选的粗组分34和适合于浮选的第一细组分38。使适合于粗浮选的粗组分经历粗浮选36，从而获得脉石42和中间精矿46。将中间精矿进行研磨48以提供适合于常规浮选的第二细组分。使第一细组分和第二细组分进行常规浮选40以提供精矿和尾矿。该工艺利用了硫化矿体的天然异质性，并采用了新颖的多级配置的批量分选、筛分和粗浮选选矿技术，可以在精磨之前最大量地排除废脉石。

Description

通过连续排废最大化硫化矿石资源的价值

背景技术

商业上通过精细研磨和浮选回收包含金属(如铜、金、铂族金属、镍、铅和锌)的硫化矿石，以把有价值的成分集中起来并丢弃脉石。

常规工艺包括品位控制钻探以圈定矿石，爆破必要的废料(低于经济截止品位(CoG))和矿石，装载卡车以拖运矿石进行初级破碎并将废料拖运至处置区域。破碎后的矿石被输送到碾磨过程，通常使用半自动研磨(SAG)或高压研磨辊(HPGR)；然后进行球磨，以在75-200微米的p80处完全释放有价值的颗粒。然后使用浮选工艺分离矿石，以产生可销售的精矿和尾矿。浮选产生的尾矿被泵送到尾矿存储设施(TSF)中并永久存储。

由于常规工艺链要求将所有矿石细磨，因此消耗大量能量(通常为20kwh/吨矿石)和水(每吨矿石0.5-1.0吨水)。这些水大部分流失在细尾矿中，在那里与常规浮选工艺产生的极细残留物紧密混合并保留下来。

一些地方缺乏可用的水，这就产生了不同的节水方法。一些矿井在邻近的海岸上安装了淡化厂，并将淡化水泵送到处理设施。另一些则安装了大型压滤机，以从尾矿中榨出尽可能多的水。然而，这些解决方案的资本和运营成本都非常高。精细研磨的高成本和高耗水量也意味着地下资源的回收效率仅限于处理经济的那些。

在矿井寿命中的任何特定时间，将矿石的CoG设置为最大化进料级，以及来自可用的处理能力进行生产。此CoG可能会受到可用水、尾矿容量或安装处理能力的各种限制。无论哪种限制条件适用，经济上有吸引力的矿石往往被丢弃在废料堆中，原因很简单，因为当时有更高等级的材料可用。即使引入了低品位库存来管理高于经济处理品位但低于当前CoG的材料，但在矿井寿命后期储存和回收这种具有微弱吸引力的材料的材料处理成本也意味着一小部分经济资源将流失到废石堆中。

如果能在细磨前对原矿石进行选矿，以排除低于经济截止品位的废料，具有高回收价值、较高提质率，操作成本相对较低，可降低单位成本和耗水量。进料加工的相应品位将提高。而且，限制可用处理能力所要求的任何库存品位都将更高，从而在最终回收时提高了利润。

认识到与去除低于CoG且优选低于经济处理品位的一部分矿石有关的价值，已经提出了各种选矿技术。对于硫化物，这些通常基于重力技术，例如重介质选矿、螺旋等，以及岩石分选方法。但是对于大多数硫化矿石，这些选矿技术要么无法实现提质率/回收率，要么实施有成本障碍。

如果将选矿参数设置为排除足够的矿石(即达到较高的提质率)以经济地保证选矿过程的成本，则价值损失会过大。这意味着每吨产品的采矿成本增加，而总资源的有效利用减少。

因此，尽管破碎成本和耗水量明显很高，但是常规上将原矿(RoM)矿石磨成非常细的尺寸，以实现有价值的成分完全释放，然后进行浮选。

最近，Eriez Manufacturing Co.的全资子公司Eriez Flotation Division(EFD)提出了能够使用基于化学的粗浮选工艺来选矿硫化物，其使用适合用途的浮选池。利用这种粗浮选技术，人们认识到了干堆砂渣的能力，因此开辟了另一种减少水和能源的潜在选矿技术(WO2016/170437)。作为一种一次性的水回收工艺，它非常有用，但由于粗浮选的粒度与回收限制，以及水力旋流器的粒度分离精度，只有30％-50％的矿石最终变成了沙子。因此，耗水量和尾矿体积通常仅减少25％-40％。

在用于硫化矿石的第二种选矿技术中，人们已经认识到沿矿化晶界的差异性裂缝导致大多数硫化物集中在较细的尺寸范围内。差异性裂缝使筛分能够排除通常包含最低等级品位的最粗糙的岩石。这项技术于20世纪80年代末首次在Bougainville引入(Australasian Institute of Mining and Metallurgy,Papua New Guinea MineralDevelopment Symposium,,27-28June 1986,Madang,The Application orPreconcentration by Screening at Bougainville Copper Limited,Burns RS andGrimes AWBougainville Copper Limited的Burns RS和Grimes AW于1986年6月27日-28日的Madang，在Australasian institute of Mining and Metallurgy以及Papua NewGuinea Mineral Development Symposium上发表的The Application orPreconcentration by Screening，其内容通过引用的方式并入本文)。选矿技术正由根据CRC矿石Ore的商标为“Grade Engineering”(商标)的许多公司通过大量作业积极地重新检查。CRC ORE是由澳大利亚联邦政府和全球矿产行业资助的非营利组织，网址为http：// www.crcore.ora.au/main/index.php/solutions/grade-engineering。

最后，还提出了使用批量分选的选矿方法。传感器的发展可以充分确定高速输送带或铲车上的平均品位，从而可以识别碎石流并将其转移到矿石或废料中。参考：Valery等人，World Mining Congress 2016，Minesense，http://www.minesense.com/products：ShovelSense^TM的铲车产品是一种用于地表或地下应用的实时矿物遥测和决策支持系统，它是一种改装套件，安装在地面用铲车的铲斗中，或地下机器例如铲运机或LHD的铲子中。ShovelSense^TM平台用于：

在将物料铲入铲斗时测量矿石质量；

向品位控制/矿石路由系统报告矿石质量和类型；

用于矿石/废料分配决策的实时在线决策支持。

批量分选利用矿体的天然异质性，将通常混入均质原矿石中的高品位和低品位材料区域分开。批量分选的缺点是，它只能在检测时排除那些低品位的区域，因此要保持可接受的提质率，必须在矿石显著均化之前进行安装。

尽管这三种最近且相当独特的选矿技术是相对众所周知的，但尚未发现任何一种在采矿业中广泛使用。这可能至少部分归因于相同的提质比率、回收和成本原因，这些原因阻碍了基于重力的传统选矿的实施。

总之，采矿业是资本密集型的，是水和能源的巨大消耗者，而且只能部分地恢复被开采的土地所包含的价值。尽管已知可以解决这些问题的选矿技术，但它们被孤立地考虑以单独解决每个制约因素，并且大多被认为是不经济的。

发明内容

根据本发明，提供了一种用于从硫化矿石中回收有价金属的综合方法，包括以下步骤：

a)获得破碎的矿石；

b)批量分选和筛分破碎的矿石，以提供分选/筛分的粗矿石流和废矿石流；

c)使分选/筛分的粗矿石流在磨机中研磨，然后分级以提供适合于粗浮选的粗组分和适合常规浮选的第一细组分；

d)使适合于粗浮选的粗组分进行粗浮选，从而得到脉石和中间精矿；

e)对中间精矿进行研磨以提供适合于常规浮选的第二细组分；

f)对第一细组分和第二细组分进行常规浮选以提供精矿和尾矿。

优选地，破碎的矿石的掺混是受限制的，限于例如卡车负载或铲车负载，以便在步骤b)之前限制矿石的均质化。

在步骤a)中，优选将矿石破碎成适合在输送机上呈现的尺寸，作为后续研磨阶段的进料，并且通常在5-40cm的范围内。

步骤b)中的批量分选可以在批量分选机上进行，该批量分选机包括具有由连续分析传感器控制的具有分流器机构的传送带，其中，该分流器机构将不满足选定截止品位(CoG)的低品位岩石区分送到废料流。连续分析传感器优选地包括快速扫描传感器，优选地是磁共振或中子活化或X射线传感器。

在步骤b)中，可以对破碎的矿石进行批量分选然后进行筛分，或进行筛分然后进行批量分选。

优选地，在步骤b)中，将破碎的矿石进行批量分选以提供在步骤c)中进行研磨的分选的粗矿石流，以及第一废矿石流。

有利地，对分选的粗矿石流进行筛分以提供在步骤c)中进行研磨的筛分的粗矿石流，以及第二废矿石流。

通常，选择用于筛分粗矿石流的筛网的筛孔的尺寸，以提供筛分的粗矿石流，其重量约为批量分选的粗矿石流的80-90％。

优选地，在步骤b)中，对第一废料流进行筛分以提供第三废矿石流和更高品位部分，该更高品位部分在步骤c)中与已分选/筛分的矿石流一起被送入研磨机中进行研磨。

通常，选择用于筛分第一废矿石流的筛网的筛孔的尺寸以从所述流的15-25wt％中回收。

在步骤c)中，优选将矿石用分级电路在封闭回路中进行研磨，以允许筛出已经降低到粗浮选和常规浮选的适当粒度范围的材料。

在步骤c)中，优选对矿石进行分级，以提供适合于粗粒浮选的粗组分，其粒度为100μm-1000μm，优选为150μm-800μm，最优选为200μm-600μm，以及适合于常规浮选的第一细组分，其粒度小于100μm，通常小于150μm，优选小于200μm。

在步骤e)中，优选将中间精矿研磨至小于150μm的粒度，以提供适合于常规浮选的第二细组分。

优选地，确定矿石的天然品位回收曲线，并布置和控制以下每个选矿步骤：

i)批量分选；

ii)筛分；

iii)粗浮选；

以永久地排除品位小于经济截止品位的最大量废料。

可以进一步布置和控制选矿步骤：

i)批量分选；

ii)筛分；

iii)粗浮选；

以分离出适合于储存或堆浸的低品位矿石，并因此产生高品位进料以满足可用的破碎和常规浮选能力。

对于特定采矿资产的限制条件，通过最终排除至少低于经济截止品位(CoG)的最大量的废料进行再处理，进一步为每个选矿步骤选择设计和设定点，以便：

·在水或尾矿存储能力的限制下优化整个采矿和加工资产系统的生产；和/或

·优化新建或扩建矿井中生产性资产和基础设施的资本成本；和/或

·优化从矿体中回收矿物价值；和/或

·优化每吨产品的总体运营成本。

优选地，在批量分选之前将均质化最小化，以最大程度地去除脉石。

筛分可专门用于从批量分选的废料流中清除更高品位的细料。

筛分也可以专门用于从批量分选的矿石产品流中清除更低品位的粗料。

附图说明

图1是根据本发明的一个实施方式的选矿工艺的流程图；

图2是示出了对典型的铜斑岩矿进行批量分选的品位吨位曲线图；

图3是通过筛分不同比例的典型铜斑岩矿可实现的提质图；

图4是用于本发明的一个实施方式的典型工艺设计的决策树；以及

图5是示出了与常规的破碎、研磨和浮选工艺相比，本发明的工艺对功耗、耗水量和尾矿产生的潜在影响的图。

具体实施方式

本发明涉及一种方法，其利用硫化物矿体的天然异质性，并以新颖的多级构型利用选矿技术以在精细破碎之前排除最大量的废脉石。这种被排除的脉石通常低于经济再处理品位(即废料)，但也可以堆浸进料的形式存在；或以低品位库存的形式在矿井寿命后期进行处理(品位分析)。

收益的确切数量将取决于特定矿体的品位回收特征。但是，组合使用这些技术，在相同的采矿截止品位(CoG)下，水和破碎能耗通常减少50-80％。可选择地，可以降低采矿截止品位，延长矿井的寿命，在总体水和能源消耗方面实现仅稍低的减少。本发明还能够显著降低生产、资本和运营的单位成本，并且在适当情况下提出生产概况以提高投资资本回报率。

图1示出了本发明的一个实施方式的简化方框流程图。矿体被开采12并进给到一级破碎机14中，在那里对其进行批量分选16以提供用于研磨和分类20的分选粗矿石流18，以及分选的废料流22。筛网24从分选的废料流22中回收高品位的更细组分26，这又与高品位流重新结合以进行破碎和分类20。如果来自批量分选16的分选粗矿石流18是足够低的品位，它可以进行类似地筛分28以将最粗的材料30排除到废料或低品位料堆32。分类将部分研磨后的矿石分成适用于粗浮选36的粗产品流34和适用于直接进行浮选40的细产品流38。然后，粗浮选过程36进一步将脉石42排除到砂料堆44，中间精矿46被重新研磨48以进行常规浮选40。精矿50和尾矿52从常规浮选40获得。

因此，低品位材料32和44从分选机/筛分组合16/24/28以及粗浮选36中被排除，因此仅需对一部分原始矿石进行细磨，以达到生产可销售精矿所需的完全释放。

矿石矿物学和/或矿井设计的可变性质，意味着每个矿井的价值的特点不同。例如，在有些矿井中，有可能颠倒筛分和批量分选，同时仍保留天然矿石的非均质性。在该变型中，来自筛分的细料将继续研磨，粗组分将被批量分选以排除废料。系统设计应使得分选过程中的均质化最小化。

对于具有一种或两种选矿技术的特别有吸引力的品位恢复曲线的某些矿井，在经济上更合适的是仅利用作为本发明主题的多级新型加工链的某些组成部分。

如果保留了矿体的自然空间异质性，则用于批量分选的品位恢复曲线非常适合于废料去除。筛分非常适合从低品位流中清除价值(细粒)，但只有在偶尔的矿体中，选择性断裂才能实现高回收率并立即排除废料。即使经过部分破碎，粗浮选仍适用于高回收率的废料排除。

第一部分-批量分选

在本发明的最常见配置中，第一部分选矿步骤是批量分选。经爆破破碎的矿石将通过卡车或输送机运输到主破碎机，再通过输送机进行研磨。在主破碎机之前或之后的输送机上，使用例如磁共振技术来分析矿石(或有害污染物)的品位，例如CSIRO与CRCOre合作开发的一种黄铜矿以外的种类的输送机载MR分析仪，这将使输送机载MR技术获得TRL 4，以检测选定的非黄铜矿矿物目标http://www.crcore.orq.au/main/images/snapshot/ proiects/CRC-ORE-Snapshot-Research-1.003-Bulk-sensing-with-magnetic- resonance.pdf；或中子活化，例如可从SODERN获得的交叉带分析仪，其使用利用具有稳定排放的电中子源的CNA(受控中子分析仪)http://www.sodern.com/sites/en/ref/Cross- belt-Analyser 71.html，可以决定将岩石流转移到矿石还是废料。NA是用于确定大量材料中元素浓度的核工艺。CNA可以不考虑样品的化学形式而对元素进行离散采样，仅关注其原子核。

通过使得在材料处理中可能存在的均质化最小化，矿石的高品位和低品位区域几乎保持完整。批量分选的这一分析点可能在初次破碎之前或之后，取决于爆破中破碎的性质。但是批量分选必须在混合和再循环负荷消除了异质性的SAG或球磨之前。还应避免在矿井和批量分选机之间的任何中间堆料。

当装载在输送带上时，这些高品位和低品位岩石区域转化为相应的长度。沿装载的输送带长度的部分区段低于经济加工的截止品位，而其他区段则由高品位区域组成。基于连续的传感器分析，使用分流器机制将那些不符合所需CoG的低品位长度的岩石转移到单独的废料流中。

用于批量分选的典型品位吨位曲线将非常取决于矿体的非均质性。通过保留这种自然的区域性非均质性并使用快速扫描传感器，有效的分选批量大大地小于常规矿井内品位控制中使用的典型20-25m网格。(在常规品位控制中，该网格中的所有物质均被平均化并声明为矿石或废料)。因此，与常规的品位控制相比，批量分选过程在废料和矿石之间的区分更加准确。

通过钻芯的地质统计分析，可以估算出低于截止品位并因此可以从常规矿石中排除的岩石的数量。假设岩石在运送到输送机的300吨卡车的粒度下均质化，则图2所示的品位吨位曲线表明，在智利的一个典型铜矿体中，多达25％的原矿石作为废料被排除。

来自南非的更易修正的Platreef pgm矿石可以在低于加工CoG的情况下产生高达40％的废料排除。同样，来自秘鲁的相当均匀的斑岩铜RoM可以在低于0.25％CoG的情况下产生高达20％的废料。

可选地，可以配置该过程，可以配置为使得可以使用第二分流器系统进一步分选来自第一分流器的一个流。该技术可用于产生三个级组分(用于立即处理的高等级料品位流；要储存或堆浸的低等级品位矿石流；以及废料流)。该等级品位分析技术非常理想地适合采矿成本相对于加工成本不高的矿体适度，并且矿体足够大，可以保证在以后的某个时间较低等级分品位组分的回采。如果水受到严格限制，则可以在可用水的限制下，在早期实现高产量(等级品位分析)。

使批量分选传感器和分流器之前发生的混合水平最小化对于使低品位矿石的排除最大化是很重要的。可以分析和转移的部分混合的批量(例如卡车装载)小于常规品位控制钻孔的间距所能达到的。由于天然矿体的非均质性，常规RoM进料中有很大一部分低于矿CoG，因此可以转移到废料中或分配到低品位料堆。

早期排除本来将作为矿石处理的废料流对资源利用和成本都有影响。废料不再被研磨(节约能源)，而是干燥储存(节约用水)。批量感测的分离效率优于品位控制钻孔和选择性装载，因此品位控制活动可局限于圈定的最终矿坑外形上，节省了进一步的成本并简化了采矿活动。废料的清除意味着降低了加工的单位成本，因此可以将较低的CoG用于该最终的矿坑外形。因此，可以提高资源禀赋的整体利用。

第二部分-筛分

在构成本发明的多个选矿步骤的第二部分中，对来自批量分选的废料流和/或矿石流进行筛分。硫化矿在爆破和破碎过程中沿矿化晶界选择性断裂。因此，在任何矿石区域中，岩石的最细组分都属于较高品位。

如果矿石表现出显着的选择性，则对来自批量分选的废料流进行筛分，以进一步分离出较高品位、更细的组分。这些较小的岩石包含在矿石流中。图3中显示了一个合理选择的智利铜矿的一个这样的例子，其中最细的10％-20％的矿石通常是其余80％-90％的矿石的品位的两倍左右。因此，使用筛分过程从批量分选的排除流中清除那些比加工截止品位更高的细料。这样，废料丢弃流的品位进一步降低，从而提高了整体资源回收。根据任何矿石的特定品位回收曲线，可以选择每个选矿工艺的设定点，以通过整体批量分选/筛分系统来优化废料排除。

取决于特定矿石的断裂选择性，该筛分通常将需要筛孔来回收约15-25wt％的低品位流。粗组分会被浪费掉。

来自初级破碎的高等级品位矿石流还包含各种大小岩石的混合物。由于爆破过程中发生的选择性断裂以及在批量分选之前进行的任何破碎，因此最高等级品位集中在较细级分的岩石的较细组分中。通过筛分除去较低等级品位的最粗岩石可导致进料进一步升级提质为破碎。虽然废料排除流中的此类粗料低于经济加工品位等级可能不常见，但该级组分可能非常适合堆浸或低等级品位堆料。

如果可筛分最粗糙的岩石，则高品位细料流通常占批量分选总进料的约80-90％。但是，对于那些未表现出选择性断裂的矿石，这种高品位筛分将不会产生足够的品位差异，以保证低品位的粗料被排除，因此将不会简单地实施对批量分选后的矿石的筛分。

批量分选和高低品位流的筛分的组合系统对于每个待处理的矿石以及每个矿井的经济动因将具有不同的最佳设定点。对于本领域技术人员显而易见的是，可以容易地优化系统的设定点以产生用于破碎的最大品位，同时排除处于或低于加工的经济截止品位的最大量岩石。

第三部分-粗浮选

多级选矿的第三阶段是粗浮选。该过程利用了沙粒级(小于1mm)的非均质性，进行了化学辅助的重力分离。对部分磨碎的矿石进行分级，以产生砂组分，使用适合用途的浮选机(例如Eriez^TM Hydrofloat)对其进行选矿。Eriez Hydrofloat^TM采用流态化水进行基于流态化和浮选的组合的浓缩过程，流态化水中充满了微气泡。对于要浮选的特定矿物，使用合适的活化剂和捕收剂浓度和停留时间进行浮选。在这样的大小下，矿石被充分研磨以释放出大部分的脉石，并暴露出(但不一定完全释放)有价值的矿物颗粒。部分暴露的矿化的粗浮选回收率很高，残留的脉石形成沙子，无法保证进一步破碎和常规浮选。可以将粗浮选产生的废砂堆积并排干以回收水。

用于选择用于粗浮选的合适尺寸的进料的系统利用诸如旋风分离器或水力分级器的分级装置来剥落适合常规浮选的那部分流。在该第三选矿部分的典型构造中，将粒度小于粗浮选粒度上限的材料从球磨机的循环负荷中分离出来。然后可以对该流进行进一步分级，以将已被磨碎到低于粗浮选下限的材料分离，并将这种较细组分直接送至常规浮选。这样就产生了一个粒度的粗浮选的进料，其中其残渣是“自由排出”的。

在正常配置中，粗浮选的粒度范围将以最大粒度为界，其中，有价矿物要充分暴露以浮选，并具有足够的回收率，例如产生适合丢弃的砂渣。最小粒度由粗粒浮选机可有效运行以产生用于处理的自由排放的沙子的粒度决定。取决于矿物学，矿石的断裂特性以及分级回路的设计；这个较低的粒度范围通常约为100-200μm，较高的粒度通常在350-600μm之间。取决于粗浮选的粒度范围和分级效率，粗浮选的剥落捕获量为总进料破碎量的40-60％，剩余部分报告为常规浮选。

在常规的泡沫浮选工艺中，粒度通常小于0.1mm(100μm)。矿石颗粒与水混合形成浆液，所需的矿物通过添加表面活性剂或捕收剂化学品而变得疏水。具体的化学物质取决于要回收的矿物的性质。然后将这种疏水性颗粒和亲水性颗粒的浆液引入到称为浮选池的槽中，对这些槽充气产生气泡。疏水性颗粒附着在气泡上，气泡上升到表面，形成泡沫。从池中除去泡沫，产生目标矿物的浓缩物。可以将起沫剂(称为起泡剂)引入浆液中，以促进在浮选池顶部形成稳定的泡沫。不浮入泡沫中的矿物称为浮选尾矿。这些尾矿也可以进行进一步的浮选，以回收第一次未浮出的有价值的颗粒。这称为清除。

对于常规浮选而言，该分级中的筛下料是理想的粒度，因为它不会因大多数常规浮选所表现出的约200μm以上颗粒的低回收率而受到严重影响。

从球磨机循环负荷的初始分级(高于选择用于粗浮选的上限)中获得的筛上料被回收用于进一步破碎。由于剥落的粒度范围扩大，破碎能量显著降低。

粗浮选产生的砂渣具有低的暴露硫化物含量。它占去剥落粗浮选进料的70-80％。它具有足够高的水力传导性，可以水力堆叠和排水以回收水。

通过粗浮选产生的中间精矿是粗浮选进料的剩余20-30％。这要求在常规浮选之前，在常规浮选的较粗部分以及球磨机分级的细组分中进行再磨以完全释放矿物，或者送往常规清洁池。

在粗浮选的一种变型中，粗浮选的进料的粒度部分可以在上端加宽至例如0.8-1.5mm。当通过精细研磨、常规浮选或尾矿存储过程(包括矿井的总可用水)限制了整个矿井的产量时，通常利用本发明的这种变型。在该变型中，较大比例的球磨机再循环负荷被剥落和选矿，尽管粗浮选残渣的粗组分不会是可直接丢弃的品位。一些但不是大多数最粗的进料具有暴露的硫化物表面，该表面会浮选。因此，尽管不足以证明立即分配为废料是合理的，但粗组分被部分剥夺了其价值。因此，将粗浮选的总残留物进一步分级，以分离出部分裸露的粗砂，该粗砂要高于通常选择的上限，以实现粗浮选的最佳回收率。然后可以将这种部分剥落的粗料干燥堆叠，以便在矿井寿命的后期进行处理。在该变型中，球磨机的处理能力进一步提高，相应的品位分析可在矿井寿命的早期实现常规浮选的更高的产量。

选矿系统的集成

通过配置批量分选和筛分以及粗浮选，高和低品位矿区的优势以及在破碎过程中矿物价值的差异变化以及脉石的选择性释放和分离具有协同作用。批量分选利用矿区层的自然异质性。筛分捕获各个岩石层的自然异质性。粗浮选捕获砂层的异质性。后续步骤也是补偿性的，因为可能存在第二个适度成本的支撑，以避免永久性处置可能在先前的选矿步骤中进入错误流的价值，并排除已误入价值流的脉石。

虽然可以各种方式配置多级选矿过程，但是长寿命矿井的最经济的决定通常是使现有资产的产量最大化。图4中针对这种情况说明的决策树是可以应用的设计原理以及选择设置点的相关理由的一个例子。

在图4中，附图标记指示：60矿井，62是否在加工CoG以上的矿石？，64否，66是，68废料，70批量分选以排除废料，72筛分以清除值，74选择设定点(批量传感器设置和筛孔尺寸)以在低于经济CoG的品位上最大化废料排除，76可用吨数>处理能力？，78是，80否，82第二阶段批量分选(和/或筛分)，84分级和CPF，86常规浮选，88低品位堆料，90产量是否受到进一步限制，例如水/尾矿？,92是，94否，96分级以恢复筛上料，98为分级粒度选择设定点，以使常规浮选的品位和吨位最大化，同时保持高的总体加工回收率。

每个矿体的选矿步骤及其设定点的确切分布以及每个优化的业务案例将有所不同。作为示例，图5示出了本发明的替代配置中的对功耗、耗水量和尾矿产生的潜在影响，该替代配置旨在增加矿井寿命，同时继续节约水和能源并提高产量。通过本发明，一部分传统矿井本应被永久丢弃的坑内和扩大矿坑中的矿物废料，现在转化为矿石(即高于经济CoG)。对膨胀后的矿石来源进行分选和筛分，以排除作为废料的大部分矿石(“坑内废石”位于经济加工CoG以下)。CPF排除了作为干燥堆积沙子的更多废料，因此大大减少了常规浮选过程中进行细破碎的矿石的数量。由于大多数能源和水的消耗归因于常规浮选所需的细磨量(如尾矿棒的高度所示)，因此单位产品的水和能源消耗减少了一半以上，并且延长了资源的寿命。

总之，通过结合三个选矿过程，每个过程都依赖于不同形式的矿石异质性；本发明通过降低加工截止品位而实现了矿体中更大的价值回收，并使更多的脉石以干燥形式被丢弃，并且可以将低品位矿石在矿井寿命后期的细磨之前储存起来。这反过来减少了耗水量和破碎的能量，并将尾矿的产生量减少到原始矿石的适度比例。由此降低了运行成本，并且大大提高了处理设备的资本生产率。

本发明方法的优点是：

·将对矿坑中品位控制活动的要求最小化，从而使采矿变得更简单。

·可将要研磨的矿石的品位提高超过10％，更优选地提高超过20％，最优选地提高超过30％。

·矿体开采的最终经济截止品位可能降低10％以上，优选降低20％以上，更优选降低30％以上。

·由常规原矿矿石产生的细尾矿的总量可减少至小于常规加工技术产生的细尾矿的50％，优选小于40％，甚至更优选小于30％。

·破碎中使用的能量的总量可减少至小于常规加工的能量的50％，优选小于40％，甚至更优选小于30％。

·尾矿中消耗的水的总量可减少至小于常规加工的水的50％，优选小于40％，甚至更优选小于30％。

Claims (21)

1.一种用于从硫化矿石中回收有价金属的综合方法，包括以下步骤：

a）获得破碎的矿石；

b）批量分选和筛分破碎的矿石，以提供分选/筛分的粗矿石流和废矿石流；

c）使分选/筛分的粗矿石流在磨机中研磨，然后分级以提供适合于粗浮选的粗组分和适合常规浮选的第一细组分；

d）使适合于粗浮选的粗组分进行粗浮选，从而得到脉石和中间精矿；

e）使中间精矿进行研磨以提供适合于浮选的第二细组分；以及

f）使第一细组分和第二细组分进行常规浮选以提供精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其中，在步骤a）中，将矿石破碎成适合在输送机上呈现的粒度，作为步骤c）中的研磨阶段的进料。

3.根据权利要求2所述的方法，其中，在步骤a）中，将所述矿石破碎至5-40cm范围内的粒度。

4.根据权利要求1所述的方法，其中，步骤b）中的批量分选可以在批量分选机上进行，该批量分选机包括具有由连续分析传感器控制的分流器机构的传送带，其中该分流器机构将不满足选择的截止品位（CoG）的低品位岩石区分流到废料流。

5.根据权利要求4所述的方法，其中，连续分析传感器包括快速扫描传感器。

6.根据权利要求5所述的方法，其中，传感器是磁共振或中子活化或X射线传感器。

7.根据权利要求4所述的方法，其中，所述截止品位（CoG）是根据来自所述矿源的钻孔岩心的地质统计分析确定的。

8.根据权利要求1所述的方法，其中，在步骤b）中，破碎的矿石进行筛分，或进行筛分然后批量分选。

9.根据权利要求1所述的方法，其中，在步骤b）中，将破碎的矿石进行批量分选以提供在步骤c）中进行研磨的分选的粗矿石流，以及第一废矿石流。

10.根据权利要求9所述的方法，其中，对分选的粗矿石流进行筛分以提供在步骤c）中进行研磨的筛分的粗矿石流，以及第二废矿石流。

11.根据权利要求10所述的方法，其中，选择用于筛分粗矿石流的筛孔的尺寸，以提供筛分的粗矿石流，其重量约为批量分选的粗矿石流的80-90％。

12.根据权利要求10所述的方法，其中，在步骤b）中，对第一废料流进行筛分以提供第三废矿石流和更高品位组分，该更高品位组分在步骤c）中与已分选/筛分的矿石流一起被送入研磨机中进行研磨。

13.根据权利要求12所述的方法，其中，选择用于筛分第一废矿石流的筛孔尺寸，以从所述流的15-25wt％中回收。

14.根据权利要求1所述的方法，其中，在步骤c）中，将所述矿石研磨并分级以分离粒度小于1000μm的矿石。

15.根据权利要求1所述的方法，其中，在步骤c）中，对矿石进行分级，以提供适合于粗浮选的粗组分和适合常规浮选的第一细组分。

16.根据权利要求15所述的方法，其中，在步骤c）中，对所述矿石进行分级以提供适合于粗浮选的粗组分，其粒度范围为100μm-1000μm，以及适合于常规浮选的第一细组分，其粒度小于100μm。

17.根据权利要求16所述的方法，其中，在步骤c）中，对矿石进行分级，以提供适合于粗浮选的粗组分，其粒度范围为150μm-1000μm，以及适合于常规浮选的第一细组分，其粒度小于150μm。

18.根据权利要求17所述的方法，其中，在步骤c）中，对矿石进行分级，以提供适合于粗浮选的粗组分，其粒度范围为200μm-1000μm，以及适合于常规浮选的第一细组分，其粒度小于200μm。

19.根据权利要求1所述的方法，其中，在步骤e）中，将中间精矿研磨至小于150μm的粒度，以提供适合于常规浮选的第二细组分。

20.根据权利要求1所述的方法，其中确定矿石的天然品位回收曲线，并布置和控制以下每个选矿步骤：

iv）批量分选；

v）筛分；

vi）粗浮选；

以永久地排除处于小于经济截止品位的品位的最大量废料。

21.根据权利要求20所述的方法，其中进一步布置和控制选矿步骤：

iv）批量分选；

v）筛分；

vi）粗浮选；

以分离出适合于储存或堆浸的低品位矿石，并因此产生高品位进料以满足可用的破碎和常规浮选能力。

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