PL240894B1 - Sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej - Google Patents
Sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej Download PDFInfo
- Publication number
- PL240894B1 PL240894B1 PL432373A PL43237318A PL240894B1 PL 240894 B1 PL240894 B1 PL 240894B1 PL 432373 A PL432373 A PL 432373A PL 43237318 A PL43237318 A PL 43237318A PL 240894 B1 PL240894 B1 PL 240894B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- enrichment
- particle size
- fraction
- ore
- stream
- Prior art date
Links
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)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Food Science & Technology (AREA)
- Biotechnology (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Health & Medical Sciences (AREA)
- Toxicology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
- Radiation-Therapy Devices (AREA)
Abstract
Zgłoszenie dotyczy sposobu odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej, obejmującego etapy kruszenia rudy we wstępnej kruszarce (14) do wielkości około 40 cm i mniej, poddawanie skruszonej rudy jednemu lub większej liczbie spośród procesów następujących wstępnego wzbogacania takich jak sortowanie zgrubne (16) i przesiewanie (20), a następnie flotacji (46/50) grubej lub separacji grawitacyjnej, lub separacji magnetycznej. Strumień (54) materiału płonnego z procesu/procesów wstępnego wzbogacania przy wielkości cząstek powyżej 100 µm jest spiętrzany w hałdzie (26) i poddawany ługowaniu hałd. Ten zintegrowany sposób stosuje techniki wstępnego wzbogacania najlepiej dopasowane do cech konkretnego złoża rudy i podczas wstępnego wzbogacania jednocześnie tworząc strumień niskiej jakości.
Description
Opis wynalazku
Wynalazek dotyczy sposobu odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej.
W związku ze spadkiem jakości dostępnych rud, korzyści wzbogacania przed mieleniem drobnym dla pełnego uwolnienia wartościowych składników mineralnych (wstępne wzbogacanie) stają się dla przemysłu górniczego coraz bardziej oczywiste.
Sposoby wstępnego wzbogacania działają na takiej zasadzie, że rudy niższej jakości można oddzielać i odrzucać lub w niektórych przypadkach przechowywać w zwałowisku niskiej jakości do obróbki w odległej przyszłości, pozostawiając rudę wyższej jakości w strumieniu do natychmiastowego mielenia drobnego i wzbogacania.
Przewidywane korzyści wynikające ze wstępnego wzbogacania obejmują oszczędność energii związaną z mieleniem oraz możliwość przechowywania materiału płonnego w suchej postaci, co zapobiega problematycznemu tworzeniu się odpadów i związanej z tym utraty wody.
Spadek jakości wpłynął na przemysł także inaczej, w przypadkach gdy koszt kapitałowy dużego sprzętu, często zlokalizowanego na odległym i trudnym terenie, zaczyna też być przeszkodą w inwestycjach realizowanych od podstaw i inwestycjach na terenach poprzemysłowych.
Z drugiej strony techniki wstępnego wzbogacania potencjalnie umożliwiają usuwanie frakcji rudy niskiej jakości przed najbardziej kapitałochłonnymi procesami (mielenie drobne i konwencjonalna flotacja) oraz zmniejszenie fizycznej powierzchni wymaganej w przypadku danego poziomu wywarzania metalu w zakładzie.
Istnieje wiele technologii wstępnego wzbogacania, z których tylko jedna jest standardowo stosowana w przemyśle. Aby lepiej określać przeznaczenie rudy do przetwarzania lub na materiał płonny, rutynowo stosuje się wiercenie z kontrolą jakości. W przypadku niektórych kopalń, takich jak złota i miedzi wtórnej, w ramach procesu kontroli jakości materiał przeznacza się również na zwałowisko niskiej jakości do przyszłego przetwarzania.
Obszernej analizie poddawano różne inne techniki wstępnego wzbogacania, ale rzadko znajdowały one komercyjne zastosowanie. Zasadniczo koszty jednostkowe przeprowadzania takich procesów wstępnego wzbogacania zwiększają się wraz ze spadkiem wielkości nadawy ze skał do produktu dolnego, głównie ze względu na dodatkowe rozdrabnianie i klasyfikację konieczne do otrzymania odpowiedniej nadawy.
Opcje wzbogacania wstępnego obejmują sortowanie zgrubne, przesiewanie, separację grawitacyjną, magnetyczną oraz flotację grubą. Sortowanie zgrubne to bardziej precyzyjny sposób kontroli jakości oparty na wykrywaniu jakości wysadzonych skał po wysadzeniu i lepszym wskazywaniu przeznaczenia przepływu rudy do odpowiedniego miejsca docelowego.
Przesiewanie polega na stosowaniu fragmentacji naturalnej lub wywołanej do selektywnego łamania skał wzdłuż mineralizowanych granic, umożliwiając tym samym rozdzielanie na podstawie wielkości skał i lepsze wskazywanie ich przeznaczenia do odpowiedniego miejsca docelowego.
Przy separacji grawitacyjnej stosuje się różnice gęstości składowych frakcji mineralnych, przy wielkości od skał do produktu dolnego, dla lepszego wskazywania przeznaczenia każdej grupy o danej gęstości do ich odpowiedniego miejsca docelowego. Przykładami urządzeń są urządzenia do wzbogacania w cieczach ciężkich (DMS), osadzarki, separatory zwojowe, klasyfikatory itp.
Separacja magnetyczna polega na stosowaniu różnicowych właściwości magnetycznych, zwykle przy wielkościach produktu dolnego, dla lepszego wskazywania przeznaczenia minerałów do ich właściwego miejsca docelowego.
Flotacja gruba to proces flotacji, który prowadzony jest przy grubszych ziarnach niż konwencjonalna flotacja i który oddziela częściowo odsłonięte mineralizowane materiały złożone oraz lepiej wskazuje przeznaczenie składników użytecznych do ich odpowiedniego miejsca docelowego.
Pomimo tej różnorodności potencjalnych technik wstępnego wzbogacania w przemyśle stosowane są jedynie poszczególne technologie w przypadku określonych rud, które są naturalnie podatne na konkretną technikę wstępnego wzbogacania.
Taki brak powszechnego zastosowania prawdopodobnie wynika z powiązania odzysku z jakością charakteryzującego wszystkie techniki wstępnego wzbogacania. Jeśli technika wstępnego wzbogacania jest zaprojektowana i stosowana tak, że uzyskuje się wysoki odzysk cennego składnika, proporcja skały płonnej, którą można odrzucić, jest niska. W związku z tym korzyści wynikające z odrzucenia takiej skały płonnej nie są wystarczające, aby uzasadnić koszt wstępnego wzbogacania.
PL 240 894 B1
Jeśli technika wstępnego wzbogacania jest zaprojektowana i stosowana tak, że uzyskuje się wysoki poziom odrzucenia skały płonnej, materiał niskiej jakości nie nadaje się na produkt odpadowy, ale musi zostać przeznaczony na zwałowisko niskiej jakości do późniejszej obróbki.
Powszechnie nazywa się to inżynierią jakości. W rezultacie powiązane wpływy z tytułu składników użytecznych w zwałowisku niskiej jakości będą czerpane w odległej przyszłości. W związku z powyższym wszystkie koszty wydobycia i wstępnego wzbogacania należy zrównoważyć korzyściami wynikającymi z przechodzenia frakcji rudy wysokiej jakości do mielenia drobnego.
Podsumowując, stosunek wzbogacenia i uzysk osiągane technikami wstępnego wzbogacania są zwykle niewystarczające, aby uzasadnić wprowadzenie dodatkowych etapów obsługi materiałów i opóźnienie ostatecznych wpływów z całej wydobywanej rudy.
Zatem w miejsce szeroko zakrojonego wstępnego wzbogacania w przemyśle pojawił się zupełnie inny paradygmat. Frakcję rudy niskiej jakości z procesów kontroli jakości spiętrzono w hałdach i bezpośrednio poddano ługowaniu. Wysokiej jakości materiał z procesów kontroli jakości zmielono drobno i wzbogacono dla uzyskania koncentratu wysokiej jakości nadającego się do oczyszczania.
Takie ługowanie hałd zaproponowano do odzysku wielu metali, w tym niklu, uranu i cynku, ale w rzeczywistości znalazło szerokie zastosowanie w przypadku złota oraz rud miedzi wtórnej i utlenionej.
Odciek jest perkolowany przez hałdę, zwykle przez okres kilku lat, a naturalne przepływy powietrza zapewniają wystarczającą ilość tlenu do utleniania i rozpuszczania minerału będącego przedmiotem zainteresowania. Odciek zawierający metal będący przedmiotem zainteresowania odzyskuje się z dołu hałdy, a cenny metal się koncentruje i otrzymuje elektrolitycznie.
Odzysk składników użytecznych w tym sposobie ługowania hałd jest znacznie niższy, zwykle 5060% w porównaniu z 85-90% przy pomocy mielenia drobnego i flotacji, a także znacznie wolniejszy tj. 1-3 lata zamiast kilku dni. Jednak ze względu na to, że ługowanie hałd pozwala na uniknięcie wysokich kosztów kapitałowych i operacyjnych związanych z intensywnymi procesami kruszenia, mielenia i wzbogacania, jest zazwyczaj ekonomicznie atrakcyjne w przypadku klas jakości, które są zbyt niskie, aby uzasadnić rozdrabnianie.
Jednak ługowanie hałd ma również ograniczenia w zastosowaniu do rud niskiej jakości. Szybkości dyfuzji odcieku przez częściowo przełamane skały stanowi trudne do wyeliminowania ograniczenie dla przyspieszenia szybkości ługowania i odzysku. Podczas gdy drobno skruszone rudy ługują się w większym stopniu i szybciej, drobne kruszenie wprowadza dodatkowo drobny muł, który zmniejsza przepuszczalność hałdy, stanowiąc przeciwwagę dla ziaren
Nawet taki drobny muł wprowadzony przez wysadzanie i obsługę materiałów podczas formowania hałdy może tworzyć obszary o niskiej przepuszczalności w hałdzie, utrudniając rozprowadzenie zarówno odcieku, jak i powietrza, a tym samym ograniczając też odzysk.
W przypadku rud miedzi pierwotnej dominującą formą mineralną w większości światowych zasobów miedzi jest chalkopiryt. Chalkopiryt podlega pasywacji podczas biologicznie wspomaganego ługowania kwasem, co powoduje niską ogólną ekstrakcję. Miedź z ługowania hałd złóż rud miedzi pierwotnej jest stosowana wyłącznie na zasadzie oportunistycznej, przy czym odzysk zwykle wynosi poniżej około 20%.
Podobnie zaproponowano ługowanie z hałd metali z grupy platynowców (pgm), ale ekstrakcje są zwykle zbyt niskie, aby mogły być przedmiotem zainteresowania.
Ostatnio dokonano jednak obiecujących zmian w technologii ługowania hałd zarówno rud chalkopirytu, jak i rud metali z grupy platynowców (pgm). Niektóre z tych zmian opisano w następujących publikacjach, których treść włącza się do niniejszego dokumentu przez odniesienie:
Shaik, et al - „An investigation of the leaching of Pt and Pd from cooperite, sperrylite and column bioleached concentrates in thiocyanate-cyanide systems” Hydrometallurgy 173 (2017) 210-217,
Kraemer, et al - „Improving recoveries of platinum and palladium from oxidized Platinum-Group Element ores of the Great Dyke, Zimbabwe, using the biogenic siderophore Desferrioxamine B” Hydrometallurgy 152 (2015) 169-177,
Robertson et al, - „A bacterial heap leaching approeach for the treatment of low grade primary copper sulphide ore” Południowoafrykański Instytut Górnictwa i Metalurgii, Trzecia afrykańska konferencja poświęcona metalom nieszlachetnym, strony 471-484,
WO2015/059551, oraz
Eksteen, et al, - „A conceptual flowsheet for heap leaching of platinum group metals (PGMs) from a low-grade ore concentrate” Hydrometallurgy 111-112 (2012) 129-135.
PL 240 894 B1
Niniejsze zgłoszenie zastrzega pierwszeństwo ze zgłoszenia nr US201715631137, którego treść włączono również do niniejszego dokumentu. Po pierwsze stwierdzono, że szybkość ługowania hałd w przypadku chalkopirytu przy użyciu tradycyjnego kwaśnego siarczanu(IV) żelaza(lll) zwiększa się w podwyższonych temperaturach i poprzez utrzymanie odpowiedniego potencjału utleniającego w hałdzie (Robertson).
Wskazano również dopuszczalną szybkość ługowania hałd w przypadku chalkopirytu z zastosowaniem procesu ługowania hałd przy pomocy kwaśnego chlorku miedzi przy niskim pH (WO2015/059551). W tym sposobie wykorzystuje się reakcję miedzi(ll)/miedzi(l) jako utleniacz o potencjale utleniającym, gdzie piryt, który jest głównym zużywającym tlen podczas ługowania, nie jest ługowany. Zastosowanie miedzi jako utleniacza pozwala uniknąć niektórych problemów związanych ze skutecznym napowietrzaniem hałdy.
Zaproponowano także nowe podejście do ługowania hałd w przypadku chalkopirytu z zastosowaniem czynnika ługującego kwas aminooctowy powietrze w warunkach alkalicznych (Eksteen). Przy optymalnym pH i potencjale utleniającym reakcja odcieku z minerałami płonnymi jest ograniczona, co pozwala uniknąć problemów związanych z rozpuszczaniem się żelaza i ponownym strącaniem, które mogą utrudniać przepuszczalność hałdy. Chociaż jako utleniacz do stosowania z kwasem aminooctowym publikacja wskazuje powietrze, możliwość wykorzystania innych par redoks jest oczywista.
Przedmiotem wynalazku jest zapewnienie systemu, który daje wyższy odzysk niż jest to możliwe przy normalnym ługowaniu hałd niskiej jakości urobku surowego rudy.
Przedmiotem wynalazku jest sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej, charakteryzujący się tym, że obejmuje następujące etapy: a) kruszy się rudę we wstępnej kruszarce, b) poddaje się skruszoną rudę procesowi wstępnego wzbogacania jakim jest sortowanie zgrubne na frakcję odrzuconą i strumień posortowanej rudy wyższej jakości, c) frakcję odrzuconą klasyfikuje się na główny strumień materiału płonnego o wielkości cząstek powyżej 2 mm, oraz frakcję podsitową, d) strumień posortowanej rudy wyższej jakości poddaje się kruszeniu i przepuszczeniu przez sito z wytworzeniem pobocznego strumienia materiału płonnego o wielkości cząstek większej niż 1 mm oraz sklasyfikowanej frakcji, którą poddaje się dalej jednemu z następujących procesów wzbogacania: separacji grawitacyjnej, separacji magnetycznej lub flotacji cząstek grubych, z wytworzeniem pozostałości wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm oraz sklasyfikowanej frakcji, e) główny strumień materiału płonnego, poboczny strumień materiału płonnego i pozostałość wstępnego wzbogacania spiętrza się na hałdzie, przy czym rozmiar cząstek hałdy jest większy niż 100 μm, e) hałdę poddaje się ługowaniu, g) strumień produktu uzyskany z dalszego procesu wstępnego wzbogacania poddaje się mieleniu i procesowi flotacji drobnej.
Korzystnie, gdy główny strumień materiału płonnego łączy się z pobocznym strumieniem materiału płonnego i pozostałością wstępnego wzbogacania.
Korzystnie, strumień produktu uzyskany z procesu wstępnego wzbogacania poddaje się mieleniu do wielkości cząsteczek p80 mniejszych niż 150 μm a następnie procesowi flotacji drobnej.
Korzystnie, frakcję odrzuconą klasyfikuje się na główny strumień materiału płonnego o wielkości cząstek od 5 mm do 400 mm włącznie, oraz frakcję podsitową o wielkości cząstek mniejszej niż 5 mm.
Korzystniej, główny strumień materiału płonnego ma wielkość cząstek od 5 mm do 300 mm włącznie.
Jeszcze korzystniej, główny strumień materiału płonnego ma wielkość cząstek od 5 mm do 200 mm włącznie.
Najkorzystniej, gdy główny strumień materiału płonnego ma wielkość cząstek od 5 mm do 100 mm włącznie.
Korzystnie, sposób charakteryzuje się tym, że frakcję podsitową łączy się ze strumieniem posortowanej rudy wyższej jakości i poddaje się kruszeniu.
Korzystnie, rudę poddaje się kruszeniu do wielkości cząstek p80 wynoszącej od 1 mm do 1,5 mm i przepuszcza się przez sito o wielkości otworu 1-1,5 mm z wytworzeniem pobocznego strumienia materiału płonnego o wielkości cząstek większej od 1 mm do 1,5 mm, który to strumień łączy się z głównym strumieniem materiału płonnego oraz sklasyfikowaną frakcją o wielkości cząstek wynoszącej 1,5 mm i mniej, uprzednio poddaną separacji grawitacyjnej, separacji magnetycznej lub flotacji cząstek grubych, z wytworzeniem pozostałości wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm.
Korzystnie, sklasyfikowaną frakcję poddaje się dalszej klasyfikacji na: pierwszą frakcję wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej od 100 μm do 0,5 mm, do flotacji cząstek grubych, separacji grawitacyjnej lub separacji magnetycznej, z wytworzeniem nadających się do składowania
PL 240 894 B1 odpadów wstępnego wzbogacania, drugą frakcję wstępnego wzbogacania, do flotacji cząstek grubych, separacji grawitacyjnej lub separacji magnetycznej, z wytworzeniem pozostałości wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm do ługowania hałd, i sklasyfikowaną frakcję o wielkości cząstek mniejszej niż 100 μm do konwencjonalnej flotacji drobnej.
Korzystnie, sposób charakteryzuje się tym, że pozostałość wstępnego wzbogacania z frakcji o grubszych ziarnach łączy się z głównym strumieniem materiału płonnego, podczas gdy odpady ze wstępnego wzbogacania z frakcji o drobniejszych ziarnach spiętrzane są oddzielnie.
Korzystnie, gdy ruda zawiera: siarczek miedzi, siarczki ołowiu, cynku i srebra, siarczki metali szlachetnych, w tym platyny i złota, lub siarczki niklu.
Ze względu na wcześniejsze usunięcie przesiewu hałda, która jest poddawana ługowaniu, zawiera cząstki o wielkości większej niż 100 μm, a zatem jest wolno przepuszczająca. Przez „wolno przepuszczającą” rozumie się wystarczająco przepuszczalną zarówno dla odcieku, jak i, w razie potrzeby powietrza, aby umożliwić ługowanie zawartych składników użytecznych przez perkolację, przy zastosowaniu rodzaju opisanych wcześniej odczynników.
W zależności od minerału hałdę można ługować, stosując konkretny odciek odpowiedni w przypadku paragenezy minerałów, która ma zostać odzyskana. Na przykład ruda miedzi pierwotnej byłaby prawdopodobnie ługowana w warunkach kwasu siarkowego (Robertson) lub kwaśnego chlorku miedzi (WO2015/059551).
Fig. 1 przedstawia schemat technologiczny sposobu według wynalazku, zaś fig. 2 przedstawia schemat technologiczny przykładowego sposobu według wynalazku, wskazujący podziały pod względem masy i jakości.
Wynalazek jest zintegrowanym sposobem do stosowania technik wstępnego wzbogacania najlepiej dopasowanych do cech konkretnego złoża rudy i podczas wstępnego wzbogacania jednocześnie tworzącym strumień niskiej jakości, który zapewnia znacznie wyższy odzysk niż możliwy do uzyskania przy zastosowaniu normalnego ługowania hałd niskiej jakości urobku surowego rudy.
Celem tego wynalazku jest połączenie i zintegrowanie znanych korzyści wstępnego wzbogacania z korzyściami ługowania hałd dla zwiększenia jakości rudy do dalszego przetwarzania i przy jednoczesnym uzyskaniu rudy niskiej jakości, która jest znacznie bardziej podatna na ekstrakcję składników użytecznych niż w ramach stosowanych sposobów ługowania hałd. A zwłaszcza wprowadzenie zintegrowanego wzbogacania wstępnego wraz z nowo zaproponowanymi sposobami ługowania hałd zasobów miedzi pierwotnej. Dzięki tej integracji ogólny odzysk składników użytecznych można przyspieszyć i zwiększyć, jednocześnie ograniczając odpady i zużycie wody w kopalni, a także zmniejszając koszty kapitałowe i operacyjne aktywów.
Podczas gdy dalszy opis wynalazku ilustruje korzyści w przypadku zasobów miedzi pierwotnej, gdzie podatność na ługowanie chalkopirytu stwarza nowe możliwości, podstawowe zasady wynalazku mają również zastosowanie do innych metali, takich jak PGM, złoto, nikiel, cynk, miedź wtórna, itp.
Ten zintegrowany sposób można konfigurować tak, że wybiera się odpowiednią wielkość cząstek dla każdego etapu wstępnego wzbogacania, aby umożliwić zarówno skuteczne wzbogacanie rudy przechodzącej do mielenia drobnego, jak i konwencjonalną flotację, przy odpowiedniej wielkości i jakości strumienia niskiej jakości, który jest przeznaczany do ługowania hałd, co jest bardziej ekonomiczne.
Poprzez usunięcie frakcji przesiewu do wzbogaconego produktu we wstępnym wzbogacaniu (co następuje naturalnie w wybranych procesach wzbogacania) przepuszczalność kolejnej hałdy jest zwiększana, poprawiając odzysk z ługowania hałd.
A dzięki stosowaniu stopniowego zmniejszania wielkości wymaganego do wstępnego wzbogacania (co następuje naturalnie przy optymalizacji wybranych procesów wstępnego wzbogacania) szybkość ługowania zawartości składników użytecznych w hałdzie zwiększa się w stosunku do ługowania hałd niskiej jakości urobku surowego rudy, zwiększy się też ogólny odzysk.
Odczynniki do ługowania hałd i warunki pracy są wybierane spośród znanych w dziedzinie i są dostosowywane tak, że umożliwiają wydajne ługowanie różnej wielkości strumieni niskiej jakości wytwarzanych poprzez wstępne wzbogacanie, począwszy od skruszonych skał z wstępnego przesiewania, aż po gruboziarnisty produkt dolny o wielkości tak małej jak 200 mikronów.
A dzięki stosowaniu ługowania hałd do odzyskiwania składników użytecznych we frakcji odrzuconej ze wstępnego wzbogacania każdy etap wstępnego wzbogacania może ekonomicznie odrzucić więcej skały płonnej, zmniejszając w ten sposób koszty kapitałowe i operacyjne procesów mielenia drobnego i flotacji.
PL 240 894 B1
Zintegrowany system można zrównoważyć, aby zoptymalizować marżę gotówkową dla konkretnej rudy, która ma być przetwarzana, w oparciu o względny odzysk z wytwarzania poprzez wzbogacanie i ługowanie.
Korzyści wzbogacania wstępnego są dobrze znane znawcom dziedziny i są to niższy koszt energochłonnego rozdrabniania drobnego koniecznego do pełnego uwolnienia cennego minerału, mniejszy sprzęt rozdrabniający, a co za tym idzie - koszty inwestycyjne i zajmowana przestrzeń, niższe zużycie wody wynikające z suchego przechowywania pozostałości, czy też niższe wytwarzanie odpadów wynikające z suchego składowania pozostałości.
Integracja wstępnego wzbogacania z ługowaniem hałd, które jest przedmiotem tego wynalazku, umożliwia ponadto szybkie wpływy zarówno z koncentratu wstępnego wzbogacania, jak i strumienia resztkowego niskiej jakości ze wstępnego wzbogacania uzyskanego dzięki połączeniu z procesami ługowania hałd, ogólną ekstrakcję zapewniającą pozostałość o jakości, która ekonomicznie nie uzasadnia pobierania materiałów ze zwału, eliminując w ten sposób koszt ponoszony przy zastosowaniu wstępnego wzbogacania w ramach typowej inżynierii jakości, zwiększony ogólny odzysk metalowych składników użytecznych w zasobie - każda frakcja odrzucona z wstępnego wzbogacania może być poddawana ługowaniu hałd, z wyższym odzyskiem z ługowania w porównaniu z konwencjonalnym ługowaniem hałd, a także obniżenie opłacalnej jakości bilansowej dla zasobu oraz możliwość celowania w wyższą jakość bilansową w przypadku rudy kierowanej do bardziej kapitałochłonnych i kosztownych procesów wzbogacania drobniejszego, takich jak CPF, separacja magnetyczna i flotacja ze względu na wytwarzanie mniejszej ilości odpadów oraz zużywanie mniejszej ilości wody.
Podsumowując, to zintegrowane podejście eliminuje wpływ kwestii związanych z relacją jakość a odzysk, które od zawsze ograniczały stosowanie wstępnego wzbogacania. Dodatkowy tonaż urobku nie jest już wymagany do wytwarzania metalu na podobnym poziomie, wyeliminowane są koszty magazynowania i regeneracji zwałowiska niskiej jakości oraz brak jest opóźnienia w uzyskiwaniu wpływów ze zwałowisk rudy niskiej jakości.
Oprócz optymalizacji działania kopalni po względem ekonomicznym jakość koncentratu pośredniego uzyskiwana poprzez zintegrowane wstępne wzbogacanie i ługowanie hałd jest znacznie wyższa niż w przypadku urobku surowego rudy. Istnieje zatem potencjał do tego, aby pompować muł płuczkowy koncentratu pośredniego do odległego zakładu przetwórczego.
Ta opcja związana z oddzielną lokalizacją zapewnia potencjalne korzyści w postaci tworzenia kopalń satelickich, które zasilą centralny zakład przetwarzania; zakład przetwórczy może być zlokalizowany w miejscu doskonale nadającym się do składowania odpadów oraz do tego, aby zapewnić dostęp do wykwalifikowanej siły roboczej.
Każda kopalnia ma swoje własne określone potrzeby i ograniczenia. Zintegrowane wstępne wzbogacanie i ługowanie hałd umożliwia dostosowanie wartości zadanych celem uwzględnienia tych potrzeb bez znacznej utraty odzysku zasobów.
Przykłady wykonania
Rudę kruszy się we wstępnej kruszarce 14, po czym poddaje się skruszoną rudę procesowi wstępnego wzbogacania jakim jest sortowanie zgrubne na frakcję odrzuconą 18 i strumień 28 posortowanej rudy wyższej jakości. Następnie frakcję odrzuconą 18 klasyfikuje się na główny strumień 22 materiału płonnego o wielkości cząstek powyżej 2 mm, oraz frakcję podsitową 24. W dalszym etapie strumień 28 posortowanej rudy wyższej jakości poddaje się kruszeniu 30 i przepuszczeniu przez sito 34 z wytworzeniem pobocznego strumienia 38 materiału płonnego o wielkości cząstek większej niż 1 mm oraz sklasyfikowanej frakcji 36, którą poddaje się dalej procesowi wzbogacania - separacji grawitacyjnej, z wytworzeniem pozostałości 52 wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm oraz sklasyfikowanej frakcji 41. Następnie główny strumień 22 materiału płonnego, poboczny strumień 38 materiału płonnego i pozostałość 52 wstępnego wzbogacania spiętrza się na hałdzie 26, przy czym rozmiar cząstek hałdy 26 jest większy niż 100 μm. Następnie hałdę 26 poddaje się ługowaniu, a strumień produktu uzyskany z dalszego procesu wstępnego wzbogacania poddaje się mieleniu i procesowi flotacji drobnej 60.
Inne przykłady wykonania obejmują alternatywne konfiguracje wstępnego wzbogacania, gdzie zmieniono liczbę procesów wstępnego wzbogacania lub zastąpiono alternatywnymi rozwiązaniami i dostosowano eksploatacyjne wartości zadane w procesie rozdrabniania, aby spełnić określone wymagania związane z surowcem mineralnym i lokalizacji kopalni.
PL 240 894 B1
Wysadzana ruda 10 jest ładowana i przeznaczana przy użyciu tradycyjnych technik kontroli jakości na odpady 12, w którym to przypadku jakość jest niewystarczająca dla uzasadnienia przetwarzania, albo do kruszarki do dalszego przetwarzania we wstępnej kruszarce 14.
Po kruszarce 14 stosuje się proces sortowania zgrubnego 16 dla oddzielenia rudy 18 o jakości, która zapewnia wyższą marżę gotówkową przy ługowaniu hałd niż możliwa do uzyskania przy zastosowaniu kolejnych etapów mielenia i wzbogacania.
Podział możliwy do uzyskania poprzez sortowanie zgrubne dla przeznaczenia materiału do ługowania hałd albo wzbogacania jest ulepszony w porównaniu z tradycyjnymi procesami kontroli jakości ze względu na ulepszoną precyzję przestrzenną systemu sortowania zgrubnego.
Taka ruda niskiej jakości z sortowania zgrubnego 18 jest przesiewana lub myta 20 dla odzyskania frakcji podsitowej 24, która zwykle jest mniejsza niż około 20 mm i która ma wyższą jakość niż nadawa ze względu na różnicowy przełam, który następuje podczas wysadzania i wstępnego kruszenia.
Takie przesiewanie umożliwia przeznaczenie podziarna zawierającego rudę 24 najwyższej jakości do dalszego wstępnego wzbogacania, a także poprawia przepuszczalność pozostałej rudy nadsitowej 22, zwiększając tym samym odzysk z ługowania hałd.
Nadziarno 22 z przesiewania 20 jest spiętrzane do ługowania hałd 26.
Frakcja 28 wysokiej jakości z sortowania zgrubnego 16 i podziarno 24 z przesiewania 20 są przepuszczane przez rozdrabnianie grube w urządzeniu 30 do kruszenia drobnego, takim jak kruszarka trzeciego stopnia, wysokociśnieniowa kruszarka walcowa (HPGR), kruszarka z wałem pionowym (VSI) lub młyn kulowy, dla zmniejszenia wielkości rudy w rozdrobnionym strumieniu 32 do p80 zwykle około 1-2 mm.
Strumień 32 przechodzi do klasyfikacji 34. W ramach klasyfikacji, zwykle poprzez przesiewanie, oddziela się frakcję 36 o drobniejszych ziarnach i wyższej jakości, odpowiednią do dalszego wstępnego wzbogacania, oraz produkt dolny 38 o grubszych ziarnach i nieco niższej jakości, który jest odpowiedni do ługowania hałd, w tych samych albo osobnych hałdach 26 ze strumienia 22 rudy.
Taki produkt dolny 38 ma teraz wielkość, przy której przepuszczalność jest wciąż wysoka, a ługowanie hałd jest szybsze niż w przypadku konwencjonalnego ługowania hałd i można uzyskać wyższy odzysk ze względu na dodatkowe przełamywanie skały podczas rozdrabniania.
Kolejnym etapem wzbogacania w przypadku większości rud miedzi będzie połączenie flotacji grubej dla usunięcia dodatkowo skały płonnej, aby umożliwić odzysk wody z większości pozostałości z flotacji. W tym przypadku w ramach klasyfikacji 34 prawdopodobnie usunięto by materiał <1 mm, przy klasyfikacji przy około 100 mikronów kierującej przesiew bezpośrednio do konwencjonalnej flotacji 60.
Frakcję o grubszych ziarnach można dalej klasyfikować 40 do przetwarzania podfrakcji 42 i 44 za pomocą zespołów 46 i 50 do podzielonej flotacji grubej, gdzie wybierane są różne warunki eksploatacyjne CPF dla uzyskania krzywych odzysku najlepszej jakości dla frakcji każdej wielkości.
Jeśli odzysk w górnych zakresach wielkości podzielonej flotacji grubej 50 nie dał pozostałości do odrzucenia, tę frakcję pozostałości 52, zazwyczaj w zakresie wielkości od 0,4 mm do 1 mm, łączy się w 54 z rudą nadsitową 22 i przeznacza do ługowania hałd 26. Hałda 26 jest irygowana odczynnikiem ługującym 56, który perkoluje przez hałdę 26. Ze względu na to, że cząstki w hałdzie są większe niż 100 μm pod względem wielkości, hałda jest „wolno przepuszczająca”, zwykle o przewodności hydraulicznej większej niż 1 cm/s. Z hałdy 26 uzyskuje się roztwór 58 po ługowaniu i poddaje się go procesom takim jak ekstrakcja rozpuszczalnikiem lub wymiana jonowa dla odzyskania składników użytecznych z roztworu po ługowaniu, a następnie przygotowuje się ług do ponownego wprowadzenia do obiegu 56 i dalszego ługowania składników użytecznych.
Koncentraty pośrednie z flotacji grubej przechodziłyby do mielenia powtórnego i konwencjonalnego procesu flotacji drobnej. W konwencjonalnym procesie flotacji drobnej pianowej wielkości cząstek wynoszą zwykle mniej niż 0,1 mm (100 μm).
Pozostałość z flotacji grubej 46/50 to wolno przepuszczający produkt dolny, który można hydraulicznie spiętrzać w celu trwałego składowania i drenować dla odzyskania wody.
Końcowe odpady wytworzone w wyniku konwencjonalnej flotacji są skromną frakcją początkowo wydobytej rudy, przy czym strumienie 22, 38, 48 i 52 wolno przepuszczającej pozostałości są wysyłane raczej do ługowania hałd lub bezpośrednio do składowania, zamiast kończyć jako odpady.
Tę niewielką ilość odpadów flotacyjnych można następnie przechowywać w specjalnie zbudowanym magazynie na odpady lub bezpiecznie przechowywać jako suchą warstwę na wyczerpanych hałdach po ługowaniu, aby zapobiegać drenowaniu urobku z kwasu.
PL 240 894 B1
W przypadku złota odczynnikiem do ługowania hałd jest cyjanek, natomiast w przypadku miedzi wtórnej - kwas siarkowy, jak stosuje się w ramach wielu działań przetwórczych na całym świecie.
W przypadku rudy miedzi pierwotnej odczynnik ługowania hałd zostałby wybrany spośród tych, które są obecnie w fazie zaawansowanego opracowywania, takich jak opisane w powołanych publikacjach. Zredukowana średnia wielkość cząstek w hałdach zwiększy prędkość ługowania, skracając zwykle 2-letni cykl przetwarzania dla konwencjonalnego ługowania hałd do cyklu około 1-rocznego.
Wynalazek ma szczególne zastosowanie w ługowaniu hałd miedzi pierwotnej (chalkopirytu), co było nieopłacalne. Procesy te zwiększają efektywność łączonego wzbogacania stosowanego osobno, a także zwiększają skuteczność samego ługowania hałdy.
W etapie sortowania zgrubnego kruszona ruda ze wstępnej kruszarki 14 przesyłana jest do kruszarki 25 drobnych ziaren na przenośniku. Na przenośniku analizuje się jakość rudy (lub szkodliwych zanieczyszczeń) z zastosowaniem technik takich jak promieniowanie rentgenowskie, aktywacja neutronowa lub rezonans magnetyczny umożliwiających przekierowanie strumienia niskiej jakości z głównego przepływu rudy. Sortownik zgrubny 16 może zawierać taśmę przenośnika z mechanizmem przekierowującym sterowanym przez czujnik do analizy ciągłej (taki jak czujnik wykorzystujący rezonans magnetyczny lub aktywację neutronową, lub szybkie skanowanie rentgenowskie), przy czym mechanizm przekierowujący przekierowuje strefy skały niskiej jakości niezgodne z wybraną jakością bilansową (CoG) do strumienia materiału płonnego.
Separacja magnetyczna słabomagnetycznych materiałów przy zastosowaniu technik takich jak wysokowydajna separacja magnetyczna na mokro może być stosowana jako wstępne wzbogacanie, zwykle przy zakresie wielkości cząstek od 0,2-1 mm. Może ona stanowić skuteczną alternatywę wobec flotacji grubej.
Separacja grawitacyjna z zastosowaniem technik takich jak DMS i klasyfikacja przepływu zwrotnego może być stosowana jako technika wstępnego wzbogacania pod warunkiem, że między skałą płonną a cennymi składnikami istnieje wystarczające zróżnicowanie pod względem gęstości. Takie techniki także są skutecznie w przedziale wielkości od 0,2-1 mm.
Flotacja gruba może odbywać się z zastosowaniem dostosowanego do potrzeb flotownika, 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 i czasu przebywania dla konkretnego minerału podlegającego flotacji. Przy tej wielkości ruda jest wystarczająco zmielona, by uwalniać większość skały płonnej i eksponować, ale niekoniecznie w pełni uwalniać wartościowe ziarna mineralne. Odzyski flotacji grubej częściowo eksponowanej mineralizacji są wysokie, a pozostałość w postaci skały płonnej tworzy produkt dolny, który nie uzasadnia dalszego rozdrabniania i konwencjonalnej flotacji.
Nie wszystkie etapy wstępnego wzbogacania będą miały zastosowanie w przypadku wszystkich rud i możliwe są różne konfiguracje według niniejszego wynalazku, podobnie jak różne optymalne wielkości dla zastosowania technik wstępnego wzbogacania. Dlatego też, jeśli ruda jest jednorodna, sortowanie zgrubne może nie być uzasadnione. Jeśli różnicowy przełam, a tym samym współczynnik wzbogacenia przy przesiewaniu jest niski, to przesiew z materiału przeznaczonego do ługowania hałd może mieć mniejszą wielkość lub może nie być w ogóle uzasadniony, albo cały materiał przeznaczony do kruszenia drobnego można rozdrabniać do mniej niż około 400 mikronów, aby zastosować CPF wytwarzającą pozostałość nadającą się do bezpośredniego usuwania. Również cały materiał przeznaczony do drobnego kruszenia można rozdrabniać do mniej niż 0,8 mm, przy CPF grubych ziaren stosowaną w połączeniu z ługowaniem hałd dla odzyskania składników użytecznych. Jeśli separacja grawitacyjna lub separacja magnetyczna zapewniają bardziej wydajne wzbogacenie niż flotacja gruba, wówczas można je zastosować w zamian.
Jednak bez względu na optymalną konfigurację wstępnego wzbogacania, rozdrabniania i klasyfikacji w przypadku konkretnej rudy istota wynalazku jest zachowana - procesy wstępnego wzbogacania do znacznego zmniejszenia ilości rudy wymagającej mielenia drobnego, zintegrowane z ługowaniem hałd, aby zachować wysoki ogólny odzysk.
Podsumowując, wynalazek stosuje wiele etapów wstępnego wzbogacania podczas stopniowego zmniejszania wielkości cząstek dla wytworzenia serii strumieni odrzuconych, z których każdy bardziej opłaca się przetwarzać przez ługowanie hałd, niż dalsze rozdrabnianie. Ten materiał odrzucony z każdego etapu wstępnego wzbogacania może być wyższej jakości niż normalnie przeznaczony do ługowania hałd ze względu na szybsze i pełniejsze ługowanie. Zwiększenie jakości i zmniejszenie tonażu na
PL 240 894 B1 dawy rudy poprzez wzbogacanie wymaga znacznie mniejszego kapitału i zużycia energii na tonę odzyskanego metalu. Powstałe odpady końcowe stanową niewielką frakcję pierwotnego urobku surowego, a zatem straty wody są ograniczone, a konieczność magazynowania odpadów można wyeliminować lub znacznie ograniczyć.
Na fig. 2 pokazano przykład orientacyjnych podziałów pod względem masy i jakości dla chilijskich zasobów miedzi.
Założenia dotyczące podziałów pod względem masy i odzysku miedzi w ramach wzbogacania oparte są na analizie geostatystycznej niejednorodności przestrzennej oraz pracach testowych w celu oceny przesiewania i flotacji cząstek grubych. Założeń dotyczących odzysku w ramach ługowania hałd chalkopirytu przy użyciu nowych czynników ługujących dokonuje się podstawie opublikowanych danych i niepublikowanych informacji dotyczących ługowania produktu dolnego przy użyciu tych samych odczynników. Odzyski dla konwencjonalnej flotacji i konwencjonalnego ługowania hałd zakłada się na podstawie danych operacyjnych zakładu.
Konfiguracja schematu blokowego przyjęta do kalkulacji podziału pod względem masy jest tym samym przykładem wykonania wynalazku, jak pokazano na fig. 1.
Dla porównania, na potrzeby analizy wynalazku, na każde 100 ton rudy odzyskanej podczas wydobywania przy użyciu konwencjonalnych procesów kontroli jakości 70 ton jest obecnie przeznaczanych do kruszenia/mielenia/flotacji przy 0,75% Cu, a około 30% jest przeznaczane do ługowania hałd przy 0,35% Cu. Średni odzysk z ługowania hałd rudy miedzi pierwotnej wynosi 30%, przy czym odzyskuje się tylko 10% chalkopirytu i 50% innych minerałów miedzi.
Odzysk bieżący z frakcji 70-tonowej odbywa się przez mielenie drobne i konwencjonalną flotację i wynosi 85%. Zatem ogólny globalny odzysk miedzi z urobku surowego rudy w przypadku konwencjonalnego przetwarzania przez flotację wyższej jakości i ługowanie hałd niższej jakości złoża rudy wynosi około 76%, przy 70 tonach skały płonnej w postaci odpadów, przy zużyciu 45 ton wody.
Wpływ wynalazku na rozkłady masy i jakości pokazano na fig. 2.
Dla tych samych 100 ton urobku surowego rudy tylko około 40 ton podlega konwencjonalnej flotacji (w porównaniu z 70). Początkowa wielkość rozdrobnienia to p80 wynoszące 2 mm (w porównaniu z 0,25 mm), a całościowy odzysk miedzi wynosi 78% (w porównaniu z 76%).
Zatem porównanie wynalazku z konwencjonalnym przetwarzaniem wskazuje, że wynalazek zapewnia podobny lub ulepszony całościowy odzysk miedzi z zasobów, wydajność mielenia i związane z tym zużycie energii zmniejsza się o 40%, a generowanie odpadów zmniejsza się do 50% w porównaniu z konwencjonalnym.
Ten znacznie ulepszony zasięg przetwarzania na terenie kopalni oraz wysoka jakość nadawy do konwencjonalnej flotacji, dzięki czemu muł płuczkowy można łatwo przepompowywać do odległej lokalizacji, ma znaczący wpływ na koszt kapitałowy całego zakładu.
W przypadku modernizacji terenów poprzemysłowych korzyści płynące z wynalazku można rozpatrywać z perspektywy obniżania kosztów lub szybszego wydobywania, aby wykorzystać zwiększoną wydajność aktywów i podsumować w poniższy sposób.
Sposób, w którym wstępne wzbogacanie jest w pełni zintegrowane z ługowaniem hałd, tak że odzysk w ramach wstępnego wzbogacania jest optymalizowany wraz z posortowanymi pod względem wielkości pozostałościami wzbogacania wstępnego, które nadają się do ługowania hałd przy wysokim odzysku.
Sposób, w którym podział rudy między wstępne wzbogacanie a ługowanie hałd jest ulepszony z zastosowaniem sortowania zgrubnego dla optymalizacji ogólnej efektywności ekonomicznej konkretnej kopalni.
Sposób, w którym techniki wstępnego wzbogacania są wybierane spośród następujących opcji: przesiewanie, flotacja gruba, separacja magnetyczna i separacja grawitacyjna.
Sposób, w którym traktowana ruda nadaje się do wzbogacania konwencjonalną flotacją i zawiera miedź, nikiel, cynk, złoto lub PGM.
Sposób, w którym wielkości cząstek wybierane do etapów wstępnego wzbogacania mieszczą się w zakresie od 50 mm do 0,2 mm, a korzystnie od 30 mm do 0,2 mm.
Sposób, w którym wstępne wzbogacanie jest stosowane do tworzenia resztkowej frakcji rudy o jakości, wielkości i zawartości mułu nadających się do zwiększonego odzysku podczas ługowania hałd.
Sposób, w którym ruda zawiera znaczący chalkopiryt, a czynnikiem ługującym pozostałość jest chlorek miedzi albo kwas aminooctowy.
PL 240 894 B1
Sposób, w którym wielkości do wstępnego wzbogacania są wybierane dla ograniczenia tworzenia się drobnych odpadów i zużycia wody.
Sposób, w którym ograniczona ilość odpadów umożliwia zmieszanie tych odpadów z materiałem na zużytej hałdzie po ługowaniu, co pozwala na wyeliminowanie konieczności zapewnienia obiektu do trwałego przechowywania odpadów.
Sposób, który umożliwia kopalni zajmować znacznie mniejszą przestrzeń, poprzez zmniejszenie wymagań w zakresie mielenia, i potencjalne oddzielenie zakładów wydobywczych i przetwórczych poprzez transportowanie koncentratu wstępnego wzbogacania.
Claims (12)
1. Sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej, znamienny tym, że obejmuje następujące etapy:
a) kruszy się rudę we wstępnej kruszarce (14),
b) poddaje się skruszoną rudę procesowi wstępnego wzbogacania jakim jest sortowanie zgrubne na frakcję odrzuconą (18) i strumień (28) posortowanej rudy wyższej jakości,
c) frakcję odrzuconą (18) klasyfikuje się na główny strumień (22) materiału płonnego o wielkości cząstek powyżej 2 mm, oraz frakcję podsitową (24),
d) strumień (28) posortowanej rudy wyższej jakości poddaje się kruszeniu (30) i przepuszczeniu przez sito (34) z wytworzeniem pobocznego strumienia (38) materiału płonnego o wielkości cząstek większej niż 1 mm oraz sklasyfikowanej frakcji (36), którą poddaje się dalej jednemu z następujących procesów wzbogacania: separacji grawitacyjnej, separacji magnetycznej lub flotacji cząstek grubych, z wytworzeniem pozostałości (52) wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm oraz sklasyfikowanej frakcji (41), e) główny strumień (22) materiału płonnego, poboczny strumień (38) materiału płonnego i pozostałość (52) wstępnego wzbogacania spiętrza się na hałdzie (26), przy czym rozmiar cząstek hałdy (26) jest większy niż 100 μm,
f) hałdę (26) poddaje się ługowaniu,
g) strumień produktu uzyskany z dalszego procesu wstępnego wzbogacania poddaje się mieleniu i procesowi flotacji drobnej (60).
2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że główny strumień (22) materiału płonnego łączy się z pobocznym strumieniem (38) materiału płonnego i pozostałością (52) wstępnego wzbogacania.
3. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że strumień produktu uzyskany z procesu wstępnego wzbogacania poddaje się mieleniu do wielkości cząsteczek p80 mniejszych niż 150 μm a następnie procesowi flotacji drobnej (60).
4. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że frakcję odrzuconą (18) klasyfikuje się na główny strumień (22) materiału płonnego o wielkości cząstek od 5 mm do 400 mm włącznie, oraz frakcję podsitową (24) o wielkości cząstek mniejszej niż 5 mm.
5. Sposób według zastrz. 4, znamienny tym, że główny strumień (22) materiału płonnego ma wielkość cząstek od 5 mm do 300 mm włącznie.
6. Sposób według zastrz. 5, znamienny tym, że główny strumień (22) materiału płonnego ma wielkość cząstek od 5 mm do 200 mm włącznie.
7. Sposób według zastrz. 6, znamienny tym, że główny strumień (22) materiału płonnego ma wielkość cząstek od 5 mm do 100 mm włącznie.
8. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że frakcję podsitową (24) łączy się ze strumieniem (28) posortowanej rudy wyższej jakości i poddaje się kruszeniu (30).
9. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że rudę poddaje się kruszeniu (30) do wielkości cząstek p80 wynoszącej od 1 mm do 1,5 mm i przepuszcza się przez sito (34) o wielkości otworu 1-1,5 mm z wytworzeniem pobocznego strumienia (38) materiału płonnego o wielkości cząstek większej od 1 mm do 1,5 mm, który to strumień (38) łączy się z głównym strumieniem (22) materiału płonnego oraz sklasyfikowaną frakcją (36) o wielkości cząstek wynoszącej 1,5 mm i mniej, uprzednio poddaną separacji grawitacyjnej, separacji magnetycznej lub flotacji cząstek grubych, z wytworzeniem pozostałości (52) wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm.
PL 240 894 B1
10. Sposób według zastrz. 9, znamienny tym, że sklasyfikowaną frakcję (36) poddaje się dalszej klasyfikacji (40) na: pierwszą frakcję (44) wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej od 100 μm do 0,5 mm, do flotacji cząstek grubych, separacji grawitacyjnej lub separacji magnetycznej, z wytworzeniem nadających się do składowania odpadów (48) wstępnego wzbogacania, drugą frakcję (42) wstępnego wzbogacania, do flotacji cząstek grubych, separacji grawitacyjnej lub separacji magnetycznej, z wytworzeniem pozostałości (52) wstępnego wzbogacania o wielkości cząstek większej niż 100 μm do ługowania hałd, i sklasyfikowaną frakcję (41) o wielkości cząstek mniejszej niż 100 μm do konwencjonalnej flotacji drobnej (60).
11. Sposób według zastrz. 10, znamienny tym, że pozostałość (52) wstępnego wzbogacania z frakcji o grubszych ziarnach łączy się z głównym strumieniem (22) materiału płonnego, podczas gdy odpady (48) ze wstępnego wzbogacania z frakcji o drobniejszych ziarnach spiętrzane są oddzielnie.
12. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że ruda zawiera: siarczek miedzi, siarczki ołowiu, cynku i srebra, siarczki metali szlachetnych, w tym platyny i złota, lub siarczki niklu.
Applications Claiming Priority (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US15/631,137 US9968945B1 (en) | 2017-06-23 | 2017-06-23 | Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection |
| US15/631,137 | 2017-06-23 | ||
| PCT/IB2018/053394 WO2018234880A1 (en) | 2017-06-23 | 2018-05-15 | Beneficiation of values from ores with a heap leach process |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL432373A1 PL432373A1 (pl) | 2021-06-28 |
| PL240894B1 true PL240894B1 (pl) | 2022-06-27 |
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 Before (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL432372A PL241640B1 (pl) | 2017-06-23 | 2017-06-30 | Zintegrowany sposób odzyskiwania wartościowych metali 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) | PH12019502827A1 (pl) |
| PL (2) | PL241640B1 (pl) |
| WO (2) | WO2018234855A1 (pl) |
| ZA (2) | ZA202000045B (pl) |
Families Citing this family (25)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AR106441A1 (es) * | 2016-05-11 | 2018-01-17 | Anglo American Services Uk Ltd | Reducción de la necesidad de represas de almacenamiento de relaves en la flotación de minerales |
| 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 |
| 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 |
| 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 |
| FI130134B (en) | 2019-03-08 | 2023-03-09 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Tailings deposition |
| WO2021038449A2 (en) * | 2019-08-26 | 2021-03-04 | Anglo American Technical & Sustainability Services Ltd | Sulphide concentrator plant |
| WO2021108917A1 (en) * | 2019-12-06 | 2021-06-10 | Iron Ore Company Of Canada | Fluid-borne particle classification system and method of use |
| 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 |
| AU2022230559A1 (en) * | 2021-03-05 | 2023-09-07 | 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 |
| WO2025102113A1 (en) * | 2023-11-15 | 2025-05-22 | Mining and Process Solutions Pty Ltd | Process for producing a concentrate |
| CN119972339B (zh) * | 2025-01-18 | 2025-11-11 | 广西桂华成有限责任公司 | 一种低品位微细粒钨锡综合利用的方法 |
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 |
| US5431717A (en) * | 1993-12-03 | 1995-07-11 | Geobiotics, Inc. | Method for rendering refractory sulfide ores more susceptible to biooxidation |
| RU2113522C1 (ru) * | 1993-12-03 | 1998-06-20 | Джеобиотикс, Инк. | Способ биоокисления огнеупорных сульфидных руд |
| NZ310627A (en) * | 1995-06-02 | 1998-10-28 | Geobiotics Inc | A method of recovering precious metal values from a precious metal bearing refractory sulphide ore using 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 |
| BRPI0717648A2 (pt) * | 2006-10-16 | 2013-12-24 | Tech Resources Pty Ltd | Método de separação de material minerado e método para recuperação de material valioso, tal como metais valiosos, a partir de material minerado, tal como minério minerado. |
| CN101970117B (zh) * | 2008-01-09 | 2013-09-11 | Bhp比利通Ssm开发有限公司 | 含镍硫化物的处理方法 |
| 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 |
| US10041143B2 (en) | 2013-10-23 | 2018-08-07 | Bhp Chile Inc. | Heap leaching of copper |
| 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 |
| EP3158090A1 (en) * | 2014-06-17 | 2017-04-26 | Samancor Manganese (Proprietary) Limited | Manganese ore beneficiation process |
| CL2016000239A1 (es) * | 2015-04-22 | 2016-09-23 | Anglo American Services Uk Ltd | Proceso para recuperar metales de valor desde un mineral |
| 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 |
| AR106441A1 (es) * | 2016-05-11 | 2018-01-17 | Anglo American Services Uk Ltd | Reducción de la necesidad de represas de almacenamiento de relaves en la flotación de minerales |
| 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 MX MX2019015631A patent/MX2019015631A/es unknown
- 2017-06-30 FI FI20205050A patent/FI128689B/en active IP Right Grant
- 2017-06-30 CL CL2017001741A patent/CL2017001741A1/es unknown
- 2017-06-30 CN CN201780092432.1A patent/CN111050918B/zh active Active
- 2017-06-30 AU AU2017204490A patent/AU2017204490B1/en active Active
- 2017-06-30 EA EA202090080A patent/EA202090080A1/ru unknown
- 2017-06-30 AR ARP170101829A patent/AR108937A1/es active IP Right Grant
- 2017-06-30 CA CA3067498A patent/CA3067498C/en active Active
- 2017-06-30 WO PCT/IB2017/053963 patent/WO2018234855A1/en not_active Ceased
- 2017-06-30 PL PL432372A patent/PL241640B1/pl unknown
- 2017-06-30 BR BR112019027589-4A patent/BR112019027589B1/pt active IP Right Grant
- 2017-07-03 PE PE2017001182A patent/PE20190161A1/es unknown
-
2018
- 2018-05-15 BR BR112019027331-0A patent/BR112019027331A2/pt not_active Application Discontinuation
- 2018-05-15 CA CA3067503A patent/CA3067503C/en active Active
- 2018-05-15 PE PE2018000979A patent/PE20190237A1/es unknown
- 2018-05-15 WO PCT/IB2018/053394 patent/WO2018234880A1/en not_active Ceased
- 2018-05-15 NZ NZ760928A patent/NZ760928A/en unknown
- 2018-05-15 MX MX2019015466A patent/MX2019015466A/es unknown
- 2018-05-15 AU AU2018203387A patent/AU2018203387B2/en active Active
- 2018-05-15 FI FI20205051A patent/FI129835B/en active IP Right Grant
- 2018-05-15 AR ARP180101277A patent/AR111867A1/es 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 EA EA202090081A patent/EA202090081A1/ru unknown
- 2018-05-15 CL CL2018001306A patent/CL2018001306A1/es unknown
-
2019
- 2019-12-13 PH PH12019502827A patent/PH12019502827A1/en unknown
- 2019-12-13 PH PH12019502826A patent/PH12019502826A1/en unknown
-
2020
- 2020-01-03 ZA ZA2020/00045A patent/ZA202000045B/en unknown
- 2020-01-03 ZA ZA2020/00046A patent/ZA202000046B/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 |
|---|---|---|
| PL240894B1 (pl) | Sposób odzyskiwania metali wartościowych z rudy siarczkowej | |
| US11203044B2 (en) | Beneficiation of values from ores with a heap leach process | |
| AU2016200542B2 (en) | Process for recovering value metals from ore | |
| US6319389B1 (en) | Recovery of copper values from copper ores | |
| CN100471574C (zh) | 分步分支磨矿和磨选循环的方法 | |
| Lakshmanan et al. | Beneficiation of gold and silver ores | |
| Dehghani et al. | Recovery of gold from the Mouteh Gold Mine tailings dam | |
| Barns et al. | Designing the optimal flotation circuit–the Prominent Hill case | |
| US20250388993A1 (en) | Heap leaching | |
| EA042426B1 (ru) | Извлечение ценных компонентов руд с использованием процесса выщелачивания отвалов | |
| OA19687A (en) | Beneficiation of values from ores with a heap leach process. | |
| Lin et al. | Characterization and flotation of gold in carbon fines at the Fort Knox Mine, Alaska | |
| Heins et al. | Successful applications of the Inline Pressure Jig with particular reference to the recovery of gold and Diamonds | |
| Longley et al. | A New Age Gold Plant Flowsheet for the Treatment of High Grade Ores | |
| Ottley | Gravity concentration in modern mineral processing | |
| Izoitko et al. | Old tailings dumps of concentrating plants as a source of raw minerals | |
| Ottley | President, Minmet Services International, Riverside, CT, USA | |
| OA19635A (en) | Process for recovering value metals from ore. | |
| EA040311B1 (ru) | Максимизация добычи ценных компонентов из месторождения сульфидной руды путем последовательного отбрасывания отходов |