PL240398B1 - Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy - Google Patents
Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy Download PDFInfo
- Publication number
- PL240398B1 PL240398B1 PL428135A PL42813516A PL240398B1 PL 240398 B1 PL240398 B1 PL 240398B1 PL 428135 A PL428135 A PL 428135A PL 42813516 A PL42813516 A PL 42813516A PL 240398 B1 PL240398 B1 PL 240398B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- coarse
- fine
- flotation
- ore
- microns
- Prior art date
Links
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 4
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims description 17
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 124
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 57
- 238000005065 mining Methods 0.000 claims abstract description 51
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims abstract description 35
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 32
- 238000003860 storage Methods 0.000 claims abstract description 14
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 53
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 36
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 31
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 27
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 21
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 claims description 15
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 14
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 10
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 9
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 7
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 7
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 7
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 5
- 238000005192 partition Methods 0.000 claims description 5
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 claims description 4
- 238000009826 distribution Methods 0.000 claims description 4
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 4
- GNFTZDOKVXKIBK-UHFFFAOYSA-N 3-(2-methoxyethoxy)benzohydrazide Chemical compound COCCOC1=CC=CC(C(=O)NN)=C1 GNFTZDOKVXKIBK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 claims description 3
- 238000003801 milling Methods 0.000 claims description 3
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 claims description 3
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims description 3
- FGUUSXIOTUKUDN-IBGZPJMESA-N C1(=CC=CC=C1)N1C2=C(NC([C@H](C1)NC=1OC(=NN=1)C1=CC=CC=C1)=O)C=CC=C2 Chemical compound C1(=CC=CC=C1)N1C2=C(NC([C@H](C1)NC=1OC(=NN=1)C1=CC=CC=C1)=O)C=CC=C2 FGUUSXIOTUKUDN-IBGZPJMESA-N 0.000 claims description 2
- 230000033558 biomineral tissue development Effects 0.000 claims description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 2
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 claims description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 claims description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 claims 1
- 238000013467 fragmentation Methods 0.000 claims 1
- 238000006062 fragmentation reaction Methods 0.000 claims 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 abstract 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 5
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 4
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 230000007774 longterm Effects 0.000 description 2
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000005056 compaction Methods 0.000 description 1
- 239000011365 complex material Substances 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 description 1
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 description 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 230000004807 localization Effects 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008569 process Effects 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 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
-
- 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
- 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
- B02C23/18—Adding fluid, other than for crushing or disintegrating by fluid energy
-
- 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
- B02C23/18—Adding fluid, other than for crushing or disintegrating by fluid energy
- B02C23/38—Adding fluid, other than for crushing or disintegrating by fluid energy in apparatus having multiple crushing or disintegrating zones
-
- 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
-
- 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
- B03D1/08—Subsequent treatment of concentrated product
- B03D1/10—Removing adhering liquid from separated materials
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B09—DISPOSAL OF SOLID WASTE; RECLAMATION OF CONTAMINATED SOIL
- B09B—DISPOSAL OF SOLID WASTE NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
- B09B1/00—Dumping solid waste
-
- 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
- B03D2203/025—Precious metal 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Food Science & Technology (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
Rozwiązanie dotyczy sposobu odzyskiwania wartościowych metali z rudy (50), skonfigurowanego tak, by zasadniczo zmniejszyć lub wyeliminować zapotrzebowanie na obiekt do przechowywania odpadów górniczych. Ten cel jest osiągnięty przez zintegrowany system wzbogacania, zaprojektowany do poprawy stosunku rezyduum piasku z flotacji grubej (62) do ilości odpadów górniczych powstałych z flotacji drobnej (72), a następnie zmieszania części materiałów skały płonnej z flotacji grubej i drobnej w swobodnie osuszającym się składowisku (82).
Description
PL 240 398 B1
Opis wynalazku
Obiekty odpadów górniczych po odzysku minerałów historycznie tworzyły i nadal tworzą spuściznę dla przemysłu i dla społeczności będących gospodarzami prac górniczych i wzbogacania minerałów. Odpady górnicze są mieszaniną pyłu (<75 mikronów), drobnego piasku (75-150 mikronów) i grubego piasku (>150 mikronów), z której większość składnika wartościowego rudy została odzyskana z zastosowaniem technik wzbogacania, takich jak flotacja. Wysoka zawartość pyłu powoduje, że odpady górnicze mają niską przewodność hydrauliczną, która, choć mogą się one znacznie różnić, typowo wynosi około 10-5 cm/sek., co oznacza, że odpady górnicze nie osuszają się swobodnie.
Drobne zmielenie rudy (np. miedzi, złota, cynku/ołowiu, niklu, platynowców itd.) jest wymagane do uwolnienia elementów wartościowych ze skały płonnej je zawierającej, do selektywnej flotacji elementów wartościowych w komórce flotacyjnej. Dla miedzi ten zakres wielkości to typowo p80 pomiędzy 100 i 200 mikronów. W konsekwencji, wszystkie materiały skały płonnej powiązanej z wartościowym minerałem są rozdrobnione do podobnej wielkości. Powstałe odpady górnicze są zwykle przechowywane jako zagęszczona zawiesina lub pasta w specjalnie zbudowanym obiekcie do przechowywania odpadów górniczych (TSF), skonstruowanym przy znacznych kosztach kapitałowych.
Z odniesieniu do Figury 1, w konwencjonalnym obiegu flotacji drobnej, świeżo wydobyta (ROM) ruda 10 ze strzałów i kruszenia 12 jest zmielona 14 i sklasyfikowana 16, typowo w obiegu zamkniętym, zwracając nadmiar materiału 18 z klasyfikacji do dalszego mielenia, aby ostatecznie wytworzyć wielkość wymaganą do flotacji. Sklasyfikowana ruda jest poddana flotacji drobnej 20 do uzyskania koncentratu 22. Odpady górnicze 24 z flotacji drobnej 20 są zagęszczone w zagęszczaczu 26 i przechowywane w TSF 28.
Zaproponowano różne techniki w celu uniknięcia lub zminimalizowania ilości odpadów górniczych do przechowywania w TSF.
W niektórych systemach utylizacji odpadów górniczych, najgrubsza frakcja odpadów górniczych, zawierająca głównie drobny piasek, jest odseparowana przez cyklon i część odpadów górniczych (typowo 5-30% całkowitej rudy w zależności od wymaganej wielkości mielenia do flotacji) jest składowana oddzielnie i osuszana. Ta drobna redukcja ilości odpadów górniczych jest ograniczona przez potrzebę utrzymania swobodnie osuszającego się piasku do utylizacji. Na przykład, tam, gdzie ten piasek jest stosowany, jak w ścianie nośnej tamy, piasek typowo wymaga mniej niż 15% zawartości pyłu. Rezydualne odpady górnicze wciąż wymagają przechowywania w dużej tamie wybudowanej w tym celu.
W miejscach, gdzie zlokalizowanie TSF jest szczególnie problematyczne i ilość wody jest znikoma, odrzucona zawiesina jest filtrowana i deponowana jako stały szlam, zawierający około 15-20% wody. Filtracja jest kosztowna ze względu na wolne tempo filtracji, wynikające z niskiej przewodności hydraulicznej odpadów górniczych (typowo zawierających około 50% pyłu). Przefiltrowane rezyduum ma niewielką integralność strukturalną i pozostaje narażone na powstawanie mułu i erozję podczas okresów deszczowych oraz nadmierne pylenie przy wzburzeniu.
Zgłaszano również różne propozycje zmieszania niektórych frakcji odpadów górniczych razem z odpadami skalnymi z procesu górniczego. Drobne odpady górnicze zmniejszają przepuszczalność odpadów skalnych i tym samym ich skłonność do powstawania kwasu. Jednakże, ta technika nie umożliwia odzysku znacznej ilości wody z odpadów górniczych i nie została szeroko przyjęta przez przemysł.
Przyczyny obejmują niedopasowanie ilości odpadów górniczych i odpadów skalnych w różnych okresach działalności kopalni oraz trudność wydajnej dystrybucji drobnego szlamu przez odpady skalne w odpowiednich proporcjach.
W ostatnich latach zaproponowano alternatywę dla konwencjonalnej flotacji drobnej (G. J. Jamieson, Aus.l.M.M. G.D. Delprat Distinguished Lecture Series, Sydney, 2013). Ta modyfikacja, jak przedstawiono poniżej, jest określana flotacją grubą, i została wypromowana jako sposób redukcji kosztów energii powiązanych z drobnym mieleniem rud.
W odniesieniu do Figury 2, we flotacji grubej, świeżo wydobyta (ROM) ruda 30 ze strzałów i kruszenia 32 jest zmielona 34 do grubszej wielkości niż do konwencjonalnej flotacji drobnej, tak, że wiele wartościowych minerałów jest częściowo wyeksponowanych, lecz nie w pełni uwolnionych. Typowo, idealna dystrybucja cząstek wsadu do flotacji grubej ma wielkość pomiędzy 150 mikronów i 1 mm. Górna wielkość jest ograniczona przez rodzaj urządzenia do flotacji lub wielkość cząstek, przy której znaczna część składnika wartościowego ziaren rudy nie jest już wyeksponowana na powierzchni cząstek głównie skały płonnej. Dla rud miedzi lub złota ta górna granica wyeksponowania występuje typowo przy wielkości cząstek równej około 300-700 mikronów.
PL 240 398 B1
Dolna granica wielkości dla flotacji grubej jest ustalona przez stosunkowo niewydajną separację cząstek drobnych w sprzęcie do flotacji grubej. Na przykład, przy komercyjnie dostępnej komórce Eriez Hydrofloat, dolna granica wielkości wynosi typowo około 150 mikronów, gdyż o wiele mniejsze cząstki będą po prostu uwięzione w pompowanej wodzie.
Zmielona ruda jest sklasyfikowana w pierwszym klasyfikatorze 36, typowo w obiegu zamkniętym, zwracając nadmiernej wielkości materiał 38 z klasyfikacji do dalszego zmielenia. Sklasyfikowana ruda jest dalej klasyfikowana w drugim klasyfikatorze 38. Frakcja rudy w wybranym operacyjnym oknie wielkości dla flotacji grubej (na przykład 150 mikronów do 700 mikronów) jest odseparowana od pozostałości drobniejszej i grubszej rudy ROM, i jest poddawana flotacji w specjalnie zaprojektowanej komórce flotacji grubej 40 do wytworzenia koncentratu przejściowego. Nadmiernej wielkości materiał jest poddawany recyklingowi dla dalszego rozdrabniania i drobniejszy materiał z klasyfikacji wstępnej (typowo drobny piasek i pył przy <150 mikronach, i stanowiący 50% lub więcej całkowitej ROM) jest kierowany do konwencjonalnej flotacji drobnej 42. Koncentrat przejściowy wytworzony we flotacji grubej, typowo 5-20% oryginalnego wsadu, jest ponownie zmielony 44 do wielkości, gdzie wartościowa frakcja w rudzie jest uwolniona i odpowiednia do wytworzenia rynkowego koncentratu. Jest on kierowany do dalszego wzbogacania przez konwencjonalną flotację 42, razem z frakcją cząstek drobnych z klasyfikacji. Ten sposób flotacji konwencjonalnej lub cząstek drobnych wytwarza końcowy produkt koncentratu 45 i rezyduum drobnych odpadów górniczych. Odpady górnicze, powstałe zarówno z flotacji grubej i drobnej, są wówczas połączone, zagęszczone 46 i zdeponowane w TSF 48.
Przykładem takiej komórki flotacji grubej jest komórka Hydrofloat, wytwarzana przez Eriez (patent US 6425485 B1,2002). Potencjał zastosowania tej komórki do wzbogacania miedzi, złota i innych rud siarczkowych jest opisany w różnych artykułach i pracach konferencyjnych (takich jak J. Concha, E. Wasmund http://docplayer.es/10992550-Flotacion-de-finos-y-gruesos-aplicada-a-la-recuperacion-de-mi- nerales-de-cobre.html). Istnieją również inne projekty komórek flotacji grubej, i inne powiązane metody zostały zaproponowane do separacji częściowo wyeksponowanych cząstek grubych ze skały płonnej, przez selektywne przyłączenie środka zbierającego i flotację. Dla uproszczenia, wszystkie te alternatywne technologie separacji będą określone jako flotacja gruba.
Celem tego wynalazku jest zapewnienie zintegrowanego systemu wzbogacania stosującego flotację cząstek grubych do wyeliminowania lub zmniejszenia zapotrzebowania na obiekt do przechowywania odpadów górniczych (TSF).
Wynalazek dotyczy zintegrowanego sposobu odzyskiwania wartościowych metali z rudy, obejmującego etapy:
a) rozdrabniania rudy w urządzeniu do rozdrabniania,
b) klasyfikacji rozdrobnionej rudy w urządzeniu klasyfikującym do uzyskania sklasyfikowanej frakcji do dalszego rozdrabniania, sklasyfikowanej frakcji odpowiedniej do flotacji grubej o wielkości cząstek powyżej 150 mikronów do 1000 mikronów i sklasyfikowanej frakcji odpowiedniej do flotacji drobnej o wielkości cząstek poniżej 150 mikronów;
c) poddania frakcji odpowiedniej do flotacji grubej flotacji grubej, do uzyskania koncentratu przejściowego i rezyduum piasku grubego o wielkości cząstek powyżej 150 mikronów do 1000 mikronów;
d) odwodnienia rezyduum piasku grubego do uzyskania odwodnionego rezyduum grubego;
e) zmielenia materiału nadmiernej wielkości w koncentracie przejściowym do wielkości odpowiedniej do flotacji drobnej;
f) poddania frakcji odpowiednich do flotacji drobnej flotacji drobnej i uzyskania drobnych odpadów górniczych;
g) zagęszczenia drobnych odpadów górniczych do uzyskania zagęszczonych drobnych odpadów górniczych; oraz
h) zmieszania odwodnionego rezyduum grubego z zagęszczonymi drobnymi odpadami górniczymi, do uzyskania mieszanki przy czym mieszanka ma stosunek 0,5 do 0,7 grubego piasku, do 0,5 do 0,3 drobnych odpadów górniczych masowo i suchego składowania mieszanki, tym samym do uzyskania składowanej hałdy.
Korzystnie mieszanka zawiera od 10% do 30% masowych zagęszczonych drobnych odpadów górniczych oraz od 70% do 90% masowych odwodnionego rezyduum grubego.
Korzystnie mieszanka ma stosunek 0,6 rezyduum grubego do 0,4 drobnych odpadów górniczych, masowo.
PL 240 398 B1
Korzystnie, rozdrabnianie rudy w etapie a) jest wykonywane w obiegu zamkniętym z klasyfikacją cząstek grubych. Korzystnie urządzenie do rozdrabniania ma moduł Schumanna, który minimalizuje powstawanie cząstek drobnych. W etapie b) korzystnie urządzenie klasyfikujące ma ostrą krzywą podziału z wartością alfa większą niż 3, korzystnie większą niż 5.
Korzystnie urządzenie klasyfikujące jest ekranem lub klasyfikatorem hydraulicznym.
Korzystnie, urządzenie do rozdrabniania działa tak, że zawartość pyłu (wytworzonego w rozdrabnianiu etapu a) jest mniejsza niż 25% masowych rudy i bardziej korzystnie mniejsza niż 20% masowych rudy, i jeszcze bardziej korzystnie mniejsza niż 15% masowych rudy; i w etapie a) ruda jest zmielona do wielkości wymaganej do wyeksponowania co najmniej 85% i korzystnie więcej niż 90% elementów wartościowych we wzbogacanej rudzie. Korzystnie, w etapach a) i b) ruda jest zmielona i sklasyfikowana do zakresu wielkości cząstek większej niż 200 mikronów do 800 mikronów, korzystnie większych niż 200 mikronów do 500 mikronów.
Korzystnie sklasyfikowana frakcja odpowiednia do recyklingu w etapie b) ma cząstki powyżej wielkości maksymalnej wybranej z zakresu 350 do 1000 mikronów.
Korzystnie sklasyfikowana frakcja odpowiednia do recyklingu jest poddana recyklingowi do dalszego rozdrabniania.
Korzystnie, zbyt małej wielkości cząstki o wielkości mniejszej niż 150 mikronów z urządzenia klasyfikującego są poddane dalszej klasyfikacji w drugim urządzeniu klasyfikującym, i odseparowana frakcja cząstek drobnych jest poddana drobnemu zmieleniu w etapie e) lub flotacji drobnej w etapie f).
Korzystnie w etapie c) frakcja odpowiednia do flotacji grubej ma wielkość cząstek większą niż 150 mikronów do 700 mikronów.
Korzystnie w etapie c) masa koncentratu przejściowego wynosi mniej niż 25% wsadu, korzystnie wynosi mniej niż 20%, i nawet bardziej korzystnie wynosi mniej niż 15% wsadu.
Koncentrat przejściowy z etapu c) jest skierowany do ponownego zmielenia i sposobu klasyfikacji w etapie e), który działa do wytworzenia optymalnej dystrybucji wielkości do flotacji drobnej równej 20 do 125 mikronów, gdzie masa pyłu jest ograniczona do mniej niż 50% masy wsadu do ponownego zmielenia, korzystnie mniej niż 40%, i nawet bardziej korzystnie mniej niż 30% masy wsadu do ponownego zmielenia.
W sposobie według wynalazku urządzenie do rozdrabniania ma wysoki moduł Schumanna w celu zminimalizowania powstawania pyłu podczas rozdrabniania, przy czym materiał przepływający przez urządzenie do rozdrabniania i klasyfikacji jest skonfigurowany do zmaksymalizowania odrzucania uwolnionej skały płonnej, jako rezyduum piasku grubego.
Korzystnie rezyduum piasku grubego w etapie c) ma przewodność hydrauliczną wyższą niż 1 cm/sek., korzystnie wyższą niż 0,1 cm/sek., bardziej korzystnie wyższą niż 0,01 cm/sek., i korzystnie zawiera więcej niż 60% wagowych skały płonnej obecnej w rudzie ROM.
Rezyduum piasku grubego jest odwodnione do około 8 do 12% wagowych wody, korzystnie do około 10% wagowych wody.
Korzystnie woda w zagęszczonych drobnych odpadach górniczych w etapie g) jest zmniejszona od 35 do 45%, korzystnie do około 40% wagowych wody.
Korzystnie górna wielkość klasyfikacji w etapie b) jest zwiększona powyżej wartości dla optymalnego odzysku we flotacji grubej w etapie c), korzystnie do wielkości maksymalnej 0,7 do 1,5 mikrona.
Rezyduum flotacji grubej z etapu c) jest dalej sklasyfikowane do odseparowania grubszej frakcji cząstek średnich, z zakresem wielkości od 150-600 mikronów, oraz frakcja cząstek średnich jest przechowywana do ponownego wzbogacania później podczas działania kopalni.
Korzystnie rezydua z flotacji grubej i flotacji drobnej są ponownie złączone, a następnie ponownie sklasyfikowane do zapewnienia piasku grubego, który jest odwodniony, i drobnych odpadów górniczych, które są zagęszczone, i odwodniony piasek gruby i zagęszczone odpady górnicze są połączone do zapewnienia mieszanki.
Przedmiot wynalazku przedstawiono na rysunku, na którym
Figura 1 przedstawia sieć działań konwencjonalnego obiegu: flotacji drobnej;
Figura 2 przedstawia sieć działań przedstawiającą obieg flotacji grubej;
Figura 3 przedstawia sieć działań obiegu flotacji grubej według pierwszego przykładu wykona- nia wynalazku;
Figura 4 przedstawia sieć działań obiegu flotacji grubej według drugiego przykładu wykonania wynalazku; oraz
PL 240 398 B1
Figura 5 przedstawia sieć działań obiegu flotacji grubej według trzeciego przykładu wykonania wynalazku.
Zapewniono według wynalazku sposób wyeliminowania lub znacznego zmniejszenia części świeżo wydobytej rudy, która musi być zatrzymana w specjalnie wybudowanym obiekcie do przechowywania odpadów górniczych (TSF).
Te cele osiągnięto dzięki zintegrowanemu systemowi wzbogacania, zaprojektowanemu do poprawy stosunku rezyduum piasku z flotacji grubej do ilości odpadów górniczych powstałych z flotacji drobnej, a następnie zarządzania umieszczeniem całości lub części połączonych materiałów skały płonnej z flotacji grubej i drobnej w pojedynczym, swobodnie osuszającym się składowisku. Dzięki temu nowoczesnemu systemowi zapotrzebowanie na dowolne specjalnie wybudowane TSF może być wyeliminowane lub w najgorszym razie bardzo znacząco zmniejszone.
Celem wynalazku jest zintegrowany system rozdrabniania, klasyfikacji, flotacji grubej, flotacji drobnej, osuszania rezyduum, mieszania i składowania suchego. Dzięki skutecznej kontroli powstawania cząstek drobnych, i w szczególności pyłu, we wszystkich etapach rozdrabniania, duża część świeżo wydobytej (ROM) rudy jest odseparowana do pożądanego okna wielkości cząstek dla flotacji grubej. Umożliwia to zarówno wysokie odzyski flotacyjne składnika wartościowego, jak i odrzucenie dużej części skały płonnej jako rezyduum piasku grubego. To swobodnie osuszające się rezyduum może być wówczas zmieszane z zagęszczoną zawiesiną drobnych odpadów górniczych, do wytworzenia złożonego materiału o zawartości pyłu, która wciąż umożliwia osuszanie, i który tym samym jest odpowiedni do niezależnego składowania.
Według Figury 3, w sposobie według pierwszego przykładu wykonania wynalazku świeżo wydobyta (ROM) ruda 50 ze strzałów i kruszenia 52 jest zmielona 54 do wyeksponowania składników wartościowych dla flotacji grubej. Dwa etapy klasyfikacji, pierwszy etap klasyfikacji 56 i drugi etap klasyfikacji 58, są stosowane kolejno do recyklingu rudy, która jest wciąż zbyt gruba do flotacji grubej, celem dalszego rozdrabniania, i do odseparowania cząstek drobnych do obejścia flotacji grubej i przejścia bezpośrednio do flotacji drobnej. Materiał nadmiernej wielkości 60 z pierwszego etapu klasyfikacji 56 jest poddany recyklingowi. Ruda, która jest w pożądanym operacyjnym oknie wielkości, jest poddana flotacji grubej 62 do wytworzenia koncentratu przejściowego 64 i rezyduum piasku grubego 66, zawierającego większość skały płonnej. Koncentrat przejściowy 64 z flotacji grubej 62 jest ponownie zmielony 68 i razem z cząstkami drobnymi 70 z oryginalnej klasyfikacji jest poddany flotacji drobnej 72 do uzyskania koncentratu 74. Rezyduum piasku 66 z flotacji grubej 62 jest osuszane 76 do odzyskania zawartej wody 78, która jest podana recyklingowi, i odpady górnicze 80 z flotacji drobnej są zagęszczone do zmniejszenia ilości zawartej wody. Gruby piasek i zagęszczone drobne odpady górnicze są wówczas mieszane i składowane 82.
Kluczem do wytwarzania składowanych odpadów górniczych 82 jest ilość cząstek drobnych zawartych w mieszance, a w szczególności ilości pyłu (zdefiniowanego jako odpady górnicze o średnicy mniejszej niż 75 mikronów). Ten drobny pył znacznie ogranicza parametry końcowego osuszania składowiska. O ile każda ruda będzie nieznacznie różna, wiadomo, że składowane hałdy grubego piasku mogą być stabilne do około 25% zawartości pyłu. Powyżej około 25% pyłu znacznie spada przewodność hydrauliczna składowiska, czyniąc otwarte przechowywanie takiego materiału coraz bardziej problematyczne w klimacie mokrym lub na obszarach narażonych na aktywność sejsmiczną, lub na stokach górskich, lub tam, gdzie wymagane jest by składowisko wykazywało się integralnością strukturalną.
Pierwszym składnikiem kompletnego zintegrowanego systemu, który jest przedmiotem wynalazku, jest sposób rozdrabniania i klasyfikacji (zarówno w mieleniu podstawowym i ponownym mieleniu). Podstawowy sposób mielenia powinien być skonfigurowany do wytworzenia zawartości pyłu w rozdrobnionej rudzie, która wynosi poniżej 20% i korzystnie poniżej 15%, jednocześnie upewniając się, że wsad do flotacji grubej jest zmielony do wielkości wymaganej do wyeksponowania co najmniej 85% i korzystnie więcej niż 90% elementów wartościowych we wzbogacanej rudzie. Przez obsługę znanych urządzeń do rozdrabniania z wysokim modułem Schumanna, takich jak kruszarki trzeciego stopnia i walcownie lub nieco niższym modułem (HPGR, SAG i młyn kulowy) w obiegu zamkniętym ze znanymi urządzeniami klasyfikującymi z ostrą krzywą podziału (takimi, jak ekrany Derrick lub DSM, lub różne klasyfikatory hydrauliczne), lub nie tak wydajnymi klasyfikatorami, takimi jak hydrocyklony, rozdrobniona ruda wewnątrz wybranego okna operacyjnego może być ‘przesiewana’ do flotacji grubej. Aby to osiągnąć wybór urządzenia, konfiguracja i recyrkulacyjne przepływy są zaprojektowane konkretnie w celu uniknięcia tworzenia się cząstek drobnych w rozdrabnianiu i w celu uniknięcia przemieszczenia materiału, który jest już zmielony do wybranego okna wielkości; do recyrkulacyjnego ładunku do rozdrabniania.
PL 240 398 B1
Wielkość do klasyfikacji z recyrkulacyjnego ładunku rozdrabniania jest ustawiona dla zmaksymalizowania przesiewu z recyrkulacyjnego ładunku rozdrabniania, zgodnego z osiągnięciem satysfakcjonujących odzysków we flotacji grubej. Dla rud miedzi ta górna wielkość jest typowo w zakresie 350-600 mikronów. Zasadą projektu systemu jest uniknięcie powstawania cząstek drobnych w rozdrabnianiu, a następnie zmaksymalizowanie usuwania materiału poniżej górnego zakresu wielkości z obiegu rozdrabniania, w celu uniknięcia możliwości, że będzie on nadmiernie zmielony do wytworzenia pyłu. Wpływa to na idealny wybór urządzeń rozdrabniających i klasyfikujących.
Na przykład, dobrze wiadomo, że walcownia zapewnia ostrzejszą krzywą dystrybucji wielkości niż młyn kulowy. Natomiast zastosowanie konwencjonalnego cyklonu do klasyfikacji daje gorszą krzywą podziału względem ekranów lub klasyfikatorów.
Drugim składnikiem systemu klasyfikacji jest materiał, który jest drobniejszy, niż odpowiedni do flotacji grubej. Wydajność separacji cząstek drobnych we flotacji grubej jest ograniczona w stosunku do konwencjonalnej flotacji drobnej. Jeśli wybrane urządzenie do flotacji grubej nie wymaga usunięcia cząstek drobnych, ten składnik staje się opcjonalny, z drobnym materiałem ulegającym flotacji razem z wyeksponowaną mineralizacją.
Trzecim składnikiem kompletnego systemu jest sama flotacja gruba i późniejsze odwodnienie rezyduum flotacji grubej. Przepływ masowy koncentratu przejściowego z flotacji grubej może być dostosowany do osiągnięcia satysfakcjonującego odzysku i jakości. (Typowo będzie to przepływ masowy do koncentratu wynoszący 5-30% wsadu i korzystnie około 10-20%). Z powstałego rezyduum piasku grubego (około 50-60% świeżo wydobytej rudy) usunięto większość siarczków i ma ono wysoką przewodność hydrauliczną i może być łatwo ekranowane lub można pozwolić na jego naturalne osuszanie do odzyskania zawartej wody. Odzyskana woda jest zasadniczo pozbawiona szlamów i jest łatwo poddawana recyklingowi. Wówczas odwodnione rezyduum piasku grubego typowo zawiera około 10% wagowych wody.
W czwartym składniku kompletnego systemu ten koncentrat przejściowy jest ponownie zmielony do pełniejszego uwolnienia cennej zawartości. Jest on wymieszany ze strumieniem materiału o zbyt małej wielkości, wytworzonym przez wcześniejszą klasyfikację, i poddany flotacji do wytworzenia rynkowego koncentratu. Lub, jak w wypadku złota, ługowany do odzyskania wyeksponowanego złota. Końcowe odpady górnicze z tej dalszej flotacji reprezentują około 40-50% całkowitej masy rudy ROM, z zawartością frakcji pyłu poniżej 75 mikronów równej typowo około połowie całkowitego materiału w tym strumieniu odrzutów z flotacji drobnej. Typowo równa się to całkowitej zawartości materiału poniżej 75 mikronów równej około 20-25% masowych oryginalnej ROM.
W piątym składniku kompletnego systemu odpady górnicze z flotacji drobnej są odwodnione w możliwym stopniu. Jest to typowo wykonane w zagęszczaczu do wytworzenia zagęszczonych odpadów górniczych lub pasty, lecz drobne odpady górnicze mogą również być filtrowane do odzyskania dodatkowej wody.
W szóstym składniku kompletnego systemu ta zagęszczona zawiesina lub pasta jest zmieszana ponownie, częściowo lub całkowicie, z osuszanym rezyduum piasku grubego. Pożądany stosunek zmieszania będzie ograniczony według geotechnicznych wymagań dla hałdy rezyduum. Na spełnienie tych parametrów będzie mieć wpływ ilość pyłu, wynikająca z projektu i pracy innych części systemu. Dla swobodnie stojącej hałdy piasku podobnej do odpadów skalnych, jest pożądane, by zawartość pyłu była mniejsza niż około 25%, natomiast dla bardziej nośnych zastosowań, takich jak konstrukcja tamy, korzystnie mniej niż 15% pyłu. Powyżej 25% pyłu będzie istnieć zwiększone zapotrzebowanie na kompakcję i podpieranie. Zawartość wody tego połączonego rezyduum wynosi typowo około 20% wagowych.
W przypadku, gdy system rozdrabniania i klasyfikacji dla konkretnego ciała rudnego nie wytwarza zmieszanego produktu z akceptowalnymi cechami geotechnicznymi do utylizacji, część cząstek drobnych będzie wymagać przechowywania w TSF. Lub, w wypadku gdzie istnieje opcja utylizacji po niższych kosztach dla frakcji cząstek drobnych do konwencjonalnej TSF, stosunek mieszania może być odpowiednio dostosowany.
Zmieszane rezyduum może być transportowane ciężarówką lub przenośnikiem i składowane w sposób sprzyjający długoterminowej zrównoważonej utylizacji.
Podsumowując, rezultatem całego systemu rozdrabniania, klasyfikacji, flotacji grubej i drobnej, osuszania, zagęszczenia i zmieszania, jest znacznie niższy koszt jednostkowy wzbogacania rudy niskiej jakości. Jest to konsekwencją znacznie niższych kosztów rozdrabniania (grubsze mielenie); mniejszego zużycia wody i wymogów wydajności dla jakiegokolwiek specjalnie wybudowanego TSF. Ta struktura
PL 240 398 B1 o niższych kosztach jednostkowych może zmniejszyć rentowną jakość graniczną, tym samym zwiększając odzysk zasobów ekonomicznych i znacznie poprawiając długość działalności kopalni. Ma ona zastosowanie zarówno do zasobów, gdzie składowanie odpadów górniczych w postaci zawiesiny jest szczególnie problematyczne, i gdzie jest pożądany bardziej zrównoważony sposób utylizacji z perspektywy zamknięcia w długim terminie.
Drugi przykład wykonania wynalazku przedstawiono na Figurze 4, na której sposób jest skonfigurowany w konfiguracji składowania o niskiej jakości. Według Figury 4, świeżo wydobyta (ROM) ruda 50 ze strzałów i kruszenia 52 jest zmielona 54 do wyeksponowania składników wartościowych dla flotacji grubej. Dwa etapy klasyfikacji, pierwszy etap klasyfikacji 56 i drugi etap klasyfikacji 58, są stosowane kolejno do recyklingu rudy, która jest wciąż zbyt gruba do flotacji grubej, celem dalszego rozdrabniania, i do odseparowania cząstek drobnych do obejścia flotacji grubej i przejścia bezpośrednio do flotacji drobnej. Materiał nadmiernej wielkości 60 z pierwszego etapu klasyfikacji 56 jest poddany recyklingowi. Ruda, która jest w pożądanym operacyjnym oknie wielkości, jest poddana flotacji grubej 62 do wytworzenia koncentratu przejściowego 64 i rezyduum piasku grubego 66, zawierającego większość skały płonnej. Koncentrat przejściowy 64 z flotacji grubej 62 jest ponownie zmielony 68 i razem z cząstkami drobnymi 70 z oryginalnej klasyfikacji jest poddany flotacji drobnej 72 do uzyskania koncentratu 74.
W tym drugim przykładzie wykonania wynalazku, górna granica wielkości dla okna operacyjnego wzbogacanego przez flotację grubą 62 jest ustalona przy większej wielkości cząstek. Ta górna granica wielkości może wynosić pomiędzy 500 i 1500 mikronów, w zależności od cech wyeksponowania konkretnej rudy i cech flotacyjnych urządzenia do flotacji grubej. Zwiększony zakres wielkości okna operacyjnego zwiększa przesiew materiału pobranego z każdego przejścia ładunku cyrkulującego pomiędzy rozdrabnianiem i klasyfikacją. Jako taki, zmniejsza on cykl materiału 60 tuż powyżej idealnego zakres u wielkości dla flotacji grubej, i tym samym część pyłu będącego wytwarzanym w tym obiegu początkowego rozdrabniania.
W tej konfiguracji jest zaakceptowane, że znaczna część elementów wartościowych zawartych w najgrubszych spośród cząstek rudy wysłanych do flotacji grubej będzie zablokowana w skale płonnej, i tym samym nie będzie mieć odpowiedniej powierzchni do przylegania pęcherzyków podczas flotacji grubej. Tym samym, odzyski przez flotację grubą będą ograniczone do wyeksponowanych ziaren, i tym samym odzysk najgrubszej frakcji rudy będzie niższy niż osiągalny z drobniejszą wielkością klasyfikacji. Jednakże, większość zablokowanej wartościowej rudy pozostającej w rezyduum flotacji grubej 66 będzie znajdować się w cząstkach najgrubszych, i może być oddzielona od rezyduum flotacji grubej przez normalne urządzenia klasyfikujące. Ta najgrubsza frakcja, będąc niższej jakości niż wsad ROM, ze względu na naturalne rozdzielenie podczas rozdrabniania, i będąc częściowo pozbawioną swoich elementów wartościowych przez flotację grubą, jest wciąż warta dalszego zmielenia w celu odzysku minerałów. Najgrubsza frakcja może być odseparowana z rezyduum flotacji grubej z zastosowaniem dobrze znanego urządzenia do klasyfikacji wielkości 84, osuszana i przechowywana jako cząstki średnie 86, dla ponownego wzbogacenia w stosownym czasie przez ponowne zmielenie lub ługowanie na hałdzie. Drobniejsza frakcja z tej klasyfikacji poflotacyjnej (typowo pomiędzy 150 i około 600 mikronów, zależnie od charakterystyki uwalniania rudy) tworzy następnie końcowe rezyduum flotacji grubej 88, które jest osuszane 76 do odzyskania zawartej wody 78, która jest poddana recyklingowi, i odpady górnicze 80 z flotacji drobnej są zagęszczone w celu zmniejszenia zawartości wody. Gruby piasek i drobne odpady górnicze są wówczas mieszane i składowane 82.
Zaletą tej konfiguracji jest to, że dodatkowa ruda ROM wyższej jakości może zastępować niższej jakości cząstki średnie w dostępnej wydajności rozdrabniania, tym samym poprawiając profil produkcji kopalni. Finalnie, cząstki średnie mogą być odzyskane ze składowania i wzbogacone później podczas działalności kopalni, i tym samym nie są poddane sterylizacji. Alternatywnie, cząstki średnie mogą być poddane ługowaniu na hałdzie. W tym sensie, ten przykład jest podobny do sposobu inżynierii jakościowej, który jest praktykowany z grubo skruszoną rudą.
Trzeci przykład wykonania wynalazku jest przedstawiony na Figurze 5.
Ten przykład wykonania jest typowo stosowany tam, gdzie szczególną uwagę przykłada się do transportu zawiesinowego rezyduum i odpadów górniczych do miejsca utylizacji. Według Figury 5, świeżo wydobyta (ROM) ruda 50 ze strzałów i kruszenia 52 jest zmielona 54 do wyeksponowania składników wartościowych dla flotacji grubej. Dwa etapy klasyfikacji, pierwszy etap klasyfikacji 56 i drugi etap klasyfikacji 58, są stosowane kolejno do recyklingu rudy, która jest wciąż zbyt gruba do flotacji grubej, celem dalszego rozdrabniania, i do odseparowania cząstek drobnych do obejścia flotacji grubej i przejścia bezpośrednio do flotacji drobnej. Materiał nadmiernej wielkości 60 z pierwszego etapu klasyfikacji
Claims (39)
- PL 240 398 B156 jest poddany recyklingowi. Ruda, która jest w pożądanym operacyjnym oknie wielkości, jest poddana flotacji grubej 62 do wytworzenia koncentratu przejściowego 64 i rezyduum piasku grubego 66, zawierającego większość skały płonnej. Koncentrat przejściowy 64 z flotacji grubej 62 jest ponownie zmielony 68 i razem z cząstkami drobnymi 70 z oryginalnej klasyfikacji jest poddany flotacji drobnej 72 do uzyskania koncentratu 74. System jest podobny do pierwszego przykładu wykonania wynalazku, poza tym, że materiały odpadowe zarówno z flotacji drobnej i grubej, tj. grube rezyduum 66 i drobne odpady górnicze 90, są ponownie połączone do transportowania ich jako połączonej zawiesin y na miejsce ich utylizacji. Mogą być tu filtrowane, lub dominująca gruba frakcja (> 150 mikronów) może być odseparowana z zastosowaniem cyklonu lub podobnego urządzenia klasyfikującego 92, i osuszona 94, by w większości replikować oryginalne wytwarzanie swobodnie osuszającego się rezyduum piasku grubego. Woda 96 osuszana w 94 może być poddana recyklingowi. Drobny materiał w odpływie cyklonu replikuje odpady górnicze z flotacji cząstek drobnych, które ponownie są wzbogacane, jak opisano powyżej. Zagęszczone cząstki drobne 98 są mieszane z osuszanym materiałem grubym 100 i składowane na sucho 102.Podsumowując, poprzez wybór odpowiednich projektów rozdrabniania i klasyfikacji i warunków operacyjnych, dzięki zastosowaniu technik flotacji grubej i osuszania rezyduum grubego oraz zmieszania go z zagęszczonymi drobnymi odpadami górniczymi, w zintegrowanym systemie produkcji wynalazek może:• osiągnąć wysokie odzyski minerałów;• przy zmniejszonym zużyciu energii;• odzyskać znaczną część wody z rezyduum;• oraz wyeliminować lub znacznie zmniejszyć zapotrzebowanie na TSF.Dalsze korzyści mogą być również uzyskane dla niektórych ciał rudnych. Dzięki powstałym oszczędnościom kosztów jednostkowych, zintegrowany system również umożliwia redukcję ekonomicznej granicznej jakości rudy, i tym samym poprawia ogólny odzysk zasobów. Zintegrowany system również potencjalnie poprawia intensywność kapitału w obiegu rozdrabniania i klasyfikacji.P r z y k ł a dCzęściowo zmielono rudę ROM z chilijskiej kopalni z odpływu z cyklonu w istniejącym obiegu rozdrabniania. Była ona stosowana do testowania flotacji grubej i składowania na sucho. Odzyski miedzi były zgodne ze stopniem wyeksponowania mineralizacji miedzi na powierzchni cząstek. Odzyski miedzi były większe niż 90% przy wielkości cząstek równej 350 mikronów, spadając do mniej niż 70% odzysku przy wielkości cząstek równej 500 mikronów. Całkowity przepływ masowy wyniósł 20%. Tym samym, wysoki odzysk we flotacji grubej może być osiągnięty, gdy materiał ROM sklasyfikowano do maksymalnej wielkości cząstek równej około 450 mikronów. Zawartość siarki w rezyduum wyniosła 0,3%, bez widocznego powierzchniowego objawu siarczków.Rezyduum grube osuszało się swobodnie do zawartości wody równej 10%. Zagęszczone drobne rezyduum miało zawartość wody równą 40%. Przy wymieszaniu w stosunku 0,6 materiału grubego do 0,4 drobnego, połączone cząstki stałe wykazywały wystarczającą integralność strukturalną do niezależnego składowania.Modelowanie obiegu rozdrabniania (SAG i młyn kulowy) wskazuje, że z zastosowaniem urządzenia klasyfikującego z ostrą krzywą podziału (ekranu lub klasyfikatora hydraulicznego), % pyłu przechodzącego do połączonego rezyduum byłby znacznie mniejszy niż 30% rudy ROM. Przy zastosowaniu urządzenia do rozdrabniania z mniejszą skłonnością do tworzenia się cząstek drobnych (np. kruszarka stożkowa lub walcownia, lub sortownik mineralny, lub udar z wałem pionowym), ta zawartość pyłu zmniejszyłaby się dalej.Zastrzeżenia patentowe1. Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy, obejmujący etapy:a) rozdrabniania rudy w urządzeniu do rozdrabniania,b) klasyfikacji rozdrobnionej rudy w urządzeniu klasyfikującym do uzyskania sklasyfikowanej frakcji odpowiedniej do dalszego rozdrabniania, sklasyfikowanej frakcji odpowiedniej do flotacji grubej o wielkości cząstek powyżej 150 mikronów do 1000 mikronów i sklasyfikowanej frakcji odpowiedniej do flotacji drobnej o wielkości cząstek poniżej 150 mikronów;PL 240 398 B1c) poddania frakcji odpowiedniej do flotacji grubej flotacji grubej, do uzyskania koncentratu przejściowego i rezyduum piasku grubego o wielkości cząstek powyżej 150 mikronów do 1000 mikronów;d) odwodnienia rezyduum piasku grubego do uzyskania odwodnionego rezyduum grubego;e) zmielenia koncentratu przejściowego nadmiernej wielkości do wielkości odpowiedniej do flotacji drobnej;f) poddania frakcji odpowiednich do flotacji drobnej flotacji drobnej i uzyskania drobnych odpadów górniczych;g) zagęszczenia drobnych odpadów górniczych do uzyskania zagęszczonych drobnych odpadów górniczych; orazh) zmieszania odwodnionego rezyduum grubego z zagęszczonymi drobnymi odpadami górniczymi do uzyskania mieszanki przy czym mieszanka ma stosunek 0,5 do 0,7 grubego piasku do 0,5 do 0,3 drobnych odpadów górniczych masowo i suchego składowania mieszanki, tym samym do uzyskania składowanej hałdy.
- 2. Sposób według zastrz. 1, przy czym mieszanka zawiera od 10% do 30% masowych zagęszczonych drobnych odpadów górniczych oraz od 70% do 90% masowych odwodnionego rezyduum grubego.
- 3. Sposób według zastrz. 1, przy czym mieszanka ma stosunek 0,6 rezyduum grubego do 0,4 drobnych odpadów górniczych masowych.
- 4. Sposób według zastrz. 1 przy czym rozdrabnianie rudy w etapie a) jest wykonywane w obiegu zamkniętym z klasyfikacją cząstek grubych.
- 5. Sposób według zastrz. 1, przy czym urządzenie do rozdrabniania ma moduł Schumanna, który minimalizuje powstawanie cząstek drobnych.
- 6. Sposób według zastrz. 1, przy czym w etapie b) urządzenie klasyfikujące ma ostrą krzywą podziału z wartością alfa większą niż 3.
- 7. Sposób według zastrz. 1, przy czym w etapie b) urządzenie klasyfikujące ma ostrą krzywą podziału z wartością alfa większą niż 5.
- 8. Sposób według zastrz. 6, przy czym urządzenie klasyfikujące jest ekranem lub klasyfikatorem hydraulicznym.
- 9. Sposób według zastrz. 1, przy czym urządzenie do rozdrabniania działa tak że zawartość pyłu wytworzonego w rozdrabnianiu etapu a) jest mniejsza niż 25% masowych rudy.
- 10. Sposób według zastrz. 9, przy czym zawartość pyłu wytworzonego w rozdrabnianiu etapu a) jest mniejsza niż 20% masowych rudy.
- 11. Sposób według zastrz. 10, przy czym zawartość pyłu wytworzonego w rozdrabnianiu etapu a) jest mniejsza niż 15% masowych rudy.
- 12. Sposób według zastrz. 1, przy czym w etapie a) ruda jest zmielona do wielkości wymaganej do wyeksponowania co najmniej 85% wartości we wzbogacanej rudzie.
- 13. Sposób według zastrz. 12, przy czym w etapie a) ruda jest zmielona do wielkości wymaganej do wyeksponowania więcej niż 90% elementów wartościowych we wzbogacanej rudzie.
- 14. Sposób według zastrz. 1, przy czym w etapach a) i b) ruda jest zmielona i sklasyfikowana do zakresu wielkości cząstek większej niż 200 mikronów do 800 mikronów.
- 15. Sposób według zastrz. 14, przy czym w etapach a) i b) ruda jest zmielona i sklasyfikowana do zakresu wielkości cząstek większej niż 200 mikronów do 500 mikronów.
- 16. Sposób według zastrz. 1, przy czym sklasyfikowana frakcja odpowiednia do recyklingu w etapie b) ma cząstki powyżej wielkości maksymalnej wybranej z zakresu 350 do 1000 mikronów.
- 17. Sposób według zastrz. 16, przy czym sklasyfikowana frakcja odpowiednia do recyklingu jest poddana recyklingowi do dalszego rozdrabniania.
- 18. Sposób według zastrz. 1, przy czym zbyt małej wielkości cząstki o wielkości mniejszej niż 150 mikronów z urządzenia klasyfikującego są poddane dalszej klasyfikacji w drugim urządzeniu klasyfikującym, i odseparowana frakcja cząstek drobnych jest poddana drobnemu zmieleniu w etapie e) lub flotacji drobnej w etapie f).
- 19. Sposób według zastrz. 1, przy czym w etapie c) frakcja odpowiednia do flotacji grubej ma wielkość cząstek większą niż 150 mikronów do 700 mikronów.
- 20. Sposób według zastrz. 1, przy czym w etapie c) masa koncentratu przejściowego wynosi mniej niż 25% wsadu.PL 240 398 B1
- 21. Sposób według zastrz. 20, przy czym w etapie c) masa koncentratu przejściowego wynosi mniej niż 20% wsadu.
- 22. Sposób według zastrz. 21, przy czym w etapie c) masa koncentratu przejściowego wynosi mniej niż 15% wsadu.
- 23. Sposób według zastrz. 1, przy czym koncentrat przejściowy z etapu c) jest skierowany do ponownego zmielenia i sposobu klasyfikacji w etapie e), który działa do wytworzenia optymalnej dystrybucji wielkości do flotacji drobnej równej 20 do 125 mikronów, gdzie masa pyłu jest ograniczona do mniej niż 50% masy wsadu do ponownego zmielenia.
- 24. Sposób według zastrz. 23, przy czym masa pyłu jest ograniczona do mniej niż 40% masy wsadu do ponownego zmielenia.
- 25. Sposób według zastrz. 24, przy czym masa pyłu jest ograniczona do mniej niż 30% masy wsadu do ponownego zmielenia.
- 26. Sposób według zastrz. 1, przy czym urządzenie do rozdrabniania ma wysoki moduł Schumanna do zminimalizowania powstawania pyłu podczas rozdrabniania.
- 27. Sposób według zastrz. 26, przy czym materiał przepływa przez urządzenie do rozdrabniania i klasyfikacji jest skonfigurowany do zmaksymalizowania odrzucania uwolnionej skały płonnej jako rezyduum piasku grubego.
- 28. Sposób według zastrz. 1, przy czym rezyduum piasku grubego w etapie c) ma przewodność hydrauliczną wyższą niż 1 cm/sek.
- 29. Sposób według zastrz. 1, przy czym rezyduum piasku grubego w etapie c) ma przewodność hydrauliczną wyższą niż 0,1 cm/sek.
- 30. Sposób według zastrz. 1, przy czym rezyduum piasku grubego w etapie c) ma przewodność hydrauliczną wyższą niż 0,01 cm/sek.
- 31. Sposób według zastrz. 1, przy czym rezyduum piasku grubego w etapie c) zawiera więcej niż 60% wagowych skały płonnej obecnej w rudzie ROM.
- 32. Sposób według zastrz. 1, przy czym rezyduum piasku grubego jest odwodnione do około 8 do 12% wagowych wody.
- 33. Sposób według zastrz. 32, przy czym rezyduum piasku grubego jest odwodnione do około 10% wagowych wody.
- 34. Sposób według zastrz. 1, przy czym woda w zagęszczonych drobnych odpadach górniczych w etapie g) jest zmniejszona do 35 do 45% wagowych wody.
- 35. Sposób według zastrz. 34, przy czym woda w zagęszczonych drobnych odpadach górniczych w etapie g) jest zmniejszona do około 40% wagowych wody.
- 36. Sposób według zastrz. 1, przy czym górna wielkość klasyfikacji w etapie b) jest zwiększona powyżej wartości dla optymalnego odzysku we flotacji grubej w etapie c).
- 37. Sposób według zastrz. 36, przy czym górna wielkość klasyfikacji w etapie b) wynosi do wielkości maksymalnej 0,7 do 1,5 mikrona.
- 38. Sposób według zastrz. 37, przy czym rezyduum flotacji grubej z etapu c) jest dalej sklasyfikowane do odseparowania grubszej frakcji cząstek średnich, z zakresem wielkości od 150-600 mikronów, i frakcja cząstek średnich jest przechowywana do ponownego wzbogacania później podczas działania kopalni.
- 39. Sposób według zastrz. 1, przy czym rezydua z flotacji grubej i flotacji drobnej są ponownie złączone, a następnie ponownie sklasyfikowane do zapewnienia piasku grubego, który jest odwodniony, i drobnych odpadów górniczych, które są zagęszczone, i odwodniony piasek gruby i zagęszczone odpady górnicze są połączone do zapewnienia mieszanki.
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US201662334557P | 2016-05-11 | 2016-05-11 | |
US62/334,557 | 2016-05-11 | ||
IBPCT/IB2016/056324W OA19262A (en) | 2016-05-11 | 2016-10-21 | Reducing the need for tailings storage dams in mineral flotation. |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
PL428135A1 PL428135A1 (pl) | 2019-07-29 |
PL240398B1 true PL240398B1 (pl) | 2022-03-28 |
Family
ID=57281256
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
PL428135A PL240398B1 (pl) | 2016-05-11 | 2016-10-21 | Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy |
Country Status (17)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US10758919B2 (pl) |
CN (1) | CN109311027B (pl) |
AR (1) | AR106441A1 (pl) |
AU (2) | AU2016247172B2 (pl) |
BR (1) | BR112017026396B1 (pl) |
CA (1) | CA2988860C (pl) |
CL (1) | CL2016002682A1 (pl) |
CO (1) | CO2016003230A1 (pl) |
EA (1) | EA037444B1 (pl) |
EC (1) | ECSP18089979A (pl) |
FI (1) | FI128361B (pl) |
MX (1) | MX2018012507A (pl) |
NZ (1) | NZ747805A (pl) |
PE (1) | PE20171700A1 (pl) |
PH (1) | PH12018502130A1 (pl) |
PL (1) | PL240398B1 (pl) |
ZA (1) | ZA201708343B (pl) |
Families Citing this family (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP3589418A4 (en) * | 2017-02-28 | 2021-01-13 | Cidra Corporate Services LLC | PROCESS CONFIGURATIONS TO PREVENT EXCESSIVE REWINDING OF DEPLETION CONCENTRATES |
PE20191369A1 (es) | 2017-03-01 | 2019-10-01 | Cidra Corporate Services Llc | Proceso de depuracion de bajo flujo de ciclon utilizando circuitos de separacion mejorados de minerales (emsc) |
US9968945B1 (en) * | 2017-06-23 | 2018-05-15 | Anglo American Services (UK) Ltd. | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection |
US11203044B2 (en) * | 2017-06-23 | 2021-12-21 | Anglo American Services (UK) Ltd. | Beneficiation of values from ores with a heap leach process |
WO2020037357A1 (en) * | 2018-08-24 | 2020-02-27 | Newcrest Mining Limited | Recovering valuable material from an ore |
PE20201142A1 (es) * | 2019-03-08 | 2020-10-26 | Anglo American Services Uk Ltd | Deposicion de relaves |
WO2021038449A2 (en) * | 2019-08-26 | 2021-03-04 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Sulphide concentrator plant |
CA3157827A1 (en) * | 2019-10-28 | 2021-05-06 | Metso Outotec Finland Oy | Method for process water treatment |
CN112934437A (zh) * | 2021-02-04 | 2021-06-11 | 中国水利水电第九工程局有限公司 | 高性能混凝土用砂石骨料连续级配生产系统及工艺 |
CN112958269B (zh) * | 2021-03-24 | 2022-12-16 | 武定泽源矿业有限公司 | 一种砂钛铁矿选尾系统及处理工艺 |
CN113941433B (zh) * | 2021-10-14 | 2023-07-28 | 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司 | 一种低品位铬铁矿的梯级回收、分段抛尾的选矿方法 |
CN114453129B (zh) * | 2022-01-13 | 2023-09-26 | 湖南有色金属研究院有限责任公司 | 一种铅锌矿回收利用方法 |
Family Cites Families (26)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB349108A (en) * | 1929-06-03 | 1931-05-20 | Arthur Chester Daman | Improvements in method of and apparatus for concentrating mineral |
US3337328A (en) * | 1964-06-19 | 1967-08-22 | Univ Minnesota | Iron ore beneficiation process |
US3502271A (en) * | 1967-05-29 | 1970-03-24 | Univ Minnesota | Iron ore treating process |
US3622087A (en) * | 1969-10-24 | 1971-11-23 | Dorr Oliver Inc | Beneficiation of phosphate rock |
US3763041A (en) * | 1971-11-24 | 1973-10-02 | American Cyanamid Co | Process of removing water from slimes |
US5338337A (en) * | 1991-10-25 | 1994-08-16 | Mount Isa Mines Limited | Beneficiation process |
US5900604A (en) * | 1997-03-18 | 1999-05-04 | Mcneill; Harry L. | Progressive mineral reduction with classification, grinding and air lift concentration |
AU747656B2 (en) * | 1998-03-20 | 2002-05-16 | Anglo Operations Limited | Slimes treatment |
US6425485B1 (en) | 1998-03-26 | 2002-07-30 | Eriez Magnetics | Air-assisted density separator device and method |
US6855260B1 (en) * | 1999-06-07 | 2005-02-15 | Roe-Hoan Yoon | Methods of enhancing fine particle dewatering |
ES2261427T3 (es) * | 2000-05-31 | 2006-11-16 | Ciba Specialty Chemicals Water Treatments Limited | Tratamiento de materiales minerales. |
US6679383B2 (en) * | 2001-11-21 | 2004-01-20 | Newmont Usa Limited | Flotation of platinum group metal ore materials |
WO2006024886A1 (en) * | 2004-08-31 | 2006-03-09 | Anglo Operations Limited | Method for processing a value bearing feed material |
US8262768B2 (en) * | 2007-09-17 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
GEP20166440B (en) * | 2009-12-04 | 2016-03-10 | Barrick Gold Corp | Separation of copper minerals from pyrite using air-metabisulfite treatment |
US8584749B2 (en) * | 2010-12-17 | 2013-11-19 | Exxonmobil Upstream Research Company | Systems and methods for dual reinjection |
US9212313B2 (en) * | 2011-05-15 | 2015-12-15 | Avello Bioenergy, Inc. | Methods, apparatus, and systems for incorporating bio-derived materials into oil sands processing |
AU2012258681A1 (en) * | 2011-05-24 | 2013-12-19 | Soane Mining, Llc | Recovering valuable mined materials from aqueous wastes |
CN102500462B (zh) * | 2011-10-19 | 2013-09-11 | 昆明理工大学 | 选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术 |
WO2014063211A1 (en) * | 2012-10-26 | 2014-05-01 | Vale S.A. | Iron ore concentration process with grinding circuit, dry desliming and dry or mixed (dry and wet) concentration |
WO2014121150A1 (en) * | 2013-02-01 | 2014-08-07 | Jody Kelso | Method for recovery of metals from sulfide ores |
CN104745833B (zh) * | 2013-12-25 | 2017-12-26 | 北京有色金属研究总院 | 一种用于高泥金矿石的处理工艺 |
US9371491B2 (en) * | 2014-09-25 | 2016-06-21 | Syncrude Canada Ltd. | Bitumen recovery from oil sands tailings |
US10124346B2 (en) * | 2015-04-22 | 2018-11-13 | Anglo American Services (UK) Ltd. | Process for recovering value metals from ore |
CN205084868U (zh) * | 2015-10-29 | 2016-03-16 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种尾矿干排系统 |
US9968945B1 (en) * | 2017-06-23 | 2018-05-15 | Anglo American Services (UK) Ltd. | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection |
-
2016
- 2016-10-21 MX MX2018012507A patent/MX2018012507A/es unknown
- 2016-10-21 EA EA201892519A patent/EA037444B1/ru unknown
- 2016-10-21 AR ARP160103220A patent/AR106441A1/es active IP Right Grant
- 2016-10-21 CA CA2988860A patent/CA2988860C/en active Active
- 2016-10-21 BR BR112017026396-3A patent/BR112017026396B1/pt active IP Right Grant
- 2016-10-21 CN CN201680085625.XA patent/CN109311027B/zh active Active
- 2016-10-21 FI FI20185976A patent/FI128361B/en active IP Right Grant
- 2016-10-21 US US15/299,955 patent/US10758919B2/en active Active
- 2016-10-21 PL PL428135A patent/PL240398B1/pl unknown
- 2016-10-21 NZ NZ747805A patent/NZ747805A/en unknown
- 2016-10-21 CL CL2016002682A patent/CL2016002682A1/es unknown
- 2016-10-21 PE PE2016002117A patent/PE20171700A1/es unknown
- 2016-10-21 CO CONC2016/0003230A patent/CO2016003230A1/es unknown
- 2016-10-21 AU AU2016247172A patent/AU2016247172B2/en active Active
-
2017
- 2017-12-08 ZA ZA2017/08343A patent/ZA201708343B/en unknown
- 2017-12-15 AU AU2017276325A patent/AU2017276325B2/en active Active
-
2018
- 2018-10-03 PH PH12018502130A patent/PH12018502130A1/en unknown
- 2018-12-03 EC ECSENADI201889979A patent/ECSP18089979A/es unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
ZA201708343B (en) | 2019-05-29 |
BR112017026396A2 (pt) | 2018-04-24 |
CA2988860C (en) | 2020-07-07 |
FI128361B (en) | 2020-04-15 |
WO2017195008A1 (en) | 2017-11-16 |
MX2018012507A (es) | 2019-07-08 |
PH12018502130A1 (en) | 2019-09-23 |
PL428135A1 (pl) | 2019-07-29 |
NZ747805A (en) | 2019-12-20 |
US20170326559A1 (en) | 2017-11-16 |
EA201892519A1 (ru) | 2019-04-30 |
BR112017026396B1 (pt) | 2022-10-18 |
AU2016247172A1 (en) | 2017-11-30 |
CO2016003230A1 (es) | 2017-07-28 |
AU2017276325A1 (en) | 2019-07-04 |
EA037444B1 (ru) | 2021-03-29 |
CA2988860A1 (en) | 2017-11-16 |
AU2017276325B2 (en) | 2020-08-20 |
AR106441A1 (es) | 2018-01-17 |
FI20185976A1 (en) | 2018-11-20 |
AU2016247172B2 (en) | 2018-01-18 |
PE20171700A1 (es) | 2017-11-28 |
CL2016002682A1 (es) | 2017-02-03 |
US10758919B2 (en) | 2020-09-01 |
CN109311027B (zh) | 2021-12-14 |
ECSP18089979A (es) | 2019-01-31 |
CN109311027A (zh) | 2019-02-05 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
PL240398B1 (pl) | Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali z rudy | |
US10864528B2 (en) | Reducing the need for tailings storage dams in the iron ore industry | |
US9968945B1 (en) | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection | |
AU2016200542B2 (en) | Process for recovering value metals from ore | |
CN108906312A (zh) | 一种针对多元化原矿的选矿方法 | |
US20210291196A1 (en) | Coal beneficiation | |
CN110624686A (zh) | 一种充分释放磨机能力的磁铁矿选矿工艺 | |
CN1318615C (zh) | 采用挤压床方式在低压下粉碎矿石的方法和设备 | |
CN105964390A (zh) | 一种铜矿废石综合利用方法及系统 | |
RU2329105C1 (ru) | Способ сухого обогащения сырья полезных ископаемых | |
CN105233949B (zh) | 一种含硫磁铁矿的选矿方法 | |
CA2989175C (en) | Reducing the need for tailings storage dams in the iron ore industry | |
CN104017990B (zh) | 一种矿石湿法冶金浸出方法 | |
CN114100846A (zh) | 一种嵌布粒级不均匀的磁铁矿干磨干选的选矿工艺 | |
Laplante | Testing requirements and insight for gravity gold circuit design | |
OA19262A (en) | Reducing the need for tailings storage dams in mineral flotation. | |
CN115228601A (zh) | 一种含金硫化矿剥离废石综合利用的选矿方法 | |
OA20022A (en) | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection. | |
EA040311B1 (ru) | Максимизация добычи ценных компонентов из месторождения сульфидной руды путем последовательного отбрасывания отходов | |
CS270939B1 (en) | Method of ores leaching from sandstone-type deposits |