Proceedings of the Mineral Engineering Conference MEC2013

Transcription

Proceedings of the
Mineral Engineering
Conference MEC2013
16-19 September 2013
Swieradow-Zdroj, Poland
edited by Przemyslaw B. Kowalczuk
Faculty of Geoengineering, Mining and Geology
Wroclaw University of Technology
Wroclaw 2013
The Mineral Engineering Conference (MEC2013) is organized by the Wroclaw University
of Technology in collaboration with AGH University of Science and Technology, Silesian
University of Technology and Polish Academy of Science
Organizing Committee
Chairmen
Andrzej Luszczkiewicz, Jan Drzymala
Conference Secretary
Alicja Bakalarz, Przemyslaw B. Kowalczuk
Scientific Committee
Janusz Laskowski ( Honorary Chairman), Wieslaw Blaschke, Marian Brozek, Stanisław Chibowski,
Tomasz Chmielewski, Stanislaw Cierpisz, Beata Cwalina, Jan Drzymala, Janusz Girczys, Andrzej Heim,
Jan Hupka, Teofil Jesionowski, Andrzej Konieczny, Przemyslaw B. Kowalczuk, Aleksander Lutynski,
Andrzej Luszczkiewicz, Kazimierz Malysa, Jolanta Marciniak-Kowalska, Maciej Mazurkiewicz,
Pawel Nowak, Jerzy Sablik, Zygmunt Sadowski, Stanislawa Sanak-Rydlewska, Kazimierz Sztaba,
Barbara Tora, Kazimierz Trybalski, Tadeusz Tumidajski
International Scientific Committee
Ashraf Amer, Corby Anderson, Olof Forsen, Hylke J Glass, Jan Miller, Pradip, Oktay Sahbaz
Printed as supplied by the authors. Faculty of Geoengineering, Mining and Geology Wroclaw University
of Technology is not responsible for the facts and opinions expressed in the publications
Copyright on the papers published in the Proceedings of the Mineral Engineering Conference MEC2013
belongs to the individual authors, and not to Faculty of Geoengineering, Mining and Geology Wroclaw
University of Technology
This publication was supported in different forms by
Komitet Górnictwa PAN (Sekcja Wykorzystania Surowców Mineralnych)
Fundacja Polska Miedź
Cover design: Magdalena Duchnowska
Cover photo: Krzysztof Koziński (archive of KGHM Polska Miedź S.A., O/ZWR)
Wydział Geoinżynierii, Górnictwa i Geologii Politechniki Wrocławskiej
Faculty of Geoengineering, Mining and Geology Wroclaw University of Technology
Wybrzeze Wyspianskiego 27, 50-370 Wroclaw, Poland
http://www.minproc.pwr.wroc.pl/mec2013/
e-mail: [email protected]
ISBN 978-83-937788-2-9
Drukarnia Oficyny Wydawniczej Politechniki Wrocławskiej
CONTENTS
Papers
A. Rogala, K. Księżniak, J. Góral, J. Krzysiek, J. Hupka, Carbon dioxide fracturing
technologies for shale gas recovery ............................................................................
5
J. Góral, A. Rogala, K. Księżniak, J. Krzysiek, J. Hupka, Low and high energy explosive
materials used in shale gas recovery ..........................................................................
15
E.A. Abdel-aal, W.O. Shaaban, A.T. Kandil, Enhancing filtration rate of Egyptian New
Valley phosphate by blending with other phosphates from Egypt, Morocco and
Russia ............................................................................................................................
25
P. Otrembska, J. Gega, Transport of Ni(II) and Cd(II) ions through polymer inclusion
membrane .....................................................................................................................
39
K. Ławińska, P. Wodziński, A mathematical equation for approximation of screen
blocking by particles during mechanical classification.............................................
45
A. Konieczny, W. Pawlos, M. Krzemińska, P. Kurzydło, Określenie możliwości
optymalizacji
produkcji
w
O/ZWR
w
wyniku
wykorzystania
zautomatyzowanego
systemu
jakościowych
i
ilościowych
analiz
mineralogicznych .........................................................................................................
53
R. Pępkowski, M. Silski, Poprawa jakości koncentratu w rejonie ZWR Rudna z punktu
widzenia potrzeb Huty Miedzi Głogów.......................................................................
65
P. Piwowar, Techniczne i technologiczne aspekty przesiewania frakcji poniżej 5 mm
przed młynem pierwszego mielenia............................................................................
83
R. Kukuć, B. Bazan, Poprawa wskaźników technologicznych w rejonie ZWR Lubin
w świetle spadającej zawartości miedzi w urobku ....................................................
95
T. Comi, C. Garcia, R. Kaleta, P.Ł Kurzydło, Sierra Gorda – The most modern Cu-Mo
mine in Chile .................................................................................................................
109
Abstracts
Y. Aoki, Development of MLA measurement for molybdenum concentrate and its
application for improvement of metallurgy of molybdenum flotation ....................
123
K. Księżniak, A. Rogala, K. Piszcz, Wettability of polish shale rocks.....................................
124
K. Piszcz, J. Łuczak, K. Księżniak, J. Hupka, Mobility of shale drill cuttings constituents ..
125
A. Rogala, K. Księżniak, Explosive fracturing in shale gas recovery ....................................
126
A. Rogala, K. Księżniak, J. Hupka, Carbon dioxide application in unconventional gas
reservoirs stimulation ..................................................................................................
127
A. Mykowska, Naturally occurring radioactive materials (norm) from the gas and oil
exploration ....................................................................................................................
128
126
Rozdział 11
Proceedings of the Mineral Engineering Conference MEC2013, Kowalczuk P.B. (ed.),
Swieradow-Zdroj, Poland, 16-19 September 2013, pp. 5-13
CARBON DIOXIDE FRACTURING TECHNOLOGIES
FOR SHALE GAS RECOVERY
Andrzej ROGALA, Katarzyna KSIĘŻNIAK, Jan GÓRAL, Jan KRZYSIEK, Jan HUPKA
Department of Chemical Technology, Chemical Faculty, Gdansk University of Technology,
Gdańsk, Poland, [email protected] (A. Rogala)
ABSTRACT
This paper presents literature survey on the theoretical and practical aspects of gas
production from shale using carbon dioxide fracturing. Development of technical and
environmental aspects of carbon dioxide fracturing technologies are also considered.
Patents applicable to carbon dioxide fracturing are reviewed.
Keywords: shale gas, unconventional gas resources, dry fracturing, CO 2 fracturing
INTRODUCTION
Hydraulic fracturing is the main method of shale gas recovery. It is based on pumping
fracturing fluid into a borehole under very high pressure to create fractures and
stimulate reservoir for a gas production (Howard, 1970). The fracturing fluid consists
mainly of water, proppant (99.5%) and chemical additives (0.5%). Proppant is a
material, which prevents fractures from closing. Usually it is sand, sometimes ceramic
material or resin coated sand (Mader, 1989). Chemicals are used to stimulate a
reservoir and have various tasks in the fracturing fluids. They are: friction reducers,
acids, corrosion inhibitors, biocides, iron control agents, gelling agents, cross-linkers,
breakers, KCl and NaCl. The hydraulic fracturing technologies, despite many years of
use and numerous improvements, still have many problems. These are compatibility
between fracturing fluid and reservoir rock and oil (Lal, 1999), water and waste water
management, environmental and investment costs, risk of ground and surface water
contamination (USEPA, 2011), methane emission to atmosphere (Howarth, 2011) and
wide social perception influenced by media. Continuous technology improvement is a
natural trend in many research activities and introduction to the oil and gas fields.
The fracturing industry has identified problem of compatibility between fracturing
fluid and reservoir, especially containing water sensitive shales with smectite and illite.
These minerals have tendency to bond high amount of water and swell/expansion.
This phenomenon results in propped fractures reduced frac flow capacity and decrease
of gas or oil flow in consequence. In Table 1 we can find that smectite has much greater
surface area and cation exchange capacity (CEC, meq+/100 g) than illite. Both of
them have higher values of these properties than kaolinite and chlorite. CEC is closely
connected with ability of mineral (especially clay) to bound water. Greater value of
6
A. Rogala, K. Księżniak, J. Góral, J. Krzysiek, J. Hupka
CEC means that more water can be trapped in the clay structure and swell more
extensively. The mechanism and understanding water capillary forces is a subject of
researchers study worldwide. It is particularly important for Polish gas-bearing shales,
which contain significant amount of smectite and illite. First fracturing works done in
Poland showed that swelling clays significantly hinder hydraulic fracturing operations
(PAP, 2013). The consequence of these problems is to develop wide range of
technologies alternative to water based hydraulic fracturing of shale oil and gas
reservoirs, that are water sensitive. The fracturing technology development is focused
on water reduction or elimination in the frac fluid. The application of shale inhibitors
in water based frac fluids is very expensive and due to shale anisotropy is not very well
predictable. The best known fracturing technologies are: liquid carbon dioxide,
nitrogen, carbon dioxide/nitrogen based foam, gelled methanol and liquefied propane
(Rogala et al., 2013). All these methods are designed to maintain compatibility
between fracturing fluid and clay minerals containing expanding smectite and swelling
illite (AhniPeacor, 1986). This approach allows to eliminate potential fracture closing
by smectite and illite, which decides about fracturing quality - overall frac conductivity.
Table 1.
Surface area and CEC of clay minerals (Eslinger and Pevear, 1988; Martin and Dacy, 2004)
Mineral
Smectite
Illite
Kaolinite
Chlorite
Hydrous mica
Surface area
[m2/g]
Internal External
Overall
750
50
800
5
15
30
0
15
15
0
15
15
50 - 200
CEC
[meq/100 g]
80 - 150
10 - 40
10 - 100
< 10
10 - 40
CARBON DIOXIDE FRACTURING
Widespread interest in the use of carbon dioxide in shale gas recovery is associated
with low price, general accessibility and its specific properties. Moreover, United
Nation policy of imposing money penalties for exceeding the limits of carbon dioxide
emission to the atmosphere, further stimulates use of this gas in the industry. Figure 1
shows that critical parameters of carbon dioxide are very low (Ginty et al., 2005). Due
to very high gas CO2 injection pressure during fracturing and temperature in the
reservoir about 80 °C, carbon dioxide becomes supercritical at the depth of 800 m in a
fluid having much higher viscosity and density than gas. Supercritical carbon dioxide
is completely compatible with the reservoir rock and reservoir fluid. In addition,
carbon dioxide after contact with formation water gives acidic reaction lowering pH.
This property prevents iron hydroxides creation present in water to run out of solution,
which may plug slippage and reduce frac conductivity (Economides et al., 2000). The
same parameters of operation are not possible by using nitrogen, that was also tested
on wells. It has not only higher values of critical parameters, but also requires usage of
high pressure equipment operating under higher pressure causing greater problems
than in the case of carbon dioxide.
The first carbon dioxide fracturing technology was patented by Bullen and Lillies
(1982). This method is well-established and was repeatedly modified and commonly
used for dry fracturing in water sensitive formations. This method involves injecting
sand with liquid carbon dioxide as a carrier fluid for proppant being mixed in
Carbon dioxide fracturing technologies for shale gas recovery
7
pressurized blender without the addition of water or other auxiliary compounds except
gelling additive. Proppants are synthetic or natural grains such as sand, resin coated
sand or sintered bauxite ceramics, used in oil and gas industry to keep fractures
opened. CO2 on the surface is a liquefied at a pressure of 1.4 MPa and temperature of –
34.5 °C. Proppant is added directly to liquid CO 2 under those conditions on the surface
using specialised equipment. Liquid CO 2 viscosity is about 5 cP and therefore allows to
increase viscosity to carry proppant in a propagated fracture. After stabilization of
temperature and pressure CO2 partly dissolves in residual water and liquid
hydrocarbon deposits.
Figure 1.
Phase diagram of carbon dioxide (Ginty et al., 2005)
One of the most important advantage of liquid CO 2 fracturing is the elimination of
conditional formation damage normally related with the fracturing fluids. The another
one is the rapidly clean-up process and evaluation of well following fracturing (Lillies
and King, 1982). In Canada, there were more than 1,200 accomplished technologies
with success only up to late nineties (Wright, 1998). The technology was also used in
the USA for Devonian shale in East Kentucky and West Pennsylvania, Texas and
Colorado (Arnold, 1998). In former Soviet Union (Tumen - West Siberia) Canadian
company Fracmaster introduced liquid CO 2 fracturing with great success in water
sensitive oilfield with up to eight fold oil production increase. It was observed that the
average gas production in some wells was five times greater than in the case of
production using conventional HF treatments.
The main problem related with carbon dioxide fracturing (also using nitrogen or
CO2/N2 mixture) is its transport in the liquid state and storage in pressurized tanks. In
particular, the loss of CO2 to the atmosphere should be avoided because of eventual
impact on global warming. CO2 fracturing keeps clays (smectite and illite) stabilized
and prevents metal leaching and chemical interactions. The biggest successes in CO2
fracturing were recorded in Canada and in the former Soviet Union (Luk and Grisdale,
1994).
8
TECHNOLOGIES OF SHALE GAS RECOVERY BASED ON CARBON
DIOXIDE
Since the first carbon dioxide fracturing technology was developed, there were many
attempts to use carbon dioxide in shale gas recovery. The following are the most
promising solutions for problems associated with classical liquid carbon dioxide
fracturing.
In 1987 a new composition of liquid carbon dioxide fracturing fluid was described
by Canadian Fracmaster (Bullen et al, 1987). Alkene oxide additive is used (preferably
propylene oxide) in the presence of a catalyst, producing in the reservoir random
copolymer having a molecular weight 20000 - 150000 similar in structure to the
polycarbonate (IR spectrum shows interleaved carbonate bond). The presence of this
compound in an amount of 1.5 – 3.5 % (wt) of the fracturing fluid significantly
increases the viscosity and improves fracturing parameters. In addition, it is
decomposed at a normal temperature and pressure at time of 24 - 48 hours and much
faster under reservoir conditions, so that does not leave any undesirable chemical
compounds in shale formations.
At the end of 1980's, a method of fracturing low permeability fields with a mixture
of liquid hydrocarbons and carbon dioxide was developed (Mzik, 1989). The idea was
the result of the observation that oil viscosity increases more rapidly with increasing
temperature than mixtures of any suitable polymer, and additionally is miscible with
liquid carbon dioxide. A mixture of hydrocarbons for the preparation of proposed
fracturing fluid was obtained by mixing petroleum products from light and medium
distillates and aromatic compounds. A mixture of hydrocarbons should have the
following properties: average molecular weight of less than 200, contents of at least
70% of C5 - C14 fraction, at least 8% by weight, aromatics solidification temperature
below - 40 °C, and density of 0.77 – 0.85 g/cm3 at 15 °C. The fracturing fluid should
consist of 95 to 15 % liquid CO2 and 5 - 85 % hydrocarbons. The fluid can be prepared
before pump a hole as well as there can be independently injection of CO 2 and
hydrocarbon streams which merge into the formation. The proposed fracturing fluid is
very simple and-safe in use. It can be injected using conventional equipment for
fracturing, also with the addition of proppant. The uses of such a fluid resulting in
fractures with larger width than in case of use only liquid CO 2 also greatly facilitates
the purification of the hole. In addition the well clean-up is much faster.
The common problem connected with liquid carbon dioxide fracturing is the
presence of ice during the operation. If the wellhead pressure rapidly drops, CO 2 under
such conditions may result in ice formation in the form of “X-mas tree” and tubing,
which eventually restricts the gas flow. Therefore, it was decided to optimize the
process by addition of nitrogen to the CO2 gas which does not only prevent ice buildup, but also reduces the cost of operating the well (Gupta et al, 1998). A little different
solution of this problem was proposed by Tudor (1999). He described fluid which
consists of 100% liquid carbon dioxide, 100% gaseous nitrogen and proppant.
Naturally, the technology solves the problem of compatibility between fluid and
reservoir. Moreover, contrary to expectations, a new method of liquid CO 2/N2
treatments results in actual lowering of surface treatment pressures at equivalent
volumetric rates, which reduces pumping costs, and yield improved leak-off
characteristics.
One of the most important factor during shale gas recovery is concentration of
proppant in fracturing fluid. Nowadays it should be about 4 pounds per gallon and
9
there is a problem to reach this value using non-aqueous fracturing technologies.
Therefore Luk and Grisdale (1996) proposed to connect hydraulic/alcohol/
hydrocarbon fracturing with carbon dioxide fracturing. They made two phase
fracturing fluid able to have enough maximum proppant concentration. Part of
proppant volume was added to liquid carbon dioxide and rest to water alcohol or
hydrocarbon. Then, two systems were mixed together. The resulting fluid is much
more compatible with reservoir than classical fracturing fluids, especially with water
sensitive shales. High concentration of proppant provides high gas flow through the
fractures.
US Patent 6729409 describes a method using two phase fracturing fluid, in which
liquid phase is carbon dioxide and gaseous phase is nitrogen. In the liquid phase
nonfunctional non-ionic fluorochemical stabilizer was used (Gupta et al., 2004). This
technology can be used to stimulate unconventional hydrocarbon reservoirs both oil
and gas-bearing. The main advantage is great increase of fracturing fluid viscosity than
in fluids of similar methods. It has positive impact on maximum proppant
concentration in fracturing fluid and gas flow through fractures.
In 2010 a new method of stimulation of shale formation using carbon dioxide based
fracturing fluid having viscosity below 10 mPa·s and share rate about 100/s was
invented (Kubala, 2010). The treatment fluid is injected into borehole under pressure
higher than reservoir pressure. The concentration of carbon dioxide is from 70% by
mass to near 100%. There can be also used some surfactants, especially
fluoropolymeric. The fracturing fluid can be aqueous, almost non-aqueous or nonaqueous. The technology results in better fracturing parameters. The fracturing fluid is
more compatible with reservoir. The concentration of proppant can be higher than in
other methods and result, the gas flow is also higher.
Mack (1999) proposed shale gas fracturing technology, which is a modification of
hydraulic fracturing and carbon dioxide fracturing. A part of classical fracturing fluid
is replaced by a mixture of nitrogen and carbon dioxide in a volume ratio from 1:5 to
1:4. Carbon dioxide is supplied as a liquid, whereas nitrogen as a gas. Proppant is
added to the fracturing fluid together with a mixture of CO 2 and N2. Surfactants and
foam stabilizers are also added to a mixture. When the fluid is at the bottom of the
borehole carbon dioxide achieved supercritical state because of high temperature in
the reservoir. Then, the foam is formed and intensified the process of fracturing.
Resulting fracturing fluid has much lower flow resistance in the reservoir, enabling
lower power consumption by the pumps used for fracturing. Moreover, compatibility
between fracturing fluid and reservoir are compatible.
One of the latest proposed solution is conjugated hydrocarbon gas recovery and
simultaneous storage of CO2 in horizontal small diametrical wells made in a single
horizontal well. The team, led by professor Niezgoda, proposes a method based on the
stimulation of the reservoir using liquid carbon dioxide with the addition of proppant
(WAT, 2012). The fracturing is achieved by pressure from supercritical CO 2 effect
caused by reservoir temperature. Frac propagation with proppant is unclear. Return
On Investment (ROI) as prime target of investors is questionable. Inventors claim that
efficiency of borehole can increase about 60 - 80% compared to 15% in the case of
hydraulic fracturing. Unfortunately, the small amount of information about innovative
solutions not allow objectively evaluate possibility of carbon dioxide sequestration
during shale gas recovery. Nevertheless, the idea of the technology seems to be one of
the best possible alternatives to hydraulic fracturing.
10
COMPARISON OF LIQUID CARBON DIOXIDE FRACTURING AND
HYDRAULIC FRACTURING
In Table 2 the most important factors pertaining to shale gas recovery are shown. The
comparison between water-based hydraulic fracturing and liquid carbon dioxide
fracturing is given.
Table 2.
Comparison of hydraulic fracturing with carbon dioxide fracturing
Consideration
Hydraulic Fracturing
environmentally friendly
N
fluid availability
?
fluid recycling
Y
chemicals used
Y
reservoir compatibility
big problem of using this method
fracture creation
Y
proppant carrying
Y
recovery to pipeline
N
heavy metals flowback
Y
frac cost
1
fluid left in formation
Y
well clean up
Y
frac geometry predictability
N
tilting stress development
Y
zone water in flux risk
1
fracture length
1
fraced well performance
1
environmental risk
Y
NOx and CO2 in pumping
Y
return on investment
1
*Average data from field applied technology by Jan Krzysiek
Liquid Carbon Dioxide Fracturing
N
Y
possible or useless
reduced or eliminated
Y
Y
Y
N
N
>> 1*
N
Y
N
Y
> 1*
> 1*
<< 1*
Y
Y
< 1*
As shown in Table 2, carbon dioxide fracturing seems to be a method, which allows
the elimination of water-based hydraulic fracturing. The main problems of this
technology are economic and technological: very long return on investment time and
the fact that expanding in reservoir carbon dioxide is extremely difficult to control.
This method cannot be used in deep wells. The mentioned above technology of carbon
dioxide sequestration during shale gas recovery could significantly change the
importance of carbon dioxide place in unconventional hydrocarbons resources market.
CO2 liquid or gas may be used in conventional oil in Tertiary Oil Recovery (TOR).
When it is mixed with water in reservoir it gives an oil sweep from injection well to oil
producing well. CO2 may be stored in porosity after oil is displaced. This kind of
technology is also supported by the Kyoto Protocol about reduction of global CO2
concentration in the atmosphere (UNFCCC, 1997). Especially, due to the prolongation
of its duration until 2020 (UNFCCC, 2012). The results of these documents are EU
actions to promote sequestration of CO 2. Taking into account the financial
implications of not keeping to the limits of CO 2 emissions, cost-effectiveness of this
method can significantly increase in future. However, a long-term study and
improvements of this technology are necessary.
SUMMARY
New fracturing technologies are being introduced as a result of encountered problems
with water based frac systems. Among them, there are fracturing using liquid carbon
11
dioxide, nitrogen, fracturing foams and LPG. In all listed methods water is reduced or
eliminated from hydraulic fracturing.
Considering economic, environmental and safety reasons, liquid carbon dioxide
fracturing seems to be the most promising of the hydraulic methods. This may be
warranted by the properties of this substance, which is non-toxic, non-flammable and
it can be easily converted into a liquid state.
Over the years carbon dioxide was used in foam fracturing, fracturing using
mixtures of carbon dioxide with nitrogen or hydrocarbons as well as liquid carbon
dioxide. All these fracturing fluids contained proppant.
There are major advantages of carbon dioxide fracturing:
 elimination of potential formation damage normally associated with fracturing
fluids
 gas can be removed easily and the clean-up process is fast
 CO2 fracturing keeps clays (smectite and illite) stabilized and prevents metal
leaching and chemical interactions
 possibility of elimination of chemical additives
 possibility of CO2 sequestration - green technology
and also disadvantages:
 very expensive equipment
 the ice presence in X-mas tree and tubing, which eventually results in clogging gas
flow
 problems with transport in liquid state and stored in pressurized containers
 possible loss of CO2 - eventual impact on global warming
 very long time of return on investment
 CO2 with water in contact with steel will cause corrosion and 13 Cr Casing and
Tubing is to be considered in design
A number of technologies based on use of liquid carbon dioxide were developed.
They are often successfully applied in shale gas recovery. Unfortunately, carbon
dioxide fracturing cannot replace hydraulic fracturing in most types of reservoirs
predominantly due to limited volume being pumped in single frac job and frac
conductivity achieved.
Taking into account Kyoto protocol and United Nation policies, development of
carbon dioxide fracturing can be very sensible. However, one must pay special
attention to the Return On Investment time and technological problems connected
with deep wells.
ACKNOWLEDGMENTS
Financial support by the Polish Statutory Research Grant No. 020222 is gratefully
acknowledged.
REFERENCES
AHN J.H., PEACOR D.R., 1986, Transmission electron microscope data for rectiorite:
Implications for the origin and structure of “fundamental particles”, Clays and Clay
Minerals, No. 34, pp. 180 - 186
ARNOLD D. L., 1998, Liquid CO2 - sand fracturing: the dry frac, Fuel and Energy Abstracts,
Vol. 39, No. 3, pp. 185 - 185
BULLEN R. S., LILLIES A. T., 1982, Carbon dioxide fracturing process and apparatus, US
Patent No. 4374545
12
BULLEN R. S., MZIK J., RICHARD J. P., 1987, Novel compositions suitable for treating deep
wells, US Patent No. 4701270
ECONOMIDES M. J., NOLTE K. G., AHMED U., 2000, Reservoir stimulation, Chichester:
Wiley
ESLINGER E., PEVEAR D., 1988, Clay Minerals for Petroleum Geologists and Engineers,
Society of Economic Paleontologists and Mineralogists, SEPM Short Course Notes, No. 22,
(Tulsa, 1988)
GINTY P. J., WHITAKER M. J., SHAKESHEFF K. M., HOWDLE S. M., 2005, Drug delivery
goes supercritical, Materials today, Vol. 8, No. 8, pp. 42 - 48
GUPTA D. V. S., BOBIER D. M., 1998, The History and Success of Liquid CO2 and CO2/N2
Fracturing System, Canadian Fracmaster Ltd., SPE Gas Technology Symposium (Calgary,
Alberta, Canada 15th - 18th March 1998)
GUPTA D. V. S., PIERCE R. G., SENGER ELSBERND C. L, 2004, Foamed nitrogen in liquid
CO2 for fracturing, US Patent No. 6729409
HARRIS P. C., KLEBENOW D. E., KUNDERT D. P., 1989, Constant internal phase design
improves stimulation results, SPE Paper 17532
HOWARD G. C., FAST C. R., 1970, Hydraulic Fracturing, SPE of AIME, pp. 210
HOWARTH R. W., SANTORO R., INGRAFFEA A., 2011, Methane and the greenhouse-gas
footprint of natural gas from shale formations, Climatic Change, Vol. 106 No. 4, pp. 679 690
KARGBO D. M., WILHELM R. G., CAMPBELL D. J., 2010, Natural Gas Plays in the Marcellus
Shale: Challenges and Potential Opportunities, Environmental Scientific Technology, No.
44, pp. 5679 - 5684
KRZYSIEK J., 2012, Is Polish Shale Gas posing challenge to players and researchers?,
Workshop Abstract Proceedings, Interfacial Phenomena in Theory and Practice, VII
Summer School (Sudomie June 24th - 30th 2012)
KUBALA G., MACKAY B. A., 2010, Use of carbon-dioxide-based fracturing fluids, US Patent
No. 7726404
LAL M., 1999, Shale Stability: Drilling Fluid Interaction and Shale Strength, SPE Paper 54356,
SPE Latin American and Caribbean Petroleum Engineering Conference (Caracas, Venezuela
21st - 23rd April 1999)
LILLIES A. T., KING S. R., 1982, Sand Fracturing With Liquid Carbon, Publisher Society of
Petroleum, DOI 10.2118/11341
LOKHANDWALA K. A., JARIWALA A., 2005, Natural gas treatment process for stimulated
well, US Patent No. 7537641
LUK S. W. M., GRISDALE J. L., 1996, High proppant concentration/high CO.sub.2 ratio
fracturing system, US Patent No. 5515920
MADER D. et al., 1989, Hydraulic proppant fracturing and gravel packing, Elseviewer Science
Publishers B. V., Vol. 26, 0-444-41625-0 (series)
MACK D. J., 1991, Fracturing process using carbon dioxide and nitrogen, US Patent No.
5069283
MARTIN P., DACY J., 2004, Effective Qv by NMR core tests, SPWLA 45th Annual Logging
Symposium (June 6th - 9th 2004)
MZIK J., 1989, Fracturing process for low permeability reservoirs employing a compatible
hydrocarbon-liquid carbon dioxide mixture, US Patent No. 4825952
PAGE J. C., MISKIMINS J.L., 2009, A Comparison of Hydraulic and Propellant Fracture
Propagation in a Shale Gas Reservoir, Journal of Canadian Petroleum Technology, Vol. 48
No. 5, pp. 26 - 30
PAP, 2013, Eksperci: PGNiG ma problemy ze szczelinowaniem w poszukiwaniu gazu, [Online]
<http://www.biznes.pl> Recovered: June 15th 2013
REIDENBACH V. G., HARRIS P. C., LEE Y. N., LORD D. L., 1986, Rheological Study of Foam
Fracturing Fluids Using Nitrogen and Carbon Dioxide, SPE, DOI 10.2118/12026-PA
13
ROGALA A., KRZYSIEK J., BERNACIAK M., HUPKA J., 2013. Non-aqueous fracturing
technologies for shale gas recovery, Physicochemical Problems of Mineral Processing, Vol.
49, No. 1, pp. 313 - 322
TUDOR R., 1999, Nitrogen/carbon dioxide combination fracture treatment, US Patent No.
5883053
UNITED NATIONS FRAMEWORK CONVENTION ON CLIMATE CHANGE (UNFCCC), Kyoto
Protocol (Kyoto 1997)
UNITED NATIONS FRAMEWORK CONVENTION ON CLIMATE CHANGE (UNFCCC), Doha
Climate Gateway CMP8 Decisions (Doha 2012)
United States Environmental Protection Agency (USEPA), 2011, Plan to Study the Potential
Impacts of Hydraulic Fracturing on Drinking Water Resources
WRIGHT T. R., 1998, Frac technique minimizes formation damages Dry Frac, [Online]
<http://ﬁndarticles.com/p/articles/mi_m3159/is_n1_v219/ai_20387355/>
Recovered:
June 20th 2013
Wojskowa Akademia Techniczna (WAT), 2012, Sposób sprzężonego wydobycia węglowodorów
gazowych i magazynowania CO2 z poziomych odwiertów małośrednicowych wykonanych
w pojedynczym odwiercie pionowym, Patent Office of Poland, patent application No.
P.398228
14
LOW AND HIGH ENERGY EXPLOSIVE MATERIALS
USED IN SHALE GAS RECOVERY
Jan GÓRAL, Andrzej ROGALA, Katarzyna KSIĘŻNIAK, Jan KRZYSIEK, Jan HUPKA
ABSTRACT
Nowadays the explosives are widely used in many areas of life, including industry and
mining. A wide range of explosive materials is used in the petroleum industry - from
low to high explosives. Recently, as the unconventional oil and gas production became
possible, explosives are also found to be used in perforators during the pre-completion
stage of the fracturing process. This paper presents literature on theoretical and
practical aspects of explosives presently used in shale gas recovery.
Keywords: shale gas, hydraulic fracturing, explosives
INTRODUCTION
Explosives have been known for ages. Black powder, also known as gunpowder, was
most likely the first explosive composition (Akhavan, 2004) and the strongest
explosive material up to the half of the 19 th century, when Alfred Nobel in 1866
invented dynamite - a combination of nitroglycerine and diatomaceous earth
(Fordham, 1980). Since then, further research continued and newer explosives have
been developed.
An explosive material is a specific chemical compound or a mixture of compounds,
either solid or liquid, which is capable of extremely rapid and spontaneous chemical
change, under external stimuli energy (mechanical or heat), with the release of large
amount of heat and gas, and so exerting a high pressure on its surroundings (Dick,
1983), by way of a very rapid self-sustaining exothermic decomposition reaction. The
temperature produced is in the range of 800 - 5000 °C and the gases produced expand
12 000 - 15 000 times than the original volume (Agrawal, 2010).
Explosion occurs when a large amount of energy is abruptly released. In order for
an explosion to follow there must be a local accumulation of energy (blast waves,
propulsion of debris or emission of thermal and ionizing radiation) at the site of
explosion that is suddenly released. There are two main terms of explosion
distinguished, owing to the decomposition (Meyer et al., 2007):
− deflagration (subsonic speed) - slower explosive reaction (decomposition) of an
explosive material that is propagated by thermal conduction and radiation. It is
16
propagated by the liberated heat of reaction, and the path of flow of the reaction
products is reverse to that of decomposition propagation,
− detonation (supersonic speed: 1500 - 9000 m/s) - instantaneously initiated
chemical reaction of an explosive material that produces a shock wave with high
temperature and pressure gradients generated in the wave front.
Explosives are mostly aliphatic and cyclic hydrocarbons with molecular groups
(nitro compounds, nitric esters, nitramines, azides, derivatives of chloric and
perchloric acids, etc.) that have explosive properties (Akhavan, 2004).
The amount of oxygen contained in the explosive substances is described by an
oxygen balance (OB) that can be positive, negative or neutral (zero). OB is described as
the ratio of oxygen content of compound to the total oxygen needed for the complete
oxidation of all carbon, hydrogen and other oxidisable elements to carbon dioxide,
water, etc.. It is also used to classify energetic materials as either oxygen deficient or
oxygen rich (Agrawal and Hodgson, 2007). There are a few parameters that influence
the performance and the selection of explosive materials. Some of the most important
physical properties are: explosive power, velocity of detonation (VOD), sensitivity,
stability on storage, fumes release and brisance (Fordham, 1980).
Basically, due to VOD, explosives are divided into two categories: low and high
explosives (Fig. 1).
Figure 1.
Explosives classification
Since the first explosive materials were developed, they were widely used both for
the military and civil purpose (Taylor, 1959). Since they were improved and produced
on a large scale, people began to use explosives to facilitate mining works. Already in
1965, Roberts applied black powder to the first stimulation of oil wells (Roberts, 1865).
In some conventional wells, production increased by 1200%. It started a new era in the
oil and gas recovery. The volume of explosive materials consumption in mining still
remains at a high level and in many cases is the only one way in extraction of raw
materials (Krzelowski and Szulik, 2004). Presently as the unconventional oil and gas
recovery become possible, explosives are also found to be used in perforators during
the pre-completion stage of the fracturing process. Those are low and high explosives.
17
LOW EXPLOSIVES (PROPELLANTS)
Low (non-detonating) explosives or propellants characteristically undergo the
subsonic explosive deflagration process of incineration, by a mechanism of surface
burning, resulting in a large volume of hot gases produced. They burn slowly and
regularly in a controlled manner, thus the action is less shattering. They do not require
a detonator to initiate an explosion and are normally set off by a flame (heat) or sparks.
A low explosive material is usually a mixture of combustible substances, containing
within themselves all oxygen required for their combustion, which burn but do not
explode, and function by producing gas that generates an explosion. Burning typically
proceeds rather violently and goes together with a flame or sparks and hissing or
cracking sound, but not by a sharp, laud bang. The gases produced can be used to
propel a projectile, i.e. bullet, shell, rocket, missile or torpedoes (Agraval, 2012).
Black powder (gun powder) was the first low explosive. Other low explosive
materials include: smokeless powder and gun propellants (Agraval and Hodgson,
2007). Basically, the propellants are divided into homogeneous propellants (gun
propellants), where the fuel and an oxidizer are in the same molecule, and
heterogeneous propellants (rocket propellants) that have the fuel and an oxidizer in
separate compounds. In addition to their extensive use by the military and in
demolition, deflagration explosives are still used in mining. When ignited in a confined
space (hole drilled in rock or coal) or placed in a sealed tube, a large volume of gas
released in the explosion blasts the burden apart.
In mining, propellants were also recently used in the unconventional shale gas
production and petroleum industry. They are used to stimulate rock formation, during
the pre-completion stage of fracturing, using the series of cumulative charges'
detonations in order to perforate and create fractures in the rock, with high pressured
hot gases, within the borehole, produced by incinerating high energy fuel - propellant
(Gilliat et al., 1999).
HIGH EXPLOSIVES
In contrast to low explosive materials, high (detonating) explosives undergo
supersonic detonation process of decomposition of high energy chemical materials.
These explosives are characterized by very high rates of reaction and generation of
high pressures on the explosion (Agrawal, 1998). High energy explosives produce a
shock wave and exert a mechanical effect upon whatever is near them when they
explode, whatever they are confined or not. High explosive materials are basically
divided into three sub-groups, differentiated by sensitivity: primary, secondary and
tertiary explosives.
Primary explosives (initiators)
Primary high explosives are extremely sensitive to stimulate (shock/impact, friction or
heat/spark). They require a relatively small amount of energy for initiation and are
easily exploded. They do not burn, sometimes they do not even contain the elements
for combustion. They are dangerous to handle and are utilized in comparatively small
quantities.
Primary explosive materials have the ability to transmit the detonation to less
sensitive explosives. On detonation the molecules in the explosive substance dissociate
18
and produce a tremendous amount of heat and/or shock that will than, in turn, initiate
second, more stable explosive. Initiators are generally used in primers, detonators and
percussion caps (Agrawal, 2010).
Detonators (caps, seismic caps or blasting caps), mostly containing primary
explosive material, are used for seismic acquisition with an explosive source to obtain
consistent timing of detonation. Two common types of detonators are electrical
(blasting caps) and (non-electric) percussion detonators. The electrical detonators
contain fuse material that burns, when high voltage is applied to initiate the primary
explosive. The percussion (mechanical) detonators, mainly used in Tubing Conveyed
Perforating (TCP) applications, are initiated by the mechanical impact of a firing pin
device. The impact force of the firing pin is enough to initiate the ballistic sequence
that is than conducted to the detonating cord. The typical examples of initiating
explosive materials include: mercury fulminate, lead azide, lead styphnate, silver azide,
silver azide and tetrazene (Akhavan, 2004).
Secondary explosives
Secondary high explosives are relatively less sensitive to both mechanical shock and
flame than primary explosive materials. They require substantially more energy and
use of suitable primary explosive (detonator) to be initiated. A key difference between
primary and secondary explosive materials arises from the fact that the primary ones
are initiated to explode by simple burning, whereas secondary ones are initiated to
detonate by shock wave from the use of the primary, more sensitive explosives, and
explode with greater violence (Agrawal, 2012). The secondary high explosive materials
are generally far more powerful than the primary explosives. The detonation is so fast
that a shock-wave is generated, that acts on its surroundings with great brisance or
shattering effect before the pressure of the exerted gas can take effect (Akhavan, 2004).
Examples of secondary explosives include: nitroglycerine, nitrocellulose, picric acid,
tetryl, TNT, nitroguanidine, PETN, RDX, HMX, TATB, HNS, NTO, TNAZ, etc.
(Akhavan, 2004).
In 1867 and 1950 years, the petroleum industry used liquid and later solidified
nitroglycerin to stimulate wells (Howard and Fast, 1970). The object of shooting a well
was to fracture or rubble the oil-bearing formation to increase both the initial flow and
ultimate recovery of oil. It was also soon applied with the same effectiveness to gas
wells during the pre-completion stage of hydraulic fracturing process. It is made by
lowering a perforator, with high explosive (shaped) charges, into the borehole and
initiating a series of explosions that provide a conductance between the formation and
wellbore, and prepare the formation to be fractured. Usually HMX and RDX
nitroamine high explosives are used for perforation purpose.
Tertiary explosives (blasting agents)
Blasting agents similar to the secondary explosive materials are insensitive to shock
and heat factors, but in fact require far more energy to be initiated to detonate than
any other explosives. The tertiary explosive materials are so immune to shock that they
cannot be reliably detonated by practical quantities of primary explosives and need
intermediate explosive booster of secondary explosive material. If initiated, blasting
agents have a large critical diameter so that the propagation to mass detonation is
much less likely than for secondary high explosives (Agrawal, 2010).
19
One of the examples of tertiary explosives is ANFO (ammonium nitrate fuel oil) an industrial mixture of oxidizer (ammonium nitrate, NH 4NO3) and fuel, commonly
used in mining. Presently, ammonium nitrate is one of the cheapest source of oxygen
available for commercial explosives. It is used by itself in conjunction with fuels, or to
give more sensitive explosives in admixture with solid fuels and sensitizers such as i.e.
nitroglycerine and TNT. Ammonium nitrate is therefore a substance of particular
importance for the explosive materials industry. Other oxidizers include: ammonium
perchlorate (NH4ClO), ammonium dinitramide (NH4N(NO2)2), mononitrotoluene, etc.
(Agrawal, 2010).
EXPLOSIVE TECHNOLOGIES USED IN SHALE OIL/GAS RECOVERY
As mentioned before, the development of modern methods for the oil and gas recovery
began in 1949, when the method of hydraulic fracturing started to be used. This
method is generally based on injection (under high pressure) of a large amount of
fracturing fluid containing water, some chemical additives and proppant into the wellbore, in order to stimulate the reservoir (Gidley, 1989). Before each hydraulic
fracturing operation, well pre-completion is carried out and perforation of a well has to
be done. It is done by using explosive charges that create a perforation tunnel through
the pipe, the casing and a small length of the reservoir. There are many methods of
performing this operation.
The simplest and also the least effective technology of a well pre-completion is
called a perforating gun. It consists of directional detonations of high explosive
charges in order to give a short perforation channels. The principle of the operation is
similar to shooting a gun, where the high pressure gases create perforations. A prime
example of this technology is FracGun - the classic method of perforation near the pipe
area. The perforating device is composed of a pipe with evenly arranged explosives,
divided into intervals. It is equipped with an ignition system. This method is simple
and well known, normally applied to common boreholes, which do not exhibit
geological problems.
Perforating gun technologies have been known for many decades (Howard, 1971)
and they are still improved. Currently available technologies in industry mainly differ
in construction of perforation device (Black and Anthony, 2012; George et al., 1989;
RongXu et al., 2002). As for the explosive charges themselves, the differences are
mainly observed in the composition, geometry and way of placing explosive into the
carrier (Sampson et al., 2013; Werner and Grove, 2002; Yang and Behrmann, 2011).
Although technologies using both explosives and rocket fuels (propellant) in order
to stimulate conventional and unconventional shale formations have been used for
over 30 years, only dozen are used with greater success (Gilliat et al., 1999).
Stimulation with high pressure gases derived from multistage burning propellant has
been also known for over ten years (Page and Miskimins, 2009). A few combined,
perforating-fracturing systems based on low and high energy explosive materials
already exist on the market and are used in the pre-completion stage of
unconventional oil and gas recovery. The best known and promising technologies are
StimGun and GasGun. Both combine perforating and fracturing with propellant
stimulation technology. They have much greater range of perforation than other
systems and also are the best for rock formation with high content of water
sensitiveillite and smectite.
20
The StimGun assembly consists of the perforating gun and a special propellant
sleeve which envelops the gun (Snider et al., 1998). There is a two stage perforation.
First, high explosive is ignited, making perforation. Next, the propellant is ignited,
instantly producing a burst of high pressure CO 2 gas. This gas enters the perforations
tunnel and forms micro fracture slippage from the perforation tunnel into the
reservoir. Once the uttermost gas pressure was reached, the pressure drops and
dislodged particles are trapped between slipped surfaces and support fractured
surfaces like proppant. The StimGun system efficiently stimulate oil and gas wells that
have existing perforations or open hole completions. It offers an economical
alternative to re-completion and re-mediation of both, soft and hard rock,
unconventional hydrocarbons formations. The technology is still developed, by
changes in charges geometry, perforation tools, explosive ingredients and ignition
systems, to reach greater and greater length of perforation (Snider and Zierolf, 2007).
Unfortunately, at this stage of development of such techniques, perforation hardly
exceeds 0.7 m, reaching 1.6 m under some conditions with generated slip type fracture
length between 5 - 40 m (whereas hydraulic fracturing 100 - 200 m or longer). Such a
short range of obtained perforations is the main reason for the above mentioned
techniques not being able to fully replace the hydraulic fracturing method but in fact,
they can only support it.
The GasGun technology is often used in the pre-completion stage of the fracturing
process. It is used for the well preparation to hydraulic fracturing treatment,
improving its effectiveness - creating multiple radial fractures, removing skin and
cleaning up the well-bore damaged by perforators, drilling fines, cement, paraffin,
mud cake, etc. The principle of operation of GasGun is based on three steps rocket fuel
combustion and has no shape charges. Both, perforation as well as fracturing are done
by high pressure gases. In the first stage of StimGun, the pressure increase is slower
than in the case of the use of high explosives in the classical methods, but longer and
gives much better results. In literature can be found that the length of perforation can
reach from 0.3 up to 3 m. Therefore, it is a potential method, which is worth
developing as an alternative to the hydraulic fracturing. Unfortunately, for this
moment, there is not enough data to determine how often the maximum range of
perforation can be achieved. In addition, the effectiveness of GasGun and StimGun
oscillates around 5 - 10%, due to the ineffective flow control of gases, generated during
perforation.
Figure 2 presents time profiles for three stimulation methods: hydraulic fracturing,
GasGun fracturing and high explosive fracturing. During the perforation, with the use
of technologies based on combustion of propellant, much greater pressures are
observed than in case of hydraulic fracturing. It lasts from a few to few hundred
milliseconds, about 10 000 times more than in the case of explosive fracturing, but
also 10 000 times less than during hydraulic fracturing. It is presumed that too long
creation of a high pressure in the reservoir, gives only one or two fractures like in the
case of hydraulic fracturing. It is argued, that this pressure time is responsible for
multiple fractures and reduction of the stress cage damage.
21
Figure 2.
Pressure-time profiles for three stimulation methods (Shmidt and Ashley, 2011)
In the latest solutions concerning the stimulation of the reservoir before hydraulic
fracturing, the emphasis is on generation of pressure pulses during the combustion of
the propellant by the selection of a suitable geometry of charges and their arrangement.
Control of the pressure pulse may also be achieved by changing the seal, density, shape
and size of the individual grains of an energetic material, which than results in
different effects in combustion (Smart and Grigar, 2012). Also, the great development
of initiating systems of charges was noted (Brooks et al., 2008).
There is a novel technology, using both low and high explosives, used in order to
completely replace the hydraulic fracturing method. It is called the Explosive
Propellant System (EPS) - a proposal of the Gdansk University of Technology (Rogala
et al., 2013). EPS has some basic features of the StimGun and GasGun technologies
with dramatically improved performance, such as:
− energized, dual, cumulated detonation
− prolonging tip of perforation tunnel into the fracture
− classic cumulated propellant impact and all-direction fracture development
− new concept of shock reduction
− system allows to perform Limited Entry Hydraulic Fracturing.
EPS is a combination of high explosive, shaped charges and a progressively burning,
solid propellant. It consists of two stages: detonation of high cumulative charges and
immediately after multistage propellant combustion. The additional low explosive
propellant is used in order to generate high pressure gas at very high rate to create
multiple fractures slippage radiating over 10 - 50 m in Sweet Spot from the well-bore,
regardless shale Least Principle Stress orientation.
Although, the range of fractures is significantly smaller than in the case of hydraulic
fracturing, but when the entire length of the well section is perforated with such
method, the overall natural gas production from the shale formation is expected to be
the same. Therefore, the EPS technology can be a very economical alternative, as it
requires much less on-site, specialized equipment and, in addition, it resolves many of
the environmental problems associated with shale gas production in Europe.
The dry fracturing EPS concept resolves some of problems associated with the
water-based hydraulic fracturing process that may damage some of water sensitive
shales or other gas-bearing formations. A brief comparison of hydraulic fracturing
with the dry fracturing - EPS method is given in Table 1.
22
Table 1.
Comparison of hydraulic fracturing with dry fracturing -EPS technology
no.
Characteristic
1
frac fluid for single frac job
2
flowback
3
compatibility of frac fluid with shale
formation
4
proppant
5
pumps units
6
coil tubing
7
fracturing duration
Hydraulic Fracturing (HF)
EPS
500 - 4000m3
0
30 - 80%
0
very important - crucial to the
success
does not exist
20 - 500 ton
0 - above 100kg
8 - 30ea.
0
1
1
3 - 12h
0.02 s
absolutely unpredictable, in
or outside of sweet spot
very high / 100 - 600m /
uncontrolled
NOT RECOMMENDED risk
of hole loss
very high (natural fissures)
very high
in the x-section close
to a circle
limited / 10 - 40m /
round shape
very high
none
problematic
very high
almost none
none
very High
none
almost always (Ali Daneshy)
none
effectiveness of the perforation interval
30% up to 5 - 2%
100%
assumed to be the main
reason for the limited gas
production
none / lack of water
high risk
none
26
formation swelling because of the
presence of smectite in soft clays - fluid
deposits compatibility
stress deposits blocking the propped
fissure with flexible smectite
type of formed fractures
slippage
27
noise range and time lasting
proppant propped / slip
by the fence up to 95dB
/ from 4 up to 10 h
29
fracturing cost
1
< 0.5 HF
8
9
10
15
16
17
18
19
20
21
22
24
25
fracturing geometry: vertical and
horizontal
horizontal and vertical frac range with risk
of lateral communication
fracturing in the low thickness at sweet
spot risk of formation water influx
impact on the flow resistance
generated frac surface
dependence of the stress according to the
axis x-y-z
induced formation stress
tortuosity dependence
premature screenout in competitive
fractures
creating fracture alongside of the casing
axis - longitudinal
the only solution
none
relatively low
none
SUMMARY
Explosives are widely used in many areas of life, and thus also in mining. Mining
includes the petroleum industry. Explosive materials are unique among chemicals and
they are still improved. They are also found to be used in the unconventional oil and
gas industry. Some explosives are used in the pre-completion stage of fracturing in
shale gas recovery and without them it would be impossible to extract natural gas.
They are used in perforators in terms of stimulating rock formation.
The existing perforation technologies are currently not able to completely replace
the hydraulic fracturing technology, due primarily to very short perforation channel.
Further research is needed to develop new technologies.
23
Recently, a new technique has been developed - the Explosive Propellant System. It
is used to stimulate the unconventional shale rock formation, without using the waterbased hydraulic fracturing technique, that may not be sufficient in some cases. The
Explosive Propellant System might be a solution to some water sensitive natural gas
reservoirs. Dry fracturing Explosive Propellant System eliminates problems such as
compatibility between fracturing fluid and reservoir, wettability of shales, light and
heavy metals leaching, expanding smectite and illite swelling, increase of stress in
fractures, and also fractures and perforations clogging.
ACKNOWLEDGMENTS
Financial support by the Polish Statutory Research Grant No. 020222 is gratefully
acknowledged.
REFERENCES
AGRAWAL J. P., 2010, High Energy Materials: Propellants, Explosives and Pyrotechnics, WileyVchVerlag GmbH & Co. KGaA
AGRAWAL J. P., 2012, Past, Present & Future of Thermally Stable Explosives, Central European
Journal of Energetic Materials, Vol. 9, No. 3, pp. 273-290
AGRAWAL J. P., 2005, Some New High Energy Materials and their Formulations for Specialized
Applications, Propellants, Explosives, Pyrotechnics, Vol. 30, No. 5, pp. 316-328
AGRAWAL J. P., 1998, Recent trends in high energy materials, Progress in Energy and Combustion
Science, Vol. 24, No. 1, pp. 1-30
AGRAWAL J. P., HODGSON R. D., 2007, Organic Chemistry of Explosives, John Wiley & Sons Ltd.
AKHAVAN J., 2004, The Chemistry of Explosives, Second Edition, The Royal Society of Chemistry
BAILEY A., MURRAY S. G., 1989, Explosives, Propellants and Pyrotechnics, Land Warfare: Brassey’s
New Battlefield Weapons Systems and Technology Series Vol. 2
BLACK F., ANTHONY B., Perforating gun and arming method, World Patent No.2012135101 A3
BROOKS J.E., KNEISL P., ZAZOVSKY A. F., DUHON M. C., FAYARD A., 2008, Propellant fracturing
of wells, US Patent No. 7431075
CONKLING J. A., 1985, Chemistry of Pyrotechnics: Basic Principles and Theory, Marcel Dekkar Inc.
CUDZIŁO S., 2001, Wojskowe materiały wybuchowe - teraźniejszość i przyszłość, Wojskowy
Przegląd Techniczny i Logistyczny
DICK R. A., Fletcher L. R., D’Andrea D. V., 1983,Explosives and Blasting Procedures Manual, US
Department of the Interior - Office of Surface Mining Reclamation and Enforcement
FORDHAM S., 1980, High Explosives and Propellants, Second Edition, Pergamon Press Ltd.
GEORGE F.R., MCMAHAN M.E., WESSON D. S., 1989, Perforating gun firing tool, European Patent
No 0288239 A3
GIDLEY J. L., 1989, Recent advances in hydraulic fracturing, SPE Monograph, Richardson, TX, Vol.
12 pp. 1 - 38
GILLIAT J., SNIDER P.M., HANEY R., 1999,A Review of Field Performance of New
Perforating/Propellant Technologies, SPE Annual Technical Conference and Exhibition (Houston
3rd-6th October)
HOWARD G. C., 1971,Explosively fracturing formations in wells, US Patent No. 3587743
HOWARD G. C., FAST C. R., 1970, Hydraulic Fracturing, SPE of AIME,pp. 210
KRZELOWSKI J., SZULIK A., 2004, Stosowanie materiałów wybuchowych w zakładach górniczych,
Górnictwo i Geoinżynieria
KUBOTA N., 2002, Propellants and Explosives: Thermochemical Aspects of Combustion, WileyVchVerlag GmbH & Co. KGaA
MAYER R., KOHLER J., HOMBURG A., 2007, Explosives, Sixth Completely Revised Edition, WileyVCH Verlag GmbH & Co. KGaA
NAIR U. R., ASTHANA S. N., SUBHANANDA RAO A., GANDHE B. R., 2010, Advances in High
Energy Materials, Defense Science Journal, Vol. 60, No. 2, pp. 137-151
24
PAGE J.C., MISKIMINS J. L., 2009,A Comparison of Hydraulic and Propellant Fracture
Propagation in a Shale Gas Reservoir, Journal of Canadian Petroleum Technology, Vol. 48 No. 5,
pp. 26-30
PAGORIA P. F., LEE G. S., MITCHELL A. R., SCHMIDT R. D., 2002, A rewiev of energetic materials
synthesis, Thermochimica Acta, No. 384, pp. 187-204
ROBERTS E.A.L., 1965, Improvement in method of increasing capacity of oil-wells, US Patent No.
59936
ROGALA A., KRZYSIEK J., BERNACIAK M., HUPKA J., 2013, Non-aqueous fracturing technologies
for shale gas recovery, Physicochemical Problems of Mineral Processing, Vol. 49, No. 1, pp. 313322
RONG XU Z., KOTHARI M., PARROTT R. A., LI H., 2002,Impermeable and composite perforating
gun assembly components, US Patent No.6422148 B1
SAMPSON T., SCHWARTZ A., SLOAN M., HETZ A., MCCANN J., MAYSELESS M., 2013,Non
frangible perforating gun system, US Patent No. 8347962 B2
SHMIDT R. A., ASHLEY W. M., 2011,Solid propellants provide cost-effective stimulation in
marginal wells, Petroleum Technology Supplement, World Oil (September 2001)
SMART M. E., GRIGAR L., 2012,Sympathetic ignition closed packed propellant gas generator, US
Patent No. 8186425
SNIDER P.M., HANEY J. P, HANEY R. L., WESSON D. S., CUTHILL D. A., 1998,Apparatus and
method for perforating and stimulating a subterranean formation, World Patent No.
WO1998010167
SNIDER P.M., ZIEROLF J.A., 2007, Method and system for performing operations and for improving
production in wells, US Patent No. 7283061
SUCESKA M., 1995, Test Methods for Explosives, Springer-Verlag
SUTTON G. P., BIBLARZ O., 2001, Rocket Propullsion Elements, Second Edition, John Wiley & Sons
Inc.
TAYLOR J., 1959, Solid Propellant and Exothermic Compositions, Volume 2, Nitrate-Type Solid
Propellants, Rocket Science Institute Inc.
WERNER A. T., GROVE B. M., 2002,Perforating charge case, US Patent No. 6464019 B1
YANG W., BEHRMANN L.A., 2011, Energetic material applications in shaped charges for
perforation operations, World Patent No. 2011031817 A2
ENHANCING FILTRATION RATE OF EGYPTIAN
NEW VALLEY PHOSPHATE BY BLENDING WITH
OTHER PHOSPHATES FROM EGYPT, MOROCCO
AND RUSSIA
E.A. ABDEL-AAL*, Waleed O. SHAABAN*, A.T. KANDIL**
* Central Metallurgical R&D Institute, P.O. Box 87 Helwan, Cairo, Egypt,
[email protected] (E.A. Abdel-Aal)
** Chemistry Department, Faculty of Science, Helwan University, Cairo, Egypt
ABSTRACT
Phosphoric acid is an important intermediate product for production of fertilizers. It is
mainly produced by the wet process, in which phosphate concentrate is leached with
sulfuric and weak phosphoric acids. Calcium sulfate crystallization occurs as leaching
is taking place. According to the dihydrate process (DH), calcium sulfate dihydrate
(gypsum) (CaSO4·2H2O) is crystallized. Filtration of gypsum to recover phosphoric
acid is the bottleneck in this process. Therefore, the major goal of this paper is to
enhance filtration rate of New Valley (Egypt) phosphogypsum by blending with
different phosphates from Nile Valley (Egypt), Morocco and Russia. Different blending
ratios from New Valley phosphate to the other phosphate are applied ranged from 4 : 1
to 1 : 1. In order to achieve this goal, several tasks have been conducted including:
- bench-scale acidulation testing of the phosphate and phosphate blends under the
optimum DH conditions,
- measuring the filtration rate of phosphogypsum under industrially simulated
conditions,
- measuring size the distribution of produced gypsum as well as a study of its
morphology.
The mean diameter of the New Valley phosphogypsum crystals as well as the
filtration rate increase with increasing blending ratio from the other phosphates.
Blending with other phosphates leads to decreasing the viscosity and modification of
gypsum crystals through decreasing the fine size fractions and attainment of large and
uniform crystal shape.
The mean diameter of New Valley phosphogypsum increases from about 4.1 to 4.810.6 micrometers with blending with other phosphates depending on blending ratio
and type of phosphate. With blending ratio of 85 : 15 from New Valley with SebaiyaEast, Morocco and Russia, the relative increase in filtration rate was 6.8, 39.7 and
50.6%, respectively
Keywords: filtration, phosphate, blending
26
E.A. Abdel-Aal, W.O. Shaaban, A.T. Kandil
INTRODUCTION
Filtration of phosphogypsum (CaSO4·2H2O) plays an important role in phosphoric acid
production by a wet-process. The increase of phosphogypsum filtration rate means
increase in phosphoric acid productivity. Phosphoric acid is mainly produced by
dihydrate process in which phosphate concentrate [Ca 10F2(PO4)6] is leached with
sulfuric acid (H2SO4) and weak phosphoric acid to produce phosphoric acid and
gypsum as a by-product. Figure 1 shows simple flow-sheet for the dihydrate process.
Crystallization of calcium sulfate dihydrate (gypsum) occurs as the leaching is taking
place. After leaching, the slurry is filtered and counter – current washed to separate
the phosphoric acid from gypsum cake. The simple reaction for this process is as
follows (Becker, 1989):
Ca10F2 (PO 4 ) 6 + 14H 3 PO4  10Ca(H 2 PO4 ) 2 + 2HF
10Ca(H 2 PO4 ) 2 + 10H 2 SO4 + 20H 2 O  20H 3 PO4 + 10CaSO4 ·2H 2 O
Ca10F2 (PO 4 ) 6 + 10H 2 SO4 + 20H 2 O  6H 3 PO4 + 10CaSO4 ·2H 2 O + 2HF .
The reaction is fast. It takes from 2 to 10 minutes depending on phosphate
reactivity and process conditions. However, crystallization of gypsum extends for long
time 2-8 hours (Becker, 1989). It is known that the filtration rate depends on the
characteristics of filter cake such as crystal size, size distribution and morphology of
the crystals. Therefore, enhancing the formation of large and uniform gypsum crystals
is desired in achieving better filtration rate in phosphoric acid manufacture.
Phosphate Rock
Sulfuric Acid
Reaction
Recycled Acid
20 % P 2O 5
Filtration
Product Acid
28 % P 2O 5
Washing I
Wash Water
Washing II
Wash Liquor
10 % P 2O 5
Washing III
Wash Liquor
5 % P 2O 5
Gypsum
Cake
Figure 1.
Simple flowsheet of dihydrate process (DH)
Enhancing filtration rate of Egyptian New Valley phosphate by blending …
27
For enhancing filterability of phosphogypsum, surfactants can be added to the
reactor (El-Shall et al., 1999, 2000a,b, 2002, 2005a,b; Ismail, 1997; Mahmoud et al.,
2004; Rashad et al., 2004, 2005; Abdel-Aal et al., 2007) or polymers can be added just
before filtration (Zhu, 1996). Also, using blends of phosphate may give higher filtration
rate than the individual ones. A mixture of phosphate rocks was acidulated with
sulfuric acid; the mixture consists of Florida and Israel phosphates. The out-put of
phosphoric acid achieved is greater than would be expected on the basis of the
individual phosphates (Erasbissements, 1973). Ratnam et al. (1978) acidulated a
mixture of ground Jahmar Korta phosphate rock (India) with unground high grade
Rajasthan phosphate rock (Jordan). The ratio of mixing Indian rock to Jordan rock
was 3:7. Shah et al. (1978) used a blend of Jahmar Korta phosphate rock with other
imported phosphate rocks. The blends of 1:1 with morocco, Florida and Senegal
phosphate rocks were used and it was observed that the best blend as the production is
concerned is Senegal: Udaipur 1:1 blend. Panigrahi et. al (1978) used high silica
Rajasthan phosphate rock mixed with Morocco rock in the ratio of 1:1 for the
manufacture of phosphoric acid.
EXPERIMENTAL
Raw materials
Four phosphate concentrate samples were used namely, New Valley phosphate (Egypt),
Sebaiya – East phosphate (Egypt), Morocco phosphate and Russia phosphate.
Complete chemical analysis of phosphate concentrate samples are given in Table 1.
Local pure sulfuric acid was used in this study. The acid concentration and density
were 96 % and 1.835 g/cm3, respectively.
Table 1.
Chemical analysis of New Valley, Sebaiya-East, Morocco and Russia phosphate concentrates.
N.D. not determined
Constituent, %
P2O5
CaO
CaO/P2O5
MgO
Fe2O3
Al2O3
SiO2
SO3
Na2O
K2O
Cl F
CO2
New Valley
4.92
2.9.
1.56
091
2941
19..
49.
.94
0.13
194.
1901
.90.
0926
Sebaiya-East
30.0
2.9.
1.61
194
09.
194.
6.0
09..
19..
1912
191.
.
29.
Morocco
31.2
51.2
1.64
0.45
0.28
0.45
N.D.
>0.01
0.63
0.076
N.D.
N.D.
1.69
Russia
38.9
54.4
1.39
0.11
0.36
0.53
N.D.
> 1910
0.45
0.067
N.D.
N.D.
0.067
Apparatus
The reaction between phosphate concentrate and sulfuric acid was performed in a
1000 cm3 covered reactor. The slurry was stirred using an electrical mechanical stirrer
with propelling shaft goes through an opening through the cover of beaker to avoid
loss of solution by evaporation.
28
Filtration was performed using a Buchner-type funnel with poly propylene filter cloth,
suction gauge, surge vessel to maintain a constant vacuum during the test and vacuum
pump. The morphology of gypsum cake was examined using a scanning electron
microscope (SEM).
Procedure
Certain amount of recycle acid was put in the reactor that placed in automatically
controlled water bath adjusted at the required temperature. After the temperature of
recycle acid goes up to 78 oC. Then, the calculated amount of phosphate concentrate
was added continuously for 1 hour using vibrating rock feeder, while constant stirring
to avoid blinding i.e. coating of the phosphate particles with rapidly formed gypsum
crystals and hence preventing further reaction. Sulfuric acid was added continuously
for 1 hour using a peristaltic Dosing pump. The speed of stirrer was adjusted at 500
rpm. to maintain suspension of phosphate particles in the acid and prevent settling of
solids on the bottom of reactor. After the elapse of reaction time, the beaker was
removed from the water-bath and the produced slurry was immediately filtered under
suction using the Buchner funnel and polypropylene filter cloth. The gypsum cake was
washed 3 times by calculated amounts of hot Wash I (~10% P 2O5), Wash II (~5% P2O5)
and Wash III (water). The product phosphoric acid, dried gypsum cake and Washes
were analyzed for P2O5 and free SO4-2 contents.
The filtration process was performed under a pressure difference of 20 Inch. Hg.
The filtration and washing times were recorded, when the surface of cake becomes not
wetted.
RESULTS AND DISCUSSIONS
Previous studies proved the suitability of New Valley phosphate concentrate for
phosphoric acid production applying the conventional dihydrate process. However,
the filtration rate achieved amounts 3.0 Mg P2O5/m2·day. This rate could be improved
by 30 to 60% through the addition of some organic additives without distributing the
process performance.
BLENDING WITH SEBAIYA-EAST PHOSPHATE CONCENTRATE
Effect of blending ratios on total filtration time
New Valley phosphate concentrate was blended with Sebaiya-East phosphate
concentrate at different ratios. Results of total filtration time and relative increase % in
filtration rate of different blend ratios as well as for New Valley and Sebaiya-East
phosphates are given in Table 2 and Figs. 2 and 3. The results show that New valley
phosphate has higher total filtration time (low filtration rate). However, with
increasing addition % of Sebaiya-East phosphate, the total filtration time is decreased.
High total filtration time (low filtration rate) of New Valley phosphate is attributed to
relatively high contents of Fe and Mg impurities in the phosphate. These impurities
dissolve completely as Mg impurities or partially as Fe impurities leading to increasing
the viscosity of filter acid and decreasing filtration rate. Moreover, the New Valley
gypsum cake contains high Fe content mainly in the form of pyrite, which blinds the
filter cloth and gives poor filtration rate (high total filtration time).
29
It is clear that blending of New valley with Sebaiya-East phosphate at ratio of 85 :
15 gave low increase in filtration rate (only 6.8%). The economic blending ratio
depends on many factors including but not limited to plant location, phosphate prices,
filter area, capital and operating costs of filter etc.
Total filtration time, Sec
500
400
300
200
100
0
0
20
40
60
80
100
Addition of Sebaiya-East phosphate, %
Figure 2.
Effect of Sebaiya-East Phosphate Addition on total filtration time of New Valley phosphogypsum
Relative increase in filtration
rate, %
80
60
40
20
0
0
20
40
60
80
100
Addition of Sebaiya-East Phosphate, %
Figure 3.
Effect of Sebaiya-East phosphate addition on relative increase % in filtration rate of New Valley
phosphogypsum
Table 2.
Total filtration time of New Valley/Sebaiya-East phosphate blends
Blend of phosphates
New Valley, %
Sebaiya-East, %
100
1
85
0.
.1
.1
.1
.1
.1
.1
0.
..
1
011
Total filtration time, sec
.11
26.
221
242
.6.
...
.00
Relative increase in
filtration rate, %
0 (Base line)
.68
03.6
07.9
3.62
47.5
60.8
30
Effect of blending ratios on gypsum morphology
One of the most important factors affecting filtration rate is the gypsum morphology
(size and shape of crystals). For best filtration and washing, gypsum crystals of
rhombic and thick tabular morphology are most desirable. The best crystals are
prismatic ones, which may produce a cake having excessive void space allowing acid to
flow through easily.
Photomicrographs of gypsum crystals produced from New Valley phosphate
concentrate with and without blending at different ratios with Sebaiya-East phosphate
concentrate are given in Figs. 4-10. The gypsum crystals co-produced from New Valley
phosphate are mostly needle-like shape (Fig. 4). Needle like shape crystals increase the
viscosity of the slurry (Becker, 1989) and consequently the total filtration time is high
as previously proved. On the other hand, Sebaiya-East gypsum crystals are in the
majority elongated tabular plate type (Fig. 5). Figure 6 shows that agglomerated
crystals are formed with New Valley and Sebaiya-East phosphate blend of 85 : 15 ratio.
Figures 6-10 show that a pronounced improvement of gypsum crystals was attained in
size and hence higher filtration rate was achieved upon increasing % addition of
Sebaiya-East phosphate concentrate.
Figure 4.
Phosphogypsum crystals produced from New Valley
phosphate concentrate
Figure 5.
Phosphogypsum crystals produced from SebaiyaEast phosphate concentrate
Figure 6.
concentrate mixed with Sebaiya-East concentrate
(85:15)
Figure 7.
(70:30)
Figure 8.
(50:50)
31
Figure 9.
(30:70)
Figure 10.
(15:85)
Effect of blending ratios on crystal size distribution
Crystal size distribution of produced phosphogypsum from New Valley Sebaiya-East
and blends from them are given in Fig. 11 and Table 3. It is clear that the mean
diameter of Sebaiya-East phosphogypsum (.9.. μm) is larger than New valley
phosphopgypsum (2900 μm)9 With increasing blend ratio from Sebaiya-East the mean
diameter increased. Despite Sebaiya-East phosphogypsum crystals have lager mean
diameter but the specific surface area is quite high as there are wide distribution and
large amounts of less 1 micrometers crystals.
Table 3.
mean diameter and specific surface area of New Valley/Sebaiya-East phosphogypsum blends
Blend of phosphates
New Valley, %
Sebaiya-East, %
100
1
85
0.
.1
.1
0.
..
1
011
Mean diameter, μm
4.11
2..1
6.66
7.28
8.95
Specific surface area,
cm2/g
46663
33185
33355
25234
37404
32
Figure 11.
Crystal size distribution of phosphogypsum produced from New Valley Phosphate, Sebaiya-East phosphate
and blends from them (15:85)
BLENDING WITH MOROCCO PHOSPHATE CONCENTRATE
Moroccan phosphate concentrate was blended with New Valley phosphate for
phosphoric acid production tests. Table 4 gives the total filtration time with relative
increase % in filtration rate of each blending ratio. Table 4 also shows that the
filtration rate of Morocco phosphate concentrate is much higher than New Valley
phosphate concentrate. This is attributed to Morocco phosphate concentrate has very
small contents of impurities that adverse filtration rate. It is clear that blending of New
valley with Morocco phosphate at ratio of 85 : 15 gave high increase in filtration rate
(39.7 %). The % increase in filtration rate is increased by increasing addition ratio of
Morocco phosphate. Figures 12 and 13 show Morocco phosphate additions effects on
the total filtration time and relative increase % in filtration rate of New Valley
phosphate.
Total Filtration Time, Sec
500
400
300
200
100
0
0
20
40
60
80
100
Addition of Morocco phosphate, %
Figure 12.
Effect of Morocco phosphate addition on total filtration time of New Valley phosphogypsum
33
Relative Increase in Filtration
Rate, %
500
400
300
200
100
0
0
20
40
60
80
100
Addition of Morocco Phosphate, %
Figure 13.
Effect of Morocco phosphate addition on relative increase % in filtration rate of New Valley phosphogypsum
Table 4.
Total filtration time of New Valley/Morocco phosphate blends
Blend of phosphates
New Valley, %
Morocco, %
011
1
..
0.
.1
.1
0.
..
1
011
.11
...
.42
0.0
..
filtration rate, %
0 (Base line)
39.7
54.3
231.1
410.2
Photomicrographs of gypsum crystals produced from Morocco phosphate concentrate
with and without blending at different ratios with New Valley phosphate concentrate
are given in Figs. 14-17. Gypsum crystals co-produced from Morocco phosphate are
mostly cuboids shape (Fig. 14). These crystals give relatively high filtration rate.
Figures 15-17 show that a pronounced improvement of gypsum crystals was attained in
size and hence higher filtration rate was achieved upon increasing % addition of
Morocco phosphate concentrate.
Figure 14.
Gypsum crystals produced from Morocco phosphate
concentrate
Figure 15.
Gypsum crystals produced from New Valley
phosphate mixed with Morocco phosphate (85:15)
34
Figure 16.
concentrate mixed with Morocco concentrate
(50:50)
Figure 17.
concentrate mixed with Morocco concentrate
(15:85)
The crystal size distribution of produced phosphogypsum from New Valley, Morocco
and blends from them are given in Fig. 18 and Table 5. It is clear that, the mean
diameter of Morocco phosphogypsum (009.6 μm) is larger than New valley
phosphopgypsum (2900 μm)9 With increasing blend ratio from Morocco, the mean
diameter increased. Despite Morocco phosphogypsum crystals have lager mean
diameter but the specific surface area is relatively high as there are large amounts of
fine crystals.
Figure 18.
Crystal size distribution of phosphogypsum produced from New Valley phosphate, Morocco phosphate and
blends from them
Table 5.
Mean diameter and specific surface area of New Valley/Morocco phosphogypsum blends
Blend of phosphates
New Valley, %
Morocco, %
100
1
85
0.
.1
.1
0.
..
1
011
Mean diameter, μm
4.11
6.68
7.46
9.36
11.56
cm2/g
46663
22148
24029
19285
21391
35
BLENDING WITH RUSSIA PHOSPHATE CONCENTRATE
Russia phosphate concentrate was blended with New Valley phosphate for phosphoric
acid production tests. Table 6 gives the total filtration time with relative increase % in
filtration rate of each blending ratio. Table 6 shows that the filtration rate of Russia
phosphate concentrate is much higher than New Valley phosphate concentrate. This is
attributed to Russia phosphate concentrate has very small contents of impurities that
adverse filtration rate. It is clear that blending of New valley with Russia phosphate at
ratio of 85 : 15 gave high increase in filtration rate (50.6 %). The % increase in
filtration rate is increased by increasing addition ratio of Russia phosphate. Figures 19
and 20 show the effect of addition of Russia phosphate on the total filtration time and
relative increase in filtration rate of New Valley phosphate.
Table 6.
Total filtration time of New Valley/Russia phosphate blends
Blend of phosphates
New Valley, %
Russia, %
011
1
..
0.
.1
.1
0.
..
1
011
filtration rate, %
0 (Base line)
50.6
201.2
249.7
502.4
.11
332
066
02.
..
Total Filtration Time, Sec
500
400
300
200
100
0
0
20
40
60
80
100
Addition of Russia phosphate, %
Figure 19.
Effect of Russia phosphate addition on the total filtration time of New Valley phosphogypsum
Relative Increase in
Filtration Rate, %
600
500
400
300
200
100
0
0
20
40
60
80
100
Addition of Russia Phosphate, %
Figure 20.
Effect of Russia phosphate addition on relative increase % in filtration rate of New Valley phosphogypsum
36
Photomicrographs of gypsum crystals produced from Russia phosphate concentrate
with and without blending at different ratios with New Valley phosphate concentrate
are given in Figs. 21-24. The gypsum crystals co-produced from Russia phosphate are
mostly cubes and cuboids shapes (Fig. 21). These crystals give relatively high filtration
rate. Figures 22-24 show that a pronounced improvement of gypsum crystals was
attained in size and hence higher filtration rate was achieved upon increasing %
addition of Russia phosphate concentrate.
Figure 21.
Gypsum crystals produced from Russia phosphate
concentrate
Figure 22.
concentrate mixed with Russia concentrate (85:15)
Figure 23.
Gypsum crystal produced from New Valley
Figure 24.
The Crystal size distribution of produced phosphogypsum from New Valley, Russia
and blends from them are given in Fig. 25 and Table 7. It is clear that the mean
diameter of Russia phosphogypsum (0.94. μm) is larger than New valley
phosphopgypsum (2900 μm)9 With increasing blend ratio from Russia, the mean
diameter increased. In addition, with increasing mean diameters of crystals, the
specific surface area decreased.
37
Figure 25.
Crystal size distribution of phosphogypsum produced from New Valley phosphate, Russia phosphate and
blends from them
Table 7.
Mean diameter and specific surface area of New Valley/Russia phosphogypsum blends
Blend of phosphates
New Valley, %
Russia, %
100
1
85
0.
.1
.1
0.
..
1
011
Mean diameter, μm
4.11
5.84
9.44
10.64
13.28
cm2/g
46663
36927
37229
35383
26787
CONCLUSIONS
The filtration rate of New Valley phosphate concentrate is low (about 3 ton
P2O5/m2.day). Enhancing the filtration rate with blending New Valley phosphate with
either Sebaiya-East, Morocco, Russia phosphate at ratio of 85 : 15 was achieved and
give % increase in filtration rate of 6.8, 39.7 and 50.6%, respectively. With increasing
blending ratio of these phosphates, higher improvement in filtration rate was achieved
as larger crystals are obtained.
REFERENCES
BECKER, P., 1989. Phosphates and phosphoric acid: raw materials, Technology and Economics of the
Wet Processes, 2nd. Edition, Marcel Decker Inc., New York.
EL-SHALL, H., MOUDGIL, B., ABDEL-AAL, E.A., 1999. Cost Effective Reagents as Defoamers and
Crystal Modifiers to Enhance the Filtration Rate of Phospho-gypsum. Florida Institute Phosphate
Research (FIPR). Publication No. 01-14-162, March.
EL-SHALL H., ABDEL-AAL E.A., MOUDGIL B.; Effect of Surfactants on Phosphogypsum
Crystallization and Filtration During Wet-Process Phosphoric Acid Production; Separation
Science and Technology Journal, Vol. 35, No. 3, 2000, pp. 395-410.
EL-SHALL, H., MOUDGIL, B., ABDEL-AAL, E.A., STANA, R., 2000. Role of surfactants as crystal
modifiers for enhanced filtration of phosphogypsum: effect of method of addition. Paper
Presented at 13rd.Annual National Technical Conference of the American Filtration and
Separations Society (AFS), USA, May.
EL-SHALL, H., RASHAD, M.M., ABDEL-AAL, E.A., 2002. Effect of phosphonate additive on
crystallization of gypsum in phosphoric and sulfuric acid medium. Cryst. Res. Technol. 37 (12),
1264–1273.
38
EL-SHALL, H., RASHAD, M.M., ABDEL-AAL, E.A., 2005. Effect of cetyl pyridinium additive on
crystallization of gypsum in phosphoric and sulfuric acids medium. Cryst. Res. Technol. 40 (9),
860–866.
ISMAIL, A.K., 1997, Chemical Processing of Abu-Tartur Phosphate Concentrate for Phosphoric Acid
Production, Internal Report, Abu-Tartur Phosphate Project, Ministry of Industry and Mineral
Wealth, Aug.
M.H. MAHMOUD, M.M. RASHAD, I.A. IBRAHIM, AND E.A. ABDEL-AAL; "Crystal Modification of
Calcium Sulfate Dihydrate in the Presence of some Surface-Active Agents”, J9 Colloid and
Interface Science 270 (2004) 99-105.
RASHAD, M.M., MAHMOUD, M.H.H., IBRAHIM, I.A., ABDEL-AAL, E.A., 2004. Crystallization of
calcium sulfate dihydrate under simulated conditions of phosphoric acid production in presence
of aluminum and magnesium ions. J. Cryst. Growth 276, 372–379.
RASHAD M..M., MAHMOUD M.H.H., IBRAHIM I.A., ABDEL-AAL E.A.; "Effect of Citric Acid and
1,2-dihydroxybenzene 3,5-disulfonic Acid on Crystallization of Calcium Sulfate Dihydrate under
Simulated Conditions of Phosphoric Acid Production”, Cryst9 Res9 Technol9 21, No9 ., 739 – 745
(2005).
EL-SHALL, H.,. RASHAD M. M, ABDEL-AAL E. A.; "Effect of Cetyl Pyridinium Additive on
Crystallization of Gypsum in Phosphoric and Sulfuric Acids Medium", Cryst. Res. Technol. 40, No.
9, 860 - 866 (2005).
ABDEL-AAL E.A., MAHMOUD M.H.H., EL-SHALL H., ISMAIL A.K.; "Increasing the filtration rate of
phospho-gypsum using surfactant", Hydrometallurgy, 85 (2007) 53-58.
ZHU, S., 1996. Modification of Crystal Size Distribution for Enhanced Filtration of Phospho-gypsum
using Poly (ethylene oxide), Ph.D. Thesis, University of Florida, USA.
ERABISSEMENTS, G.F.; 2, 149, 629 (el.Colb), 04 May 1973, Chem. Abst. 79, 80917y, 1973.
RATNAM, K.V.; CHIDAMBARAM, T.S.; MENON, T.K.K.; Fertilizer News, 23(1), P. 18-20, May 1978.
SHAH, M.V.; RAO, N.J.; Fertilizer News, 23(1), P. 14-17, May 1978.
PANIGRAHI, D.; JOHN DAVIS, M.D.; Fertilizer News, 23(1), P. 10-13, May 1978.
TRANSPORT OF Ni(II) AND Cd(II) IONS THROUGH
POLYMER INCLUSION MEMBRANE
Paulina OTREMBSKA, Jerzy GEGA
Czestochowa University of Technology, Department of Chemistry, Armii Krajowej 19, 42-200
Czestochowa, Poland, [email protected] (P. Otrembska)
ABSTRACT
The separation of nickel(II) and cadmium(II) ions from sulfate solution through
polymer inclusion membrane has been investigated. The membranes consisted of
cellulose triacetate as the polymeric support, D2EHPA as the ion carrier and different
plasticizers such as 2-nitrophenyl octyl ether, tributyl phosphate, dibutyl phthalate,
dioctyl phthalate, tris(2-ethylhexyl)phosphate. The influence of nature of plasticizer
on recovery and separation factors of metal ions has been evaluated. Separation
factor, SCd/Ni was between 1.4 and 2.15 with used of 1 M D2EHPA as ion carrier. The
highest recovery factor was obtained by transport through PIM containing 40 wt.%
D2EHPA, 12.9 wt.% ONPOE and 47.1 wt.% CTA
Keywords: D2EHPA, polymer inclusion membrane, cadmium(II), nickel(II)
INTRODUCTION
Cadmium is one of the most toxic elements, easily taken up by plants. Fairly common
sources of this element are phosphorous fertilizers, commonly used to fertilize soils.
Surface water, groundwater or sea water can be contaminated by cadmium from
industrial activities such as mining and metal processing. High concentrations of
cadmium ions in the body can cause disorders of different metabolic cycles. These ions,
combining with proteins, can cause disorders of oxidative phosphorylation, inhibit the
tissue metabolism, enzymes associated with potassium and sodium ion transport
processes. The metal ions can also cause abnormal carbohydrate metabolism and
reduction of insulin secretion (Senczuk, 2006).
Most of the metal industry is struggling with the problem of pollution of the
environment by nickel, where mostly nickel sulphate is used. So far nickel was
considered as low harmful. Small concentration of this metal is necessary for the
proper functioning of body, but too high can cause abnormal physiological processes.
It was also found that prolonged exposure to nickel compounds may cause the
formation of tumors. In recent times strong allergenic effects of metallic nickel is also
observed (Senczuk, 2006). On the other hand, it should be noticed that the
aforementioned metals and their compounds have numerous applications. Both
economic and environmental aspects caused constant development of methods for
40
P. Otrembska, J. Gega
metal separation and recovery. They should be simple and cheap, durable and
reclaimed materials used.
Solvent extraction is very often used to separation different metals after leaching of
primary or secondary sources of metals (Gega et al., 2010). For extraction of
cadmium(II) ions usually organophosphorus extractants such as: D2EHPA (Takeshita
et al., 2003), Cyanex 301(Avila-Rodríguez et al., 1998), Cyanex 302 (Almela and
Elizalde, 1995), Cyanex 272 (Reddy and Priya, 2006), Cyanex 923 (Gupta et al., 2001)
are used. Nickel(II) could be also extracted by this type of extractants (Dimitrov et al.,
2008).
The interest in liquid membranes as an alternative method for separation of Ni(II)
and Cd(II) has grown recently. Membranes which could be applied for separation of
metal ions are: polymer inclusion membranes (PIM) (Almeida et al., 2012), bulk (BLM)
(He et al., 2000), emulsion (ELM) (Urtiaga et al., 2000) and supported liquid
membranes (SLM) (Parhi et al., 2009).
In this paper, a separation system based on PIM made of CTA as the polymeric
support, D2EHPA as the carrier and different plasticizers is shown. The influence of
membrane composition on Cd(II)/Ni(II) separation efficiency was investigated.
MATERIALS AND METHODS
Solution preparation
Solution of metal ions were prepared by dissolving an appropriate salts,
i.e. nickel(II) sulphate hexahydrate and cadmium(II) sulphate 8/3-hydrate in
deionized water. The pH was adjusted by the addition of appropriate volume of
sulfuric acid or sodium hydroxide solutions.
The chemicals used for the preparation of PIM were: di-(2-ethylhexyl) phosphoric
acid (D2EHPA), 2-nitrophenyl octyl ether (ONPOE), tributyl phosphate (TBP) from
Fluka, dibutyl phthalate (DBP), dioctyl phthalate (DOP), tris(2-ethylhexyl)phosphate
(TEHP), cellulose triacetate (CTA), from Sigma-Aldrich and dichloromethane
(Chempur). Organic compounds were of analytical reagent grade and were used
without further purification.
Polymer inclusion membranes preparation
To synthesize polymer inclusion membranes solutions of cellulose triacetate, D2EHPA
(the ion carrier) and the plasticizer in dichloromethane were prepared. The CTA,
plasticizer and D2EHPA solutions were mixed and a portion of this solution was
poured into a Petri dish. The organic solvent was allowed to evaporate overnight.
Afterwards the membrane was separated from glass by immersion in distilled water.
The membrane was conditioned in 0.1 M HCl for 12 hours, thickness of obtained
membranes were measured by thickness meter.
Transport experiments
Transport experiments were carried out in a permeation cell, in which the membrane
was tightly clamped between two cell compartments, one with a donor phase (i.e. 100
cm3 of 10 mM solution of metal salts) and second with the same volume of an acceptor
solution (0.5 M H2SO4). The pH of donor (source) phase was controlled by a pH meter
and adjusted by addition of NaOH solution. The permeation of Ni(II) and Cd(II) was
Transport of Ni(II) and Cd(II) ions through polymer inclusion membrane
41
monitored by sampling of the donor phase. The acceptor (receiving) phase (100 cm 3)
was 0.5 M H2SO4. Concentrations of metal ions were measured by atomic absorption
spectrometry (SOLAAR 939) with an air/acetylene flame and the appropriate hollow
cathode lamps. All experiments were carried out at room temperature.
Data analysis
The transport of nickel(II) and cadmium(II) ions was estimated by means of recovery
factor R (%), initial metal flux J0 (µmol/m2s), and separation factor SCd/Ni which were
calculated as follows:
(1)
(2)
(3)
where c0 is initial concentration of nickel(II) and cadmium(II) ions and ct
concentration of those ions at specific time t, (mg/dm3), n number of moles of metal
ions (mol), A surface of membrane (m2), J0Cd(II) initial flux of cadmium metal ions
(µmol/m2s), and J0Ni(II) is the initial flux of nickel metal ions (µmol/m2s).
RESULTS AND DISCUSSION
Separation of nickel(II) and cadmium(II) ions from sulfate solutions through PIM was
investigated. The influence of the membrane composition on metal transport was
studied using different plasticizers. The polymer inclusion membranes with 1 M
D2EHPA were applied. To ensure chemical and mechanical stability such as flexibility
and avoid brittleness and cracking in the polymer inclusion membranes different
plasticizers could be used. The plasticizer has ability to reduce the intermolecular
attractive forces between chains in the polymer matrix (Rodrigues and Mansur, 2010).
In the polymer inclusion membranes the presence of plasticizer may influence the
mobility of the components depending on the degree of interaction between the
different constituents of the membrane and the characteristics of polymeric matrix. It
is reported that the addition of plasticizers improves the compatibility of carrier with
polymer (Pereira et al., 2009).
In this study five different plasticizers were used to determine their influence on
separation of Ni(II) and Cd(II) ions by CTA membrane. The composition of
membranes is presented in Table 1 and summarizes physical parameters of applied
plasticizers are shown in Table 2.
Table 1.
Composition of studied polymer inclusion membranes with 1 M D2EHPA as ion carrier
TYPE OF
PLASTICIZER
PLASTICIZER
wt.%
D2EHPA
wt.%
CTA
wt.%
ONPOE
DBP
DOP
TBP
TEHP
12.9
12.9
12.3
12.2
11.5
40.0
40.0
40.2
40.3
40.6
47.1
47.1
47.4
47.5
47.8
THICKNESS of
MEMBRANE
(µm)
25.0
38.7
21.3
25.8
25.2
42
The concentration of nickel(II) and cadmium(II) ions was monitored during first
4 h using membranes made from five plasticizers: ONPOE, DBP, DOP, TBP and TEHP.
The changes of the Ni(II) and Cd(II) ions concentration with time in the donor phase
for the membranes containing those plasticizers are shown in Fig. 1. The source phase
was composed of equimolar mixture of nickel(II) and cadmium(II) sulphate.
Table 2.
Physical parameters of applied plasticizers. (1)(Pont, 2008), (2)(Amini and Hassan, 2012),
(3)(Raut et al., 2012), (4)(sigmaaldrich.com)
TYPE OF
PLASTICIZER
VISCOSITY
cP
DIELECTRIC
CONSTANT
ONPOE
DBP
DOP
TBP
TEHP
12.80(1)
20.00(2)
41.50(3)
3.39(3)
11.00(1)
23.10(1)
4.00(2)
5.00(3)
8.00(3)
4.80(1)
Nickel:
ONPOE
DBP
DOP
TBP
TEHP
Cadmium:
ONPOE
DBP
DOP
TBP
TEHP
40
35
30
25
R (%)
DENSITY(4)
at 25 °C
g/cm3
1.04
1.04
0.98
0.98
0.92
20
15
10
5
0
0
1
2
3
4
t (h)
Figure 1.
Effect of the nature of the plasticizer used to prepare PIM on nickel(II) and cadmium(II) transport
12
10
Ni(II)
Cd(II)
2
J0(mol/m s)
8
6
4
2
0
0
5
10
15
20
25
30
35
40
45
 (cP)
Figure 2.
Effect of the viscosity of used plasticizers on nickel(II) and cadmium(II) initial flux
Transport of Ni(II) and Cd(II) ions through polymer inclusion membrane
43
As can be observed, when ONPOE is used as the plasticizer the removal of Ni(II) or
Cd(II) ions from the feed phase is more effective than when others are used. It is
known that the viscosity and dielectric constant appear to be the main characteristics
of the membrane plasticizer affecting PIM transport. Effect of the viscosity of used
plasticizers on nickel(II) and cadmium(II) initial flux is shown in Fig. 2. The highest
initial fluxes were obtained for ONPOE with viscosity equal to 12.8 cP and the highest
dielectric constant equal to 23.1.
The same dependence was found by Kozlowski and Walkowiak (2005) who studied
the transport of Cr(VI) through PIM containing amines as the ion carriers. They
suggested that only plasticizers, which have high polarity can be applied with higher
success as a solvent in PIM.
As it was shown in Table 3 the membrane composed of ONPOE as plasticizer
ensured the highest separation factor equals 2.15. It should be noticed that using TBP
or TEHP as the plasticizer, which are also known as ionic carriers for metal ions can
give the synergetic effect with D2EHPA. It means that they could play here double
role, i.e. the ionic carrier and the plasticizer.
Table 3.
Comparison of recovery factors, initial fluxes and separation coefficients. Composition of membranes
TYPE OF
PLASTICIZER
ONPOE
DBP
DOP
TBP
TEHP
R, (%)
Ni(II)
23.99
7.57
9.35
10.52
19.12
J0, (µmol/m2s)
Cd(II)
33.60
13.52
14.61
21.06
26.95
Ni(II)
4.38
1.99
2.94
3.30
5.94
Cd(II)
11.12
3.85
4.35
7.04
8.86
SCd(II)/Ni(II)
2.15
1.85
1.43
1.95
1.40
CONCLUSIONS
To study separation of nickel(II) and cadmium(II) ions through PIM with 1 M
D2EHPA and different plasticizers were carried out. As shown in Table 3 the highest
metal fluxes were obtained with ONPOE in comparison with other plasticizers. The
obtained results show the strong influence of plasticizer polarity on the transport
efficiency.
In performed 4-hours transport experiments values of separation factor S Cd/Ni were
between 1.4 and 2.15. The highest recovery factor was obtained by transport through
PIM containing 40 wt.% D2EHPA, 12.9 wt.% ONPOE and 47.1 wt.% CTA. To achieve
higher values time of metal, the ions transport through PIM should be longer.
The polymer inclusion membranes (PIM) with D2EHPA as the ion carrier and onitrophenyl octyl ether (ONPOE) as the plasticizer provide an attractive alternative to
conventional solvent extraction methods for the separation of nickel(II) and
cadmium(II) ions.
REFERENCES:
ALMEIDA, M., CATTRALL, R., KOLEV, S., 2012, Recent trends in extraction and transport of metal
ions using polymer inclusion membranes (PIMs), Journal of Membrane Science 415–416, 9-23.
ALMELA, A., ELIZALDE, M., 1995, Solvent extraction of cadmium (II) from acidic media by Cyanex
302, Hydrometallurgy 37, 47-57.
44
AMINI, N., HASSAN, Y., 2012, An investigation of matched index of refraction technique and its
application in optical measurements of fluid flow, Experiments in Fluids 53, 2011-2020.
AVILA-RODRIGUEZ, M., COTE, G., NAVARRO MENDOZA, R., SAUCEDO MEDINA, T., BAUER, D.,
1998, Thermodynamic study of the extraction of Indium(III) and Cadmium(II) by Cyanex 301
from concentrated HCl media, Solvent Extraction and Ion Exchange 16, 471-485.
DIMITROV, K., ROLLET, V., SABONI, A., ALEXANDROVA, S., 2008, Recovery of nickel from
sulphate media by batch pertraction in a rotating film contactor using Cyanex 302 as a carrier,
Chemical Engineering and Processing: Process Intensification 47, 1562-1566.
GUPTA, B., DEEP, A., MALIK, P., 2001, Extraction and recovery of cadmium using Cyanex 923,
Hydrometallurgy 61, 65-71.
HE, D., MA, M., ZHAO, Z., 2000, Transport of cadmium ions through a liquid membrane containing
amine extractants as carriers, Journal of Membrane Science 169, 53-59.
GEGA, J., WALKOWIAK, W., OTREMBSKA, P., POSPIECH, B., KOSARGA, E., 2010, Separation of
nickel and cadmium from synthetic spent battery leach solutions, Proceedings of XXVth
International Symposium on Physico-Chemical Methods of Separation, “Ars Separatoria 2010”,
359-362.
KOZLOWSKI, C., WALKOWIAK, W., 2005, Applicability of liquid membranes in chromium(VI)
transport with amines as ion carriers, Journal of Membrane Science 266, 143-150.
http://www.nickelinstitute.org, (access date: 20.05.2013).
PARHI, P., DAS, N., SARANGI, K., 2009, Extraction of cadmium from dilute solution using
supported liquid membrane, Journal of Hazardous Materials 172, 773-779.
PERIERA, N., JOHN, A., CATTRALL, W., PERERA, J., KOLEV, S., 2009, Influence of the
composition of polymer inclusion membranes on their homogeneity and flexibility, Desalination
236, 327-333.
PONT, N., SALVADO, V., FONTAS, C., 2008, Selective transport and removal of Cd from chloride
solutions by polymer inclusion membranes, Journal of Membrane Science 318, 340-345.
RAUT, D., KANDWAL, P., REBELLO, G., MOHAPATRA, P., 2012, Evaluation of polymer inclusion
membranes containing calix[4]-bis-2,3-naptho-crown-6 for Cs recovery from acidic feeds:
Transport behavior, morphology and modeling studies, Journal of Membrane Science 407–408,
17-26.
REDDY, B., PRIYA, D., 2006, Chloride leaching and solvent extraction of cadmium, cobalt and
nickel from spent nickel–cadmium, batteries using Cyanex 923 and 272, Journal of Power
Sources 161, 1428-1434.
RODRIGUES, L., MANSUR, M., 2012, Hydrometallurgical separation of rare earth elements, cobalt
and nickel from spent nickel–metal–hydride batteries, Journal of Power Sources 195, 3735-3741.
SENCZUK W., 2006, Toksykologia współczesna, Wydawnictwo Lekarskie PZWL.
http://www.sigmaaldrich.com/poland.html, (access date: 20.05.2013).
TAKESHITA, K., WATANABE, K., NAKANO, Y., WATANABE, M., 2003, Solvent extraction
separation of Cd(II) and Zn(II) with the organophosphorus extractant D2EHPA and the aqueous
nitrogen-donor ligand TPEN, Hydrometallurgy 70, 63-71.
URTIAGA, A., ALONSO, A., ORTIZ, I., DAOUD, J.A., EL-REFFY, S.A., PEREZ, S., GALLEGO, T.,
2000, Comparison of liquid membrane processes for the removal of cadmium from wet
phosphoric acid, Journal of Membrane Science 164, 229-240.
A MATHEMATICAL EQUATION FOR
APPROXIMATION OF SCREEN BLOCKING
BY PARTICLES DURING MECHANICAL
CLASSIFICATION
Katarzyna ŁAWIŃSKA, Piotr WODZIŃSKI
Lodz University of Technology, Wólczańska 175, 90-924 Łódź, wodziń[email protected]
(P. Wodzinski)
ABSTRACT
The purpose of this article is to find a mathematical model describing the experimental
course of screen blocking coefficient over time. A description of the process of sieve
holes blocking by blocking grains will provide detailed information on the blocking
process. This information may be used for determining the screening process
parameters and optimising industrial screening. The obtained results were compared
with an analytical description of screen blocking provided by other authors. In order to
fulfil this purpose a series of experiments was carried out at the Department of Process
Equipment of the Lodz University of Technology. A fine-grained material of graining
of 0.1-2.5 mm was screened. The approximation of numerical data using the function
of the specified model was done in Mathcad 13. After having carried out numerous
analyses it was found that the logistic function model is the best one to describe the
dependence of screen blocking coefficient over time.
Keywords: screening, screen, fine-grained materials, screen blocking coefficient
INTRODUCTION
Screening of fine-grained (d < 1.0 mm) and very fine-grained materials (d < 0.1 mm) is
a very difficult process of sieve classification (Wodzinski 2002). During screening of
granular materials in industrial sieve holes are often blocked. The phenomenon of
screen blocking involves grains of varying size being blocked in sieve holes. Blocked
sieve holes are the ones through which grains will not pass by themselves during the
screen operation. This unfavourable process leads to a significant reduction of the
active surface area of screen. This problem concerns all sieves users, irrespective of the
type of equipment, in which the sieves are installed. The blocking mechanism is a
complex process that is to a large degree random (Beeckmans et al., 1985). Therefore,
it is not easy to provide a proper mathematical description of the process in question.
The screen blocking coefficient f is applied for the quantitative description of screen
blocking. It is defined as a ratio of number of free holes to the total number of holes in
the sieve:
46
K. Ławińska, P. Wodziński
f 
n free
ntotal
.
(1)
In the analyses of various mathematical models it becomes necessary to provide the
experimental points set with a functional dependence expressed in an equation of a
specific algebraic form. In mathematical statistics we can find algorithms for
estimating the value of those equations coefficients. By using common optimisation
methods we can determine algebraic empirical formulas (Paleczek, 2005)
SIEVE HOLES BLOCKING
In order to describe the sieve holes blocking process Blasinski and Wodzinski (1973,
1976) applied a model, in which they assumed as follows:
a)
there is a uniform distribution of grains of various size in the feed,
b)
the grain stream is fed uniformly onto the entire sieve surface,
c)
only the material layer that is closest to the sieve is being screened (the
entire lower fraction is screened during one cycle of the screen operation),
d)
the machine acceleration affects the granular layer during the screen
operation,
e)
the feed freely flows through the screen bottom,
f)
the screen blocking coefficient f is not a function of the height of a material
layer on the sieve – this height is constant.
The screen blocking is a resultant of two simultaneous phenomena: pure blocking
and pure unblocking of sieve holes. At the moment of the material being fed to the
sieve t = 0 the screen blocking coefficient equals f0. It means that the screen has not
performed a vibration yet, however, there are already sieve holes that are blocked.
With the passing of time t = t∞ two processes are balanced, thus f = f∞. From this
moment on the value of coefficient f is not changing. The resultant rate of the process
will therefore equal the sum of both elementary rates.
Assuming, that there is no dependence between the height of the material on the
screen and screen blocking phenomenon, it may be concluded that the rate of screen
blocking is proportional to the number of non-blocked holes (Wodzinski 1981):
u1  
df
 K1  f
dt
(2)
where K1 is the screen blocking constant. By integrating both sides of Eq. 2 we obtain:
f

t

df
  K1 dt
f
(3)
f
  K1  t ,
f0
(4)
f  f 0  e  K1  t .
(5)
f0
ln
0
and after rearrangements we can write
A mathematical equation for approximation of screen blocking …
47
Furthermore, it may be assumed that the greater blocked surface fraction (1-f), the
higher tendency for screen holes unblocking (as the probability of screen holes
unblocking is greater). Similarly to the case of Eq. 2 we may write
u2  
df
  K 2  (1  f )
dt
(6)
where K 2 is the screen unblocking coefficient. As the processes of screen blocking and
unblocking oppose each other, their rates have a reverse sign. Both sides of Eq. 6 are
integrated, similarly to Eq. 2, thus we obtain:
ln
1 f
 K2  t
1  f0
f  1  (1  f 0 )  e  K 2 t
(7)
.
(8)
In the process of screening the above described phenomena occur simultaneously,
that is why the resultant rate is the sum of elementary rates:
u  u1  u2
(9)
then

df
 K1  f  K 2  (1  f ) .
dt
(10)
By rearranging and integrating both sides of Eq. 10 we obtain
f 
K2
K2
 ( f0 
) exp[ ( K1  K 2 )  t ]
K1  K 2
K1  K 2
(11)
The boundary conditions (t=0, f=f0 i t=t∞, f=f∞ ) show that the following
dependence must be fulfilled
K2
.
K1  K 2
(12)
f  f   ( f 0  f  ) exp[ ( K1  K 2 )  t ] .
(13)
f 
Using Eq. 12 in Eq. 11, we obtain:
Considering that K=K1+K2 we obtain the fundamental formula for determining the
screen blocking coefficient in time
f  f   ( f 0  f  )e K t .
(14)
Balance is reached as in curve 1 or 2 (Fig. 1) (Banaszewski, 1990). Curve 1 shows a
case when f0 > f∞ (the number of blocked sieve holes increases during screening).
Curve 2 shows a case when f0 < f∞ (number of blocked sieve holes drops, the number of
free holes increases as a consequence of e.g. material capacity for sieve holes selfcleaning).
screen blocking coefficient, f
screen blocking coefficient ,f
48
f0
f∞
time, t
f∞
f0
time, t
Figure 1.
Diagram of function f= f(t), --- experimental curve, - theoretical curve
TESTING METHODOLOGY
Granular material of the fraction of 0.1-2.5 mm was screened for the purpose of this
article. A dry and contamination-free material was used. Model loose materials were
tested. Spherical grains (agalite, glass marbles), sharp-edged grains (granite aggregate)
and irregular grains (quartz sand) were used as the experimental media. The principal
tests were preceded with the division of material into fractions. The division was made
in such a manner that the widest possible size range of grains occurring in the actual
deposit could be used. The weight of each mixture amounted to 1 kg. The diagram of
test station is shown in Fig. 2.
1
4
5
6
3
2
Av
Av
0
As
7
0
As
Figure 2.
A schematic illustration of screening process : 1-set of sieves, 2-laboratory vibrator, 3-scales with the tested
material, 4-sieve with blocked holes, 5-stand, 6-diffusion glass, 7-lighting
The experiments were done using a laboratory vibrator with a regulated toss
indicator K. Linear vibrations Av and flexural vibrations As are characteristic of this
vibrator. The most relevant parameter influencing the course of plot of screen blocking
coefficient f in the function is a value of toss coefficient K. Therefore, the coefficient
decides about the monotonicity of function f= f(t) and this influences the value of
blocking coefficient f∞ (Lawinska and Wodzinski, 2012). A series of tests were
49
conducted for three values of toss indicator K = 0.62, 1.68, 3.5. The woven sieves of
square holes which diameters are 0.5, 0.63, 0.8, 1 and 1.2 mm were used. The main
part of tests involved the screening of each mixture, one by one, through the tested
sieve. For each screened mixture an experimental value of f0 coefficient for t=0 time
was determined. The material was scattered over a steady sieve (the sieve did not
vibrate). The mixture was released and number of blocked holes in the examined sieve
was counted. Then, by starting up a laboratory vibrator, tests were carried out for the
remaining times. Placing the sieve with blocked holes on a special stand lit from below
increased the measurements precision. The screen blocking coefficient was
determined using Eq. 1. Such time span was selected to ensure that the measurement
was as precise as possible. The measurement cycle for one screen comprised n+1
measurements differing in screening time t0..tn..tn+1..t∞. At the final stage of test, the
sieve was cleaned of blocked grains and the removed grains were added to the tested
mixture.
EXPERIMENTAL RESULTS
The obtained experimental results are represented in a graphic form using diagrams of
screen blocking coefficient f over time. Then, with Mathcad13, numerical data were
approximated using the function of model. Mathcad software by MathSoft Inc. is a
versatile tool for doing scientific and engineering calculations. It is equipped with a
range of numerical tools. Documents prepared in Mathcad are also programs – any
data modifications result in the calculation of new expressions values (Pakowski and
Glebowki, 2001).
The best approximation results were obtained for the following logistic function
model:
y
a
.
1  b  e  c x
(15)
The coefficients of this function model were calculated using least-squares logistic
curve regression [lgsfit(vx, vy, vg)]. Returns a vector containing the coefficients for a
logistic curve of Eq. 15 that best approximates the data in vx and vy using guess values
in vg:
– vx and vy are vectors of real data values of the same length, corresponding to the x
and y-values in the data set. There must be at least 4 data points.
– vg is a three-element vector of real guess values for the parameters a, b, and c in the
logistic equation.
The lgsfit function employs the Levenberg-Marquardt method for minimization. An
example of the discussed approximation is given below.
Two matrices of experimental data were defined in Mathcad13: time, and f blocking
coefficient for the given time span. Using lgsfit procedure for calculating the
coefficients of model
a
  1
 b   lgsfitx y   1
 
  
c
  1
values of the calculated coefficients were obtained
50
 a   0.994
 b    0.04 
  

 c   0.02 
and a graphic representation of the selected curve
f (t ) 
0.994
1  0.04  e  0.02t
(16)
against empirical points was prepared.
Figure 3.
Diagram of experimental data f = f(t)
Figure 4.
Approximation of experimental data using logistic
function model f = f(t), case when f0 < f∞
When analysing values of obtained coefficients it may be concluded that the
following logistic function model:
f (t ) 
f
1  ( f   f 0 )  e  c t
(17)
represents the course of dependence of screen blocking coefficient over time very
precisely. The logistic function model can also be used, when the number of blocked
sieve holes increases during screening
The value of coefficient c may be estimated using time t∞, after which the value of
coefficient f does not change:
11.8
.
(18)
c
t
At the final stage of gathering the results collective diagrams were prepared.
Experimental values of coefficient f were compared with the values given by Blasinski
and Wodzinski (1973, 1976) and the logistic function model. Figures 6-9 show some
examples of comparative diagrams of the screen blocking coefficient over time.
51
1.000
1.00
Blasinski's and Wodzinski's model
screen blocking coefficient,f , (-)
Figure 5.
Approximation of experimental data using logistic function model f = f(t), case when f0 > f∞
logistic function model
0.995
experimental points
0.990
0.985
experimental points
0.98
0.97
0.96
0.95
0
200
400
time, t , (s)
600
800
0
300
450
600
750
Figure 7.
Comparative diagram of dependence f = f(t) for an
irregular grains arrangement,
sieve = 1 mm, K = 2.5
1.000
experimental points
0.990
0.985
0.980
0.975
1.00
0.995
150
time, t , (s)
Figure 6.
Comparative diagram of dependence f = f(t)
for spherical grains arrangement,
sieve = 0.5 mm, K = 6.3
0.99
experimental points
0.99
0.98
0.97
0.96
0.95
0
10
20
30
time, t , (s)
40
50
60
Figure 8.
Comparative diagram of dependence f = f(t) for the
initial screening period, an irregular grains
arrangement, sieve = 0.63 mm, K = 1.98
0
20
40
60
time, t , (s)
80
100
120
Figure 9.
Comparative diagram of dependence f = f(t) for the
initial screening period, a spherical grains
arrangement, sieve = 1 mm, K = 2.5
52
CONCLUSIONS
The tests concerning screen blocking coefficient f were conducted for three model
shapes of granular materials. Those were dry sand, agalite and marble-aggregate
mixtures. On the basis of comparative diagrams it may be concluded that the logistic
function model describes sieve holes blocking better than the common exponential
model by Wodzinski and Blasinski (1973, 1976). The applied Mathcad lgsfit procedure
easily and quickly determines the values of coefficients of the described curve. The
results show the importance of the screen blocking coefficient since it affects the
screening process capacity. Therefore, the sieve holes blocking process must be taken
into account when designing and selecting a proper screen.
ACKNOWLEDGMENTS
This study was performed as a part of chartered assignment W-10/1/2013 Dz.St.
REFERENCES
BANASZEWSKI T., Przesiewacze, 1990, Wydawnictwo Śląsk
BEECKMANS J.M., HU E.,GERMAIN R., MCLNTYRE A., Performance characteristics of a
probability sieving machine, Powder Technology, 1985, 43(3), 249-256
BLASINSKI H., WODZINSKI P., 1973, Zatykanie się sit przesiewaczy, Zeszyty Naukowe PŁ,
Inż.Chem., Volume 2,
BLASINSKI H., WODZINSKI P., 1976, Badania blokowania się sit, Zeszyty Naukowe PŁ, Inż.Chem.,
Volume 6,
LAWINSKA K., WODZINSKI P., 2012, Determination of the effective sieve blocking coefficient,
Physicochemical Problems of Mineral Processing 48(1), 247-252,
PAKOWSKI Z., GLEBOWSKI M., 2001, Symulacja procesów inżynierii chemicznej, Podręczniki
Akademickie, Łódź University of Technology
PALECZEK W.,2005, Mathcad w algorytmach, Akademicka Oficyna Wydawnicza EXIT
WODZIŃSKI P.,1981, Odsiewanie materiałów ziarnistych, Zeszyty Naukowe PŁ, Rozprawy Naukowe,
z40, Nr 394, 30-32
WODZINSKI P., 2002, Wybrane problemy technologii przesiewania materiałów bardzo drobno
uziarnionych, Inzynieria Mineralna Journal of the Polish Mineral Engineering Society vol. S.1 (7),
107-117.
OKREŚLENIE MOŻLIWOŚCI OPTYMALIZACJI
PRODUKCJI W O/ZWR W WYNIKU
WYKORZYSTANIA ZAUTOMATYZOWANEGO
SYSTEMU JAKOŚCIOWYCH I ILOŚCIOWYCH
ANALIZ MINERALOGICZNYCH
Andrzej KONIECZNY, Witold PAWLOS,
Małgorzata KRZEMIŃSKA, Paweł KURZYDŁO
KGHM Polska Miedź S.A. Oddział Zakłady Wzbogacania Rud, ul. Kopalniana 1, 59-101
Polkowice, Polska, [email protected] (W. Pawlos)
STRESZCZENIE
Artykuł opisuje stosowane światowe rozwiązania w zakresie metod optymalizacji
procesów wzbogacania w zakładach przemysłowych. W ostatnich latach dynamicznie
rozwijającym się narzędziem optymalizacji stają się zautomatyzowane systemy analiz
mikroskopowych, w tym Mineral Liberation Analyzer (MLA). Mając do dyspozycji to
zaawansowane urządzenie analityczne, w O/ZWR uruchomiono projekt optymalizacji
procesu produkcyjnego przy wykorzystaniu wyników analiz mineralogicznych. Artykuł
ten opisuje rezultaty pierwszych badań na próbkach materiałów technologicznych
zakładów wzbogacania podkreślając, że dla praktycznych zastosowań istotna jest
umiejętna interpretacja wyników.
Słowa kluczowe: optymalizacja procesu, MLA, minerały siarczkowe, rozkład
ziarnowy
WSTĘP
Określenie optymalnych warunków prowadzonych procesów stanowi fundament
przewagi konkurencyjnej każdego przedsiębiorstwa. Kształtowanie się procesów
i zdarzeń w ciągu technologicznym powinno być możliwe do określenia w oparciu
o wiarygodne i pozyskiwane z dużą dokładnością dane. Stanowi to wyzwanie dla
KGHM Polska Miedź S.A. Oddział Zakłady Wzbogacania Rud (O/ZWR), gdyż rezultaty
podjętych na tym polu działań pozwolą na pozyskiwanie odpowiednich informacji
mających znaczący wpływ na poprawę jakości procesu decyzyjnego i podniesienie
stopnia trafności podjętych decyzji. Taki kierunek działań ułatwi podniesienie
konkurencyjności na globalnym rynku głównie poprzez wyeliminowanie
podejmowania kroków o charakterze intuicyjnym, opierających się na wyczuciu
i doświadczeniu.
O/ZWR jako organizacja nastawiona na rozwój poprzez wdrożenia nowych
rozwiązań techniczno-technologicznych i optymalizacje procesów przyjęła w swoim
54
A. Konieczny, W. Pawlos, M. Krzemińska, P. Kurzydło
Planie Strategicznym ten kierunek działań jako priorytetowy, gdyż znajomość
kształtowania się pewnych wielkości odpowiednio wcześnie pozwala reagować na
sytuację, wykorzystując szanse lub eliminując zagrożenia.
Wobec tego w O/ZWR uruchomiono nowy projekt ukierunkowany na budowę
nowego modelu zarządzania produkcją. Realizacja tego zagadnienia sprawi, że
w rezultacie będzie można dysponować bardziej efektywnym niż dotąd narzędziem
analitycznym i diagnostycznym procesu produkcyjnego, które jednocześnie będzie się
nadawało do planowania produkcji oraz oceny efektywności technologicznoekonomicznej.
W kontekście istniejącego stanu rzeczy, a w szczególności stopnia rozpoznania
procesów technologicznych należy oczekiwać, że wdrożenie nowego modelu
zarządzania operacjami spowoduje: rozwój nauki i technologii, wzrost kompetencji
zawodowych pracowników i rozwój kadry, lepsze wykorzystanie zasobów naturalnych,
wzrost efektywności oraz sprawności Oddziału.
Optymalizacja procesu technologicznego w zakładzie przeróbczym
Gwałtowny postęp techniczny i zmienność otoczenia powodują, że w procesie
podejmowania decyzji menedżerskich jednym z najważniejszych zadań jest
rozpoznanie ryzyka zaistnienia wad w procesie i zastosowanie bardziej racjonalnych
rozwiązań problemów decyzyjnych. Zatem odpowiednie zarządzanie procesem
przeróbczym pozwoli na pełne wykorzystanie surowca i zmniejszenie ilości składników
użytecznych traconych w odpadach.
Krajowe rudy miedzi charakteryzują się dużą zmiennością, zróżnicowanym składem
mineralnym, zmiennym udziałem występujących w nim typów litologicznych. Zmienne
parametry jakościowo-ilościowe urobku wymagają ciągłego doskonalenia procesu
technologicznego, tym bardziej, że zastosowane w poszczególnych rejonach Oddziału
Zakłady Wzbogacania Rud schematy technologiczne pochodzą z lat 60 tych ubiegłego
wieku. Ówczesne fizykochemiczne właściwości rud miedzi uległy zmianie w ciągu
półwiecza, zatem wprowadzanie nowych technologii i wielu modernizacji
w istniejącym parku maszynowym wymaga uwzględnienia specyfiki przerabianego
urobku.
W zaistniałej sytuacji warunkiem skutecznej optymalizacji całego procesu
wzbogacania rud miedzi, obok zastosowanych technologii, maszyn i urządzeń jest
identyfikacja właściwości nadawy kierowanej do procesu, a także powstających
produktów pośrednich i końcowych procesu wzbogacania. Tego typu podejście zastąpi
aktualną praktykę produkcyjną polegającą na dostrajaniu parametrów poszczególnych
operacji do stanu optymalnego metodą prób i błędów, co jest czasochłonne, a straty
z powodu tych błędów obciążają koszty produkcji.
Znaczenie mineralogii w identyfikacji procesu technologicznego
Element zarządzania procesem przeróbczym wymaga szczegółowej charakterystyki
nadawy pod kątem mineralogicznym, uwolnienia i asocjacji minerałów, a mineralogia
jest jednym z najważniejszych narzędzi pozwalających uzyskać odpowiedź na pytanie
czy przyczyna leży w niedomieleniu rudy czy w warunkach flotacji, jakie składniki
powodują zanieczyszczenie koncentratu, itp. Zatem mineralogia pozwala
zidentyfikować, zrozumieć i rozwiązywać niektóre problemy występujące w procesie
technologicznym.
Określenie możliwości optymalizacji produkcji w O/ZWR w wyniku wykorzystania MLA
55
Dotychczasowe sporadyczne badania materiałów z różnych punktów procesu
technologicznego O/ZWR, odbywające się z pomocą mikroskopii optycznej dawały
mało precyzyjne wyniki, niepoparte analizą statystyczną i w związku z tym były mało
wiarygodnie, co za tym idzie nie mogły być efektywnie wykorzystywane do zarządzania
procesem technologicznym. Oczekuje się, że wykorzystanie MLA przyczyni się do
wzrostu szybkości i dokładności analizy uwolnienia minerałów, a systematycznie
wykonywane analizy pozwolą na zbudowanie efektywnej bazy danych i wskazanie
elementów procesu technologicznego, w których powstają straty. Zaletą tego systemu
jest dostarczanie udoskonalonej i różnorodnej informacji mineralogicznej.
Generowanie informacji mineralogicznej z danych pomiarowych dodatkowo będzie
rozszerzone o aplikacje wykorzystujące narzędzia symulacyjne (rys. 1).
Rysunek 1.
Metodologia identyfikacji i rozwiązywania problemów w procesie technologicznym (Greet, 2010)
Figure 1.
Methodology of identification and problems solution in technological process (Greet, 2010)
Zautomatyzowany system analiz mineralogicznych
Przegląd publikacji z prac realizowanych w ośrodkach naukowo-badawczych z całego
świata wykazał, że prowadzone i wykonane badania w różny sposób i zakresie
koncentrowały się wokół zagadnień związanych z zastosowaniem i wykorzystaniem
zautomatyzowanych systemów analiz mineralogicznych. Dominują przede wszystkim
publikacje skupiające się na możliwościach technicznych takich narzędzi jak MLA czy
QEMSCAN®. Charakteryzowana technologia opiera się na bardzo szybkim i
56
równoległym wykorzystaniu dwóch zaawansowanych metod analizy mineralogicznej:
skaningowej mikroskopii elektronowej (SEM) oraz rentgenowskiej spektrometrii
dyspersyjnej (EDS), wyposażonych w oprogramowanie pozwalające na dokonanie
kompleksowego, ilościowego i bardzo czytelnego opisu mineralogicznego próbek rud,
koncentratów, półproduktów, odpadów itp. Równoczesne zastosowanie obu technik
mikroskopii i identyfikacji składników mineralnych pozwala dzięki szybkiej akwizycji i
błyskawicznej obróbce danych, otrzymać dowolnie wybrany jakościowy opis
mineralogiczny.
Pomiary za pomocą MLA i QEMSCAN® obejmują standardową analizę BSE (Back
Scatter Electrons), rozszerzoną analizę uwolnienia BSE (XBSE), mapowanie
rentgenowskie w oparciu o ziarna (GXMAP), analizę uwolnienia faz rozrzuconych
(SPL), analizę rentgenowską modalną (XMOD), wyszukiwanie rzadkich faz (RPS),
analizę Super XBSE (SXBSE) i analizę Schouwstra (SPL-dual zoom). Standardową
analizą uwolnienia jest BSE. Jest to podstawowa metoda analizy uwolnienia i stanowi
bazę dla pozostałych metod (Gu i in, 2003).
W efekcie pojawiających się wyzwań i problemów z wzbogacaniem coraz to
uboższych i trudnych rud nastąpiło ogólnoświatowe zainteresowanie tematem
zautomatyzowanej analizy mineralogicznej (Wiliams, 1993). Zauważono, że
zautomatyzowana analiza mineralogiczna ma ogromny potencjał jako narzędzie
badawcze (Hoal i in., 2009). Postęp w technologii, a głównie w elektronice
i informatyce sprawił, że na rynku pojawił się przyjazny i łatwy w użyciu system służący
do analizy stopnia uwolnienia minerałów użytecznych (Gu i in, 2003), dzięki któremu
możliwe jest pozyskiwanie danych wspomagających procesy decyzyjne, co
praktykowane jest w wielu światowych ośrodkach przemysłu mineralnego np. Silver
City Dome Districk, USA (Benedictus i in., 2008), Bingham Canyon, Kennecott Copper
Corporation (MacDonald i in., 2012), The St. Lawrence Fluorspar Mines (Lastra,
2007), Kalgoorlie Consolidated Gold Mines (KCGM) (Cambell i in., 1998).
W przeglądzie literaturym, bardziej niż na zasadach działania przedmiotowego
urządzenia, skupiono się na poszukiwaniu informacji pod kątem określenia możliwości
w zakresie pomocy w rozwiązywaniu problemów w procesach mineralnych. Punktem
wyjścia do niniejszych rozważań było określenie znaczenia mineralogii w procesie
technologicznym. Według Willsa (2006) przeróbka urobku powinna odbywać się
w kontekście znajomości mineralogii, gdyż taka wiedza umożliwia określenie
efektywności procesu. Analiza mineralogiczna koncentratów i odpadów dostarcza
wielu wartościowych informacji w zakresie efektywności uwolnienia i koncentracji.
Chetty i in. (2009) i Miller i in. (2009) dodatkowo zaznaczają, że decydujący wpływ na
proces wzbogacania ma charakterystyka mineralogiczna urobku. Jest to szczególnie
istotne kiedy mamy do czynienia z trudnymi i złożonymi typami rud (Williams, 1993).
Williams (1993) rozróżnia trzy rodzaje trudnych rud: pierwsze to „z natury trudne”
(posiadają złożona budowę mineralogiczną), drugie to trudne z ekonomicznego punktu
widzenia (wysoki koszt przetwarzania w celu osiągnięcia wymaganego stopnia
koncentracji) oraz trzecie - trudne środowiskowo (proces jest ograniczany poprzez
obecność substancji chemicznych generowanych do atmosfery, odpady stałe oraz
ciekłe). Dodatkowo autor zaznacza, że ze względu na złożoność rud pod kątem
mineralogicznym, oraz ich odmienne właściwości fizykochemiczne, istotnym błędem
jest opieranie się w prowadzeniu procesu technologicznego tylko i wyłącznie na
analizach mineralogicznych. Wprawdzie na ich podstawie można wiele powiedzieć
o cechach rud, z którymi mamy do czynienia, jednak należy mieć na względzie
57
techniczne możliwości rozdzielenia minerałów. Ma to istotne znaczenie z punktu
widzenia procesu flotacji, w którym wykorzystywane są fizykochemiczne różnice
zwilżalności powierzchni minerałów. W związku z tym trudnym zadaniem jest
podejmowanie jakichkolwiek działań opierając się jedynie na charakterystyce
mineralogicznej i oczywistym jest, że podejście empiryczne jest bardziej słuszne
(Williams, 1993). Rozszerzeniem tej tezy może być propozycja Benvie (2007),
tj. połączenie wiedzy mineralogicznej z własnościami mechanicznymi rud w postaci
odpowiednich modeli i symulacji, co pozwoli przewidzieć zachowanie się rud w
procesie .
Problemy w procesach przeróbczych wynikają głównie z nieodpowiedniego
uwolnienia minerałów. Wielu badawczy próbowało stworzyć modele umożliwiające
określenie mierzalnego stopnia uwolnienia, ale dopiero urządzenia typu MLA
i QEMSCAN® umożliwiły monitorowanie stopnia uwolnienia minerałów w procesie.
Stopień uwolnienia minerałów odpowiedni do procesów przeróbczych musi być
wyznaczony w testach laboratoryjnych, a następnie w skali pilotowej, gdyż zbytnie
przemielenie i uwolnienie minerałów również nie sprzyja procesowi, jest to tzw.
ekonomiczny stopień uwolnienia. Wówczas w procesach przeróbki otrzymuje się
koncentrat pożądanego minerału z akceptowalną ilością zrostów minerału ze skałą
płonną, tj. minerały ze zrostami, które do uzyskania optymalnego uwolnienia
wymagały jeszcze mielenia. Właściwe przygotowanie rud do wzbogacania polega na
odpowiednim odsłonięciu ziaren minerałów miedzi, czyli uzyskaniu odpowiednich
stopni uwolnienia. Uwolnienie będzie zależne od czasu mielenia nadawy, przy
czym czasy mielenia poszczególnych typów powinny być różne - zależne od ich
struktury i uziarnienia (Wills, 2006). Informacje na temat uwolnienia minerałów
pozwalają na lepsze zrozumienie zachowania się cząstek minerałów w procesie
(Sutherland i Gottlieb, 1991). Znaczenie analizy uwolnienia minerałów podkreśla
również m.in. Gu (2003), Sutherland (2007), oraz Fandrich i in. (2007). Według nich
informacje o uwolnieniu minerałów są podstawowymi informacjami w prowadzeniu
procesu przeróbczego i jego optymalizacji, a Sutherland (2007) określa je mianem
parametru krytycznego. Jednocześnie zaznaczają, że dotychczas wykorzystanie tych
danych w przemyśle było ograniczone: trudne i drogie. Sutherland (2007) tłumaczy tę
sytuację faktem, że wykorzystywane do tego celu mikroskopy optyczne nie zaspokajały
w pełni potrzeb, dając jedynie zgrubne wyniki. Zastosowanie SEM w systemach
QEMSCAN® i MLA umożliwiło pozyskiwanie informacji mineralogicznych z większym
stopniem zaufania. Dzięki tym systemom możliwe jest szacowanie optymalnego
stopnia przemiału jako parametru ważnego dla procesu. To oszacowanie nie jest proste,
głównie z powodu złożoności rud, jest jednak możliwe. Zatem nowoczesne systemy
pozwalają na odpowiednie analizy, problem jednak tkwi w interpretacji pozyskanych
wyników (Sutherland, 2007). Tym bardziej, że jak podkreśla Chetty i wsp. (2009)
kluczowym zadaniem jest zebranie większej ilości danych. Campbell i in. (1998) podaje
przykład Kalgoorlie Consolidated Gold Mines (KCGM), gdzie uznano za istotne
opracowanie spójnej bazy informacji charakteryzujących wiele rud w zakresie
właściwości skał i charakterystyki mineralogicznej oraz względne zawartości, wielkości
ziaren, asocjacje i podstawowe relacje pomiędzy minerałami, ich zachowanie się
w różnych etapach przetwarzania oraz charakter produktów końcowych i kluczowych
strumieni pośrednich. Na podstawie tych danych zidentyfikowano istotne różnice
pomiędzy rudami i określono ich wpływ na wyniki wzbogacania.
58
Wpływ zautomatyzowanej analizy mineralogicznej na proces
Dzięki narzędziom typu MLA, QEMSCAN® uzyskuje się jedynie informacje
o obszarach, w których istnieje możliwość poprawy, a nie bezpośrednio zysk z działania
samego urządzenia. Zatem jak ocenić wartość zautomatyzowanej mineralogii
w procesie produkcyjnym? Odpowiedź kryje się w definicji „mierzalnej wartości
informacji”. Mierzalna wartość informacji to zmniejszone ryzyko w zakresie
inwestycyjnym i zmniejszenie ilości strat. Tego typu podejście to metoda Hubbarda,
która bardzo się rozwinęła i jest już powszechnie stosowana. Szacowna jest wartość
automatycznej mineralogii, rola prób mineralogicznych, dzięki którym uzyskujemy
informacje, na podstawie której zmniejszamy ryzyko inwestowania. Odpowiednie
zrozumienie i zinterpretowanie informacji uzyskanej przez MLA umożliwia jej
wykorzystanie w procesie poprzez wprowadzenie pewnych zmian i modyfikacji. Aby
jednak tego dokonać prawidłowo, wymagany jest odpowiedni zespół ekspercki.
Oznacza to, że związek pomiędzy danymi uzyskiwanymi dzięki zautomatyzowanej
mineralogii, a wynikłym zyskiem w procesie produkcyjnym jest pośredni (Ying i in.,
2012). Na rysunku 2 przedstawiono ogólne podejście Hubbarda do postępowania
z uzyskanymi informacjami:
Rysunek 2.
Sposób postępowania z uzyskanymi danymi – metoda Hubbarda
Figure 2.
Hubbard’s approach for processing acquired data
Wobec powyższego bez odpowiedniej informacji nie można podjąć prawidłowej
decyzji, odpowiednio zareagować, a tym samym tracona jest okazja na poprawę. Stąd
wartością informacji nie jest zysk, ale strata, jaką można ponieść w wyniku braku
informacji.
"Informacja zmniejsza niepewność podejmowanych decyzji, które mają
ekonomiczne konsekwencje. Inaczej mówiąc, Informacja może zmniejszyć niepewność.
Zmniejszona niepewność ulepsza decyzje. Ulepszone decyzje mają dostrzegalne
konsekwencje z wymierną wartością" (Lastra, 2007). Zatem jak podkreślił Lastra
(2007) koszty badań mineralogicznych ponoszonych na same badania są znikome w
59
porównaniu z efektami technologicznymi jakie można uzyskać mądrze wykorzystując
uzyskane wyniki.
Jednym z wielu przykładów może być Kopalnia Bingham Canyon w Kennecott Utah
Copper Corporation (KUC). Jest to kopalnia, która działa od ponad 100 lat. Z biegiem
czasu niektóre aspekty pracy zostały przyjęte jako fakt. Ta, można powiedzieć
plemienna wiedza, stała się usprawiedliwieniem dla słabych wyników. W 2005 roku
KUC zaczął monitorować proces wzbogacania przy użyciu MLA. Początkowo wyniki
MLA były odbierane sceptycznie, gdyż zaburzały one ogólnie pojmowaną,
konwencjonalną mądrość. Z czasem jednak zidentyfikowano obszary w schematach
technologicznych w których zauważono możliwości poprawy, co zdecydowanie
wpłynęło na poprawę wyników w procesie (MacDonald i in., 2012).
PROJEKT „ZARZĄDZANIE I OPTYMALIZACJA PRODUKCJI”
W połowie 2012 r. podjęto w O/ZWR decyzje o realizacji projektu „Zarządzanie
i Optymalizacja Produkcji”, który zakłada stworzenie skutecznego narzędzia do
zarządzania procesem technologicznym poprzez wypracowanie metodyki, struktur
i sposobów podejmowania działań decyzyjnych. Nacisk w projekcie położony jest na
zdobycie wszechstronnych informacji odnośnie wykorzystania wyników pozyskanych
dzięki MLA w bieżącej produkcji O/ZWR. Jednak nie jest celem bycie naśladowcą ale
pozyskanie wiedzy eksperckiej i świadomego korzystania z niej w dążeniu do realizacji
głównego celu projektu tj. opracowania metodyki zarządzania optymalizacją procesu
technologicznego O/ZWR, w oparciu o najlepsze, dostępne praktyki branżowe
w zakresie wykorzystania wyników instrumentalnych analiz mineralogicznych i badań
laboratoryjnych.
Wyniki
Wykonane analizy i pozyskane dzięki nim informacje to materiał stanowiący zbiór
informacji podstawowych z zakresu zautomatyzowanej analizy mineralogicznej,
służący jedynie do zapoznania się z możliwościami urządzenia typu MLA oraz
sposobem generowania danych.
Pierwsze analizy przeprowadzone na materiale pochodzącym z ZWR Rejon
Polkowice (II ciąg technologiczny) umożliwiły zapoznanie się z raportem „DataView”.
Celem eksperymentu było porównanie strumieni domielania II ciągu technologicznego
w ZWR Rejon Polkowice, w związku z tym do badań pobrano materiał w miejscach
oznaczonych na rys. 3. tj.
− odpad flotacji wstępnej stanowiącego nadawę na hydrocyklon HC-201-4, oznaczone
jako „1”,
− wylew hydrocyklonu HC-201-4 stanowiącego nadawę na domielanie, oznaczone.
jako „2”
− odpad flotacji I czyszczenia koncentratu stanowiącego nadawę na HC-201A/B,
oznaczone jako „3”,
− wylew hydrocyklonu HC-201A/B stanowiącego nadawę na domielanie, oznaczone
jako „4”.
Próbki pobierano na II ciągu technologicznym jako średnie dobowe 3 razy na
zmianę. Pobrany materiał został przesiany na sitach 71 i 100 µm. Z każdej frakcji
wydzielono partię materiału i przygotowano zgłady do analizy za pomocą MLA. System
umożliwił przeprowadzenie na tym materiale analizy jakościowej oraz ilościowej.
60
Dzięki szeroko rozbudowanemu oprogramowaniu komputerowemu analiza
wydzielonych trzech klas ziarnowych każdej z czterech prób została wykonana za
pomocą techniki MLA XBSE, wynikiem czego uzyskano dla każdej z próbek dane
dotyczące:
− wszystkich występujących minerałów,
− sposobu występowania pierwiastków,
− rozkładu wielkości ziaren minerałów użytecznych,
− stopienia uwolnienia oraz asocjacji mineralnych dominujących siarczków Cu.
Rysunek 3.
Miejsca poboru prób do analiz MLA
Figure 3.
Points of sampling for MLA analysis
W tabelach 1 i 2 przedstawiono wyniki analizy sitowej. Klasy ziarnowe zostały
rozszerzone wykorzystując opcje filtrów dostępną w programie Data View. Na
rysunkach 4-7 pokazano krzywe składu ziarnowego w postaci skumulowanego
rozkładu wielkości siarczków miedzi poszczególnych próbek w poszczególnych klasach
ziarnowych. Wartość P80 pozwala porównać wielkość ziaren minerałów siarczkowych
między sobą (tabela 2).
61
Tabela 1.
Analiza sitowa
Table 1.
Granulometric analysis
Klasa ziarnowa
Próbka 1
Próbka 2
Próbka 3
Próbka 4
[mm]
[%]
[%]
[%]
[%]
0,15
23,5
52,9
0,8
10,3
0,1
13,7
20,0
7,6
26,6
10,6
0,071
11,7
10,4
13,7
0,045
9,1
4,2
16,5
17,1
0,025
13,8
4,8
26,5
20,5
-0,025
28,2
7,7
34,9
14,9

100
100
100
100
Tabela 2.
Wartości P10 – P90 ziaren minerałów siarczkowych
Table 2.
P10 – P90 values of sulphide grains
P10
P20
P50
P80
P90
µm
µm
µm
µm
µm
Próbka 1
6,20
10,13
26,54
53,52
70,72
Próbka 2
9,11
16,65
45,15
79,06
103,17
Próbka 3
4,93
8,08
19,26
39,26
51,25
Próbka 4
5,84
9,17
21,84
44,06
62,14
Szczegółowa analiza wyników dowodzi, że do operacji flotacji wstępnej kierowane
jest zbyt grube ziarna (niedostateczne uwolnienie minerałów miedzi). Analiza
uwolnień minerałów w wylewie wskazuje, że mineralizacja siarczków miedzi jest
bardzo drobna, co uzasadnia konieczność drobniejszego przygotowania rudy do
operacji wzbogacania, gdyż obecne uziarnienie wylewu zawiera zbyt małą ilość ziaren
dostatecznie przygotowanych do flotacji, a układy domielania nie spełniają swojej roli,
co w konsekwencji mocno przeciąża flotację wstępną. Efektywniejsze domielanie
materiału spowodowałoby prawdopodobnie poprawę wskaźników technologicznych
flotacji wstępnej, a tym samym zmniejszyłoby wielkości zawrotów rudy w młynach
domielających. Jednak wyniki przybliżonych analiz pozyskanych dzięki MLA wskazują,
że w układzie domielania mamy do czynienia z bardzo zróżnicowanym materiałem –
(próbka 1 i 3) w związku z tym połączenie strumieni materiałowych i domielanie ich
w jednym bardziej efektywnym młynie jest bezzasadne i należy rozważyć inne
rozwiązanie.
Wykonanie badań dla układu domielania pozwoliło na ocenę pracy tego układu.
Dostarczyły one danych, które w chwili obecnej stanowią jedynie materiał szkoleniowy.
Umożliwiają zapoznanie się z przedmiotowym zagadnieniem jednak nie są
wystarczające do wyciągnięcia wiarygodnych wniosków.
62
100
%
80
60
40
20
0
0.87 1.2 1.75 2.4 3.4 4.8 6.8 9.6 13.5 19 27 38 53 75 106 150 212 300
wielkość ziarn mineralnych, μm
150µm
25µm
100µm
-25µm
71µm
ogółem ows
45µm
Rysunek 4.
Skumulowany rozkład wielkości siarczków w próbce nr 1 (odpad flotacji wstępnej)
Figure 4.
Cumulative curves of size distribution of sulphide in sample No. 1 (rougher tailings)
100
%
80
60
40
20
0
0.87 1.2 1.75 2.4 3.4 4.8 6.8 9.6 13.5 19 27 38 53 75 106 150 212 300
150µm
45µm
100µm
25µm
71µm
-25µm
Rysunek 5.
Skumulowany rozkład wielkości siarczków w próbce nr 2 (nadawa na flotację I czyszczenia)
Figure 5.
Cumulative curves of size distribution of sulphide in sample No. 2 (feed for Ist cleaning)
100
%
80
60
40
20
0
0.87 1.2 1.75 2.4 3.4 4.8 6.8 9.6 13.5 19 27 38 53 75 106 150 212 300
150µm
25µm
100µm
71µm
-25µm
ogółem oIcz
45µm
Rysunek 6.
Skumulowany rozkład wielkości siarczków w próbce nr 3 (odpad flotacji I czyszczenia)
Figure 6.
Cumulative curves of size distribution of sulphides in sample No. 3 (1st cleaning tailings)
63
100
%
80
60
40
20
0
0.87 1.2 1.75 2.4 3.4 4.8 6.8 9.6 13.5 19
150µm
45µm
27
38
53
100µm
25µm
75 106 150 212 300
71µm
-25µm
Rysunek 7.
Skumulowany rozkład wielkości siarczków w próbce nr 4 (nadawa na domielanie)
Figure 7.
Cumulative curves of size distribution of sulphides in sample No. 4 (feed for regrind mills)
WNIOSKI
Specyficzny charakter wzbogacalności przerabianego urobku i zastosowane
rozwiązania techniczne i technologiczne w O/ZWR wymuszają podejmowanie działań
w celu systematycznego doskonalenia wskaźników technicznych i technologicznych
oraz obniżania kosztów eksploatacyjnych. Działania te doprowadziły już do
kompleksowej modernizacji parku maszynowego w poszczególnych Rejonach O/ZWR.
Dalsze analizy potrzeb i kierunków, jakie są konieczne do postępu w technologiach
produkcji wykazały, że istnieją poważne rezerwy tkwiące w istniejącym systemie
organizacji i zarządzania, które można wyzwolić w procesach rozwojowych branży.
W związku z tym w O/ZWR podjęto próbę stworzenia bardziej efektywnego niż
dotąd narzędzia analitycznego i poznawczego proces produkcyjny, który nadawałby się
jednocześnie do planowania produkcji, oceny ekonomicznej efektywności
realizacji/modernizacji
operacji
technologicznych,
optymalizacji
procesu
produkcyjnego.
Niniejszy referat przybliża zagadnienia związane z realizowanym projektem
„Zarządzanie optymalizacją produkcji” w zakresie dotyczącym efektywnego
wykorzystania zautomatyzowanej analizy mineralogicznej w O/ZWR. W świetle
światowej teorii i praktyki dzięki MLA mamy możliwość dysponowania wiedzą
niezbędną do świadomego zarządzania procesem produkcyjnym. Wartość pozyskanych
informacji oraz stopień ich wykorzystania w procesie będą decydowały o zyskach
generowanych przez przedmiotowe urządzenie. Wymaganym jest jednak
przeprowadzenie odpowiednich badań eksperymentalnych i analitycznych, a na ich
podstawie opracowania systemów postępowania w zakresie wykorzystania
pozyskanych informacji.
LITERATURA
BENEDICTUS A., BERENDSEN P., HAGNI A. M., Quantitative characterisation of processed
phlogopite ore from Silver City Dome District, Kansas, USA, by automated mineralogy, Minerals
Engineering 21 (2008) 1083–1093,
64
BENVIE B., Mineralogical imaging of kimberlites using SEM-based techniques, De Beers Group
Services, Technology Division, Private Bag X01, Southdale, 2135, Johannesburg, South Africa,
Minerals Engineering 20 (2007) 435–443,
CAMPBELL ; G J WILKIE G. J. ; THORNBER M.R., The Ores of the Golden Mile, Kalgoorlie:
Coherent Metallurgical Testwork from Comminution, through Flotation, Roasting and Leaching,
to Mineralogical Determination of Key Mineral Deportments using QEM*SEM, AusIMM Annual
Conference - The Mining Cycle, 1998,
CHETTY D., GRYFFENBERG L., LEKGETHO T.B., MOLEBALE I. J., Automated SEM study of PGM
distribution across a UG2 flotation concentrate bank: implications for understanding PGM
floatability, Template Journal 11/3/09 2:07 PM Page 587,
FANDRICH R., YING GU, BURROWS D., MOELLER K., Modern SEM-based mineral liberation
analysis, Int. J. Miner. Process. 84 (2007) 310–320,
GREET CH. J., Flotation Plant Optimisation, The Australasian Institute of Mining and Metallurgy,
2010
HOAL K. O., STAMMER J.G., APPLEBY S.K., BOTHA J., ROSS J.K., BOTHA P.W., Research in
quantitative mineralogy: Examples from diverse applications, Minerals Engineering 22 (2009)
402–408,
LASTRA R., Seven practical application cases of liberation analysis, Int. J. Miner. Process. 84 (2007)
337–347,
MACDONALD M., ADAIR B., BRADSHAW D., DUNN M., LATTI D., Learnings from five years of
on-site MLA at Kennecott Utah Copper Corporation (myth busters through quantitative
evidence ...), Proceedings of the 10th International Congress for Applied Mineralogy (ICAM) 2012,
pp 419-426,
MILLER J.D, LIN CHEN-LUH, HUPKA L., MOHAMED I. AL-WAKEEL, Liberation-limited
grade/recovery curves from X-ray micro CT analysis of feed material for the evaluation of
separation efficiency, Int. J. Miner. Process. 93 (2009) 48–53,
SUTHERLAND D., Estimation of mineral grain size using automated mineralogy, Minerals
Engineering 20 (2007) 452–460,
SUTHERLAND D.N., GOTTLIEB P., Application of automated quantitative mineralogy in mineral
processing, Minerals Engineering, 4 (7-11), 753 162, 1991,
WILLIAMS R.A. Processing problematic ores, Department of Chemical Engineering, University of
Manchester Institute of Science & Technology, PO Box 88, Manchester M60 1QD, U.K., Minerals
Engineering, Vol. 6, Nos. 8-10, pp. 809-816, 1993,
WILLS B.A., Mineral Processing Technology: An Introduction to the Practical Aspects of Ore
Treatment and Mineral Recovery, 2006,
GU Y., Automated Scanning Electron Microscope Based Mineral Liberation Analysis An
Introduction to JKMRC/FEI Mineral Liberation Analyser, Journal of Minerals & Materials
Characterization & Engineering, Vol. 2, No.1, pp33-41, 2003,
GU, Y,, SCHOUWSTRA, R., RULE Ch., The value of automated mineralogy, XXVI IMPC, New Delhi,
India, 2012.
Study on possibilities of Division of Concentrator (DoC) production
optimisation supported by automatic system for qualitative and
quantitative mineralogical analysis
In this paper global solutions in the area of process optimisation methodology in industrial
mineral processing plants have been discussed. In the last years, the rapid development of
automatic systems of microscope analysis has been observed, including the Mineral Liberation
Analyser (MLA). Having this advanced tool available at KGHM Polska Miedź S.A. Division of
Concentrator the project of production process optimisation using results of MLA analysis has
been launched. The article describes results of preliminary investigations on technology samples
derived from production process with important remarks that for practical application the
proper data interpretation is necessary.
Keywords: process optimisation, MLA, sulphide minerals, size analysis
POPRAWA JAKOŚCI KONCENTRATU W REJONIE
ZWR RUDNA Z PUNKTU WIDZENIA POTRZEB
HUTY MIEDZI GŁOGÓW
Rafał PĘPKOWSKI, Marek SILSKI
Polkowice, Polska, [email protected] (R. Pępkowski)
STRESZCZENIE
Węgiel organiczny (Corg) zawarty w koncentracie znacząco wpływa na możliwości
przetopu koncentratu w piecach zawiesinowych. Wzrost o 1% węgla organicznego
powyżej 7% wymusza obniżenie wydajności pieca na poziomie 20 Mg/h. Zawartość
węgla organicznego uzależniona jest od składu litologicznego urobku poddawanego
procesowi wzbogacania. Aby sprostać wymogom Huty Głogów w Rejonie ZWR Rudna
wprowadzono segregację koncentratów pod kątem zawartości C org. Proces segregacji
realizowany jest poprzez flotację segregującą z dodatkiem maltodekstryny. Z flotacji
otrzymywane są dwa produkty: (1) koncentrat bogaty w Corg i ubogi w Cu - koncentrat
Rb , (2) koncentrat ubogi w Corg i bogaty w Cu – koncentrat Ru. W artykule poruszono
również temat domieszek szkodliwych występujących w koncentratach
miedzionośnych.
Słowa kluczowe: optymalizacja procesu, MLA, minerały siarczkowe, rozkład
ziarnowy
WSTĘP
Złoże rud miedzi w obszarze monokliny przedsudeckiej zawiera oprócz miedzi i srebra
szerokie spektrum minerałów użytecznych, których największa koncentracja znajduje
się w łupkach. Ta frakcja litologiczna jest także największym nośnikiem węgla
organicznego jak i innych niepożądanych pierwiastków, negatywnie wpływających na
przebieg procesów pirometalurgicznych.
Zawartość węgla organicznego w urobku przeznaczonym do procesu wzbogacania
oraz koncentratach miedziowych produkowanych w KGHM Polska Miedź S.A. ma
kolosalne znaczenie dla przebiegu procesów metalurgicznych jak i ich efektywności.
Obliczono, iż wzrost o 1 punkt procentowy zawartości węgla organicznego powyżej 7%
w koncentratach kierowanych do przetopu wymusza obniżenie wydajności pieca
zawiesinowego na poziomie 20 Mg/h .
W świetle zwiększającej się zawartości węgla organicznego w nadawie, a tym
samym w koncentracie, w Rejonie ZWR Rudna prowadzone są testy przemysłowe nad
obniżeniem kaloryczności produkowanych koncentratów, umożliwiając utrzymanie
wydajności pieca na satysfakcjonującym poziomie.
66
R. Pępkowski, M. Silski
W wyniku procesu wzbogacania powstają dwa produkty: koncentrat o wysokiej
zawartości składnika użytecznego i odpad o zawartości składnika użytecznego
możliwie jak najmniejszej. Głównymi produktami handlowymi KGHM Polska Miedź
S.A. są miedź elektrolityczna i srebro rafinowane, które otrzymywane są metodami
pirometalurgicznymi w Oddziałach Hutniczych Spółki. Huty te przetapiają koncentraty
pochodzące z Oddziału Zakłady Wzbogacania Rud (O/ZWR)
Proces wzbogacania realizowany jest w trzech Rejonach produkcyjnych
przerabiający urobek o zróżnicowanym składzie litologicznym i jakościowym.
Efektem procesu wzbogacania jest powstanie dwóch produktów o zróżnicowanej
zawartości składnika użytecznego, spełniających wymagania kolejnych etapów procesu
technologicznego. Najważniejszymi pierwiastkami użytecznymi dla O/ZWR jest miedź,
srebro i złoto. Urobek trafiający do zakładów wzbogacania wykazuje duże
zróżnicowanie pod kątem jakości, co znacząco wpływa na wzbogacanie i możliwości
nadania koncentratom pożądanych cech, wiąże się to również z określonymi stratami,
zależnymi od cech naturalnych surowca. W rudach miedzi wydobywanych przez
KGHM Polska Miedź S.A. stwierdzono obecność ponad czterdziestu pierwiastków
towarzyszących. Większość z nich ze względu na niską zawartość w złożu oraz niskie
zapotrzebowania rynku, nie ma znaczenia przy wydobyciu jak i przeróbce, główny
trend jest kładziony na maksymalizację uzysku miedzi i srebra.
Jakość koncentratów odgrywa coraz większą rolę na skutek zaostrzających się
przepisów ochrony środowiska. Huty wykazują różne zainteresowanie zakupem
zanieczyszczonych koncentratów, ponieważ w przypadku przekroczenia określonego
poziomu zanieczyszczeń wnoszone są opłaty karne. Jeśli podstawowa część
dostarczanych koncentratów jest w miarę "czysta", to możliwe jest przyjęcie pewnej
ilości zanieczyszczonych surowców i ich mieszanie w celu "rozcieńczenia" domieszek
szkodliwych. Kary nakładane na huty za emisje szkodliwych związków pochodzących
z wytopu zanieczyszczonych koncentratów spowodowały spadek zainteresowania
pewnymi typami rud. Na przykład, w ostatnich latach huty miedzi w USA nie
przyjmują koncentratów enargitowych, będących naturalnymi nośnikami arsenu. W
KGHM „Polska Miedź" S.A. kary stosowane są za zawartość 0,1% Pb + As powyżej lub
poniżej 1,6% ilości tych pierwiastków w koncentracie miedziowo-srebrowym.
Jednymi z ważniejszych pierwiastków, które utrudniają maksymalizacje uzysku
metali Cu i Ag jest arsen oraz ołów, wykazują taką samą zgodność przy wzbogacaniu
jak miedź (rys.1 i 2).
90
uzysk, %
85
80
75
70
Cu
Ag
As
Pb
Corg
Rysunek 1.
Zależność współwzbogacania pierwiastków Corg, Pb, As, Cu i Ag w 2012 roku
Figure 1.
Dependency of enrichment elements Corg, Pb, As, Cu and Ag in 2012
Poprawa jakości koncentratu w rejonie ZWR Rudna dla potrzeb Huty Miedzi Głogów
67
Rysunek 2.
Zależność wzbogacania Corg, Pb, As, Cu i Ag w okresie 1992-2012
Figure 2.
Dependency of enrichment elements Corg, Pb, As, Cu and Ag in 1992-2012
33
1100
28
900
23
700
18
1992
1993
1994
1995
1996
1997
1998
1999
2000
2001
2002
2003
2004
2005
2006
2007
2008
2009
2010
2011
2012
500
Cu[%]
As, Ag, F [g/t]
1300
As [g/t]
Ag [g/t]
F [g/t]
Cu [%]
Rysunek 3.
Zawartość Cu, Ag, As, F w koncentracie w okresie 1992-2012
10
0.30
0.25
5
0.20
0.15
0
0.10
1992 1994 1996 1998 2000 2002 2004 2006 2008 2010 2012
Pb [%]
Hg [g/t]
Sb [g/t]
Bi [g/t]
Rysunek 4.
Zawartość Pb, Hg, Cl, Bi, Sb w koncentracie w okresie 1992-2012
Figure 4.
Content of Pb, Hg, Cl, Bi, Sb in concentrate in 1992-2012
Cl [%]
Cl[%]
Pb[%] Hg[g/t] Sb[g/t]
Bi[g/t]
Figure 3.
Content of Cu, Ag, As, F in concentrate in 1992-2012
68
Rysunek 5.
Zawartość S, Corg, Pb, Hg i As w koncentracie wysyłkowym Rb w okresie 12.2011-06.2013
Figure 5.
Content of S, Corg, Pb, Hg and As in Rb concentrate during 12.2011-06.2013
Rysunek 6.
Zawartość S, Corg, Pb, Hg i As w koncentracie wysyłkowym Ru w okresie 12.2011-06.2013
Figure 6.
Content of S, Corg, Pb, Hg and As in Ru concentrate during 12.2011-06.2013
Do pozostałych składników negatywnie oddziaływujących na przerób ogniowy
polskich koncentratów miedziowych zaliczyć można fluor, rtęć, bizmut i chlor. Na
rysunku 3 przedstawiono średnie zawartości Cu, Ag, As i F, a na rys. 4 średnie
zawartości Pb, Hg, Cl, Bi, Sb w koncentratach Rejon ZWR Rudna w latach 1992-2012.
Na rysunkach 6 i 7 przedstawiono zawartości S, Corg, Pb i As w rozbiciu na produkcję
koncentratów Rb i Ru.
Z powyższych wykresów wynika, że średnia zawartość domieszek szkodliwych w
ostatnich 5 latach w przypadku koncentratów pochodzących z Rejon ZWR Rudna
wynosi średnio dla: Pb-1,9%, Cl-0,24%, As-0,11%, F-0,07%, Hg-0,001% (9,1 ppm),
Sb<0,001%, Bi<0,001%. Do domieszek szkodliwych najbardziej uciążliwych dla
koncentratów Rejonu ZWR Rudna można zaliczyć Pb. Średnia zawartość Pb w
koncentracie jest powyżej normy a w rozdziale na koncentrat Ru i Rb jego zawartość
jest jeszcze większa i średnio za powyższy okres wynosi 2,24%
Negatywne oddziaływanie wymienionych pierwiastków odnosi się zarówno do
prowadzenia procesów przetopu koncentratów, elektrolizy i rafinacji miedzi, jak
69
i jakości produkowanej miedzi i ochrony środowiska. Trudności związane z obecnością
ołowiu w koncentratach przedstawiają się różnie w stosowanych technologiach
hutniczych. W technologii pieca szybowego miedź konwertorowa zawiera do 0,2% Pb,
co jest zawartością dopuszczalną, trudny jest natomiast jego odzysk ze szlamów.
W technologii pieca zawiesinowego przerób pyłów ołowiowych, pochodzących z pieca
elektrycznego i konwertorowego nie stwarza większych trudności. Kłopoty występują
natomiast w procesie elektrolizy, ponieważ ołów przechodzi do katod obniżając ich
jakość.
Domieszki szkodliwe mają również wpływ na ceny sprzedaży koncentratu. Przy
sprzedaży koncentratu do hut w świecie funkcjonują wskaźniki rozliczeniowe, według
których koncentrat jest dodatkowo premiowany lub jego wartość jest pomniejszana
w przypadku przekroczeń poziomu dopuszczalnego domieszek szkodliwych.
Przykładowe wskaźniki rozliczeniowe obowiązujące w kontraktach między kopalnią
(ZWR) a hutą w świecie przedstawiono w tabeli 1 (Paulo i Strzelska-Smakowska,
2000).
Podsumowując powyższe zagadnienie, domieszek szkodliwych należy wspomnieć,
że bez specjalnych dodatkowych technologii nie uda się uzyskać selektywnego
wzbogacania zróżnicowanych koncentratów pod względem zawartości dodatków
szkodliwych.
Tabela 1.
Przykładowe wskaźniki rozliczeniowe obowiązujące w kontraktach między kopalnią (ZWR) a hutą w świecie
Table 1.
Examples of billing indicators applicable in contracts between mines and smelter
Koncentrat
Część płatna składnika głównego (g) lub
Dopuszczalny poziom domieszek
bezwzględna wielkość potrąceń u-(g/t, %)
szkodliwych
Metal główny
Cu
g 0,987-0,99
As
Bi
Hg
Ag
Domieszki korzystne
Au
Co
%
%
ppm
(25-35u)
-(1u)
----
0,5
0,1
5-10
Cu
ZNACZENIE WĘGLA ORGANICZNEGO Z PUNKTU WIDZENIA HUT
W bilansie energetycznym procesu przetopu krajowych koncentratów w procesie
zawiesinowym główną pozycję zajmuje ciepło ze spalania Corg. Ze względu na
ograniczone możliwości odbioru ciepła w procesie, przekroczenie pewnej zawartości
węgla organicznego w koncentracie powoduje konieczność obniżenia wydajności pieca.
Obniżenie to zostało określone na ponad 20 Mg/h przy wzroście zawartości Corg o 1%
powyżej poziomu 7%. Możliwość regulacji stężenia Corg, w nadawie kierowanej do
procesu zawiesinowego pozwalałaby na sterowanie wydajnością przetopu
koncentratów w zależności od bieżących potrzeb.
Ważnym zagadnieniem wpływającym na jakość koncentratu jest zawartość Corg.
W procesie flotacji wykazuje on bardzo duże właściwości hydrofobowe, wpływające na
zdolność szybkiego wzbogacania tj. przechodzenia do produktu pianowego.
Największym źródła węgla organicznego w urobku kierowanym do wzbogacania jest
łupek, który jest również przyczyną pogłębiających się trudności związanych ze
wzbogacaniem oraz utrudnień w procesie metalurgicznym. Na rysunku 8
70
przedstawiono zależność pomiędzy zawartością łupków a zawartością Corg w urobku.
W przypadku Rejonu ZWR Rudna zawartość łupków wynosi nawet powyżej 10%
Zawartości węgla organicznego w urobku kierowanym do wzbogacania
i produkowanych koncentratach przedstawiono na rys. 8, na przykładzie rudy
kierowanej do wzbogacania w Rejonie ZWR Rudna. Z analizy tej wynika, że w ostatniej
dekadzie zawartość węgla organicznego zwiększyła się zarówno w rudzie kierowanej do
wzbogacania jak i w produkowanych koncentratach.
Aby sprostać wymaganiom jakościowym stawianym O/ZWR przez huty oraz idei
maksymalizacji uzysku w Rejonie ZWR Rudna w Oddziale PFR prowadzone były
w latach 2010 – 2011 testy i próby rozdziału koncentratu pod względem zawartości
węgla organicznego. Od 28 listopada 2011 w Rejonie ZWR Rudna prowadzona jest
w sposób ciągły próba przemysłowa, zastosowania maltodekstryny w produkcji
koncentratów o zróżnicowanej kaloryczności.
Rysunek 7.
Zależność pomiędzy zawartością łupków a zawartością węgla organicznego w rudzie
Zawartośc C org w koncentracie
[%]
8.50
1.60
koncentrat
nadawa
1.40
7.50
1.20
7.00
1.00
6.50
0.80
6.00
0.60
5.50
0.40
1992
1993
1994
1995
1996
1997
1998
1999
2000
2001
2002
2003
2004
2005
2006
2007
2008
2009
2010
2011
2012
8.00
Rysunek 8.
Zawartość węgla Corg w nadawie i koncentracie w okresie 1990-2012
Figure 8.
Content of Corg in feed and concentrate in 1990-2012
Zawartość C org w nadawie [%]
Figure 7.
Dependency between contents of shale and organic carbon in ore
71
OPRACOWANIE
TECHNOLOGII
PRODUKCJI
KONCENTRATÓW
O ZRÓŻNICOWANEJ
KALORYCZNOŚCI
NA
ETAPIE
FLOTACJI
SEGREGUJĄCEJ
W 2010 roku w ramach pracy badawczej zrealizowano adaptację układu rozdziału
koncentratu, a następnie na tym układzie, według opracowanej metodyki badań,
przeprowadzono badania przemysłowe flotacji segregującej koncentrat końcowy
pozwalające na jego rozdział na produkty o podwyższonej i obniżonej zawartości węgla
organicznego i miedzi. Na badania przemysłowe składało się kilka serii badań,
o różnych celach badawczych:
 flotacyjne wydzielanie dwóch produktów o zróżnicowanej zawartości węgla
organicznego i miedzi,
 wpływ czasu flotacji na jej wyniki,
 wpływ zraszania koncentratu na jego jakość,
 badania odczynnika maltodekstryny jako odczynnika flotacyjnego
 wpływu gęstości na rozdział węgla organicznego
Przeprowadzono próbę laboratoryjną, której celem było zbadanie czasu flotacji na
rozdział węgla organicznego w flotacji segregującej (rys. 9). Próby zostały pobrane
w odstępach czasowych: 15 s., 30 s., 45 s., 60 s., 75 s., 90 s., 120 s., 180 s.
Rysunek 9.
Zawartość Cu w koncentracie dla poszczególnych czasów flotacji
Figure 9.
Content of Cu in concentrate for different flotation times
Z wyników zawartości Corg w koncentratach zbieranych po przyjętych czasach
(rys.10) wynika, że niższe gęstości mętów flotacyjnych pogarszają warunki
przechodzenia Corg do koncentratów. Z wyników zawartości Cu w koncentratach
zbieranych po przyjętych czasach (rys.11.) wynika, że dodatek maltodekstryny nie
wpływa depresująco na minerały miedzi powodując poprawę jakości koncentratu.
Dodatek maltodekstryny powoduje silne pogorszenie warunków przechodzenia Corg
do koncentratów (rys. 12).
Analiza zmian zawartości Corg w produktach flotacji segregującej w zależności od
czasu flotacji dla flotacji bazowej oraz dla flotacji z dodatkiem maltodekstryny (rys.13)
wskazuje, że rozdział z użyciem maltodektryny jest na bardzo dobrym poziomie bez
względu na czas flotacji (badany czas flotacji do 3 minut).
72
Na podstawie otrzymanych wyników można wyciągnąć następujące wnioski.
− Istnieje możliwość wydzielenia na drodze flotacji segregującej dwóch koncentratów
końcowych różniących się zawartością Cu i Corg tj. w koncentracie z flotacji
segregującej zwiększona zawartość Cu i zmniejszona zawartość Corg a w odpadzie
zwiększona Corg i zmniejszona zawartość Cu. Najbardziej efektywny rozdział Corg jest
przy wychodzie koncentratu na poziomie 40-50%.
− Najniższe wartości Corg w koncentracie uzyskiwane są dla wysokich wartości Cu
w koncentracie powyżej 35%.
− Spośród przebadanych odczynników, zarówno testy laboratoryjne, jak
i przemysłowe wykazały bardzo wysoką skuteczność maltodekstryny jako
odczynnika depresującego węgiel organiczny. Ostateczna decyzja o zastosowaniu
przemysłowym powinna być poprzedzona badaniami optymalizującymi ilość
dozowanego odczynnika na 1 Mg wagi suchej w połączeniu z analizą ekonomiczną.
− Istotnym elementem prowadzenia flotacji segregującej jest gęstość zawiesiny oraz
jakość wody. Niższe gęstości oraz woda o niższym zasoleniu poprawiają rozdział. Im
niższa wartość gęstości mętów flotacyjnych tym lepsze wskaźniki rozdziału Cu od
Corg w procesie flotacji segregującej (badany zakres gęstości mętów 1060-1180).
Obniżanie gęstości flotacji powoduje wzrost zawartości miedzi w koncentracie przy
obniżonej zawartości Corg. Warunkiem uzyskania tak korzystnego rozdziału jest
krótki czas flotacji w warunkach laboratoryjnych 1,5 minuty.
− Otrzymane w procesie flotacji segregującej produkty charakteryzują się niewielką
zmianą właściwości sedymentacyjnych, co nie wymaga dodatkowych urządzeń
zagęszczających
i
umożliwia
osiągnięcie
efektywnego
odwodnienia
(w przeciwieństwie do wcześniej stosowanego rozdziału grawitacyjnego).
Dokładność uzyskiwanych wyników oznaczeń, zwłaszcza zawartości C org, była
bardzo często zbyt mała i niewystarczająca. Stwierdzić to można było na podstawie
prawidłowych oznaczeń pozostałych badanych pierwiastków Cu, Pb i ich bilansów
w produktach wzbogacania. Problem oznaczeń Corg może być istotnym problemem
w prowadzeniu i kontroli przemysłowej flotacji segregującej.
16
14
12
flotacja F1
flotacja F2
flotacja F3
flotacja F4
flotacja F5
flotacja F6
flotacja F7
flotacja F8
flotacja F9
Corg
10
8
6
4
2
0
15''
30''
45''
1'
1'15"
1'30''
2'
3'
F1/k1
F1/k2
F1/k3
F1/k4
F1/k5
F1/k6
F1/k7
F1/k8
F1/ok.
produkt
Rysunek 10.
Zawartość Corg w koncentracie dla poszczególnych czasów flotacji
Figure 10.
Content of Corg in the concentrate for different flotation time
70
60
50
40
Cu
flotacja F0
flotacja F1
30
20
10
0
15''
30''
45''
1'
1'15"
1'30''
2'
3'
ok.
produkt
Rysunek 11.
Zawartość Cu w koncentracie dla poszczególnych czasów flotacji
Figure 11.
Content of Cu in the concentrate for different flotation time
16
14
12
Corg
10
flotacja F0
flotacja F1
8
6
4
2
0
15''
30''
45''
1'
1'15"
1'30''
2'
3'
ok.
produkt
Rysunek 12.
Zawartość Corg w koncentracie dla poszczególnych czasów flotacji
Figure 12.
Content of Corg in the concentrate for for different flotation time
14
13
zawartość Corg w produktach flotacji
12
11
10
9
8
7
6
flotacja F0 Corg odpad
flotacja F0 Corg koncentrat
flotacja F1 Corg odpad
flotacja F1 Corg koncentrat
5
4
3
2
1
0
0,0
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
czas flotacji [min]
Rysunek 13.
Zmiana zawartości Corg w produktach flotacji segregującej w zależności od czasu flotacji
Figure 13.
Variation of Corg in flotation products during segregation depending on the time of flotation
73
74
PRÓBY
SEGREGACJI
KONCENTRATU
Z
WYKORZYSTANIEM
MALTODEKSTRYNY W ODDZIALE ZWR RUDNA ORAZ OCENA JEGO
WPŁYWU NA PRZEBIEG PROCESÓW PIROMETALURGICZNYCH
W KGHM POLSKA MIEDŹ S.A.
Następnym etapem testów była próba przemysłowa segregacji koncentratu z użyciem
maltodekstryny prowadzona w dniach 19 - 29.07.2011 r. Próba miała na celu
potwierdzić możliwość zastosowania maltodekstryny do produkcji koncentratów
o zróżnicowanej kaloryczności, określić parametry technologiczne jakie powinny być
zachowane podczas segregacji oraz określić zależność ilości dozowanej maltodekstryny
od zawartości Corg i Cu – dobrać optymalne ilości.
Tabela 2.
Ilość dozowanej maltodekstryny podczas trwania próby
Table 2.
Quantity of maltodextrin during the test
Tabela 3.
Wyniki prowadzonej segregacji na maszynie MF011/033
Table 3.
Results of segregation in machine MF011/033
75
Wnioski z przeprowadzonej próby
Przeprowadzona próba przemysłowa rozdziału koncentratu końcowego w procesie
flotacji z zastosowaniem depresora substancji organicznej potwierdziła wcześniejsze
badania Instytutu w skali laboratoryjnej i wielkolaboratoryjnej w warunkach
półtechnicznych i przemysłowych dotyczące możliwości produkcji koncentratów
o wyraźnie zróżnicowanych zawartościach węgla organicznego. Na podstawie
otrzymanych rezultatów flotacji segregującej można stwierdzić, że istnieje możliwość
uzyskania z koncentratu końcowego o zaw. 25,8% Cu i 9,5 % Corg, następujących
produktów:
− koncentratu niskowęglowego o zawartości ok. 49% Cu i 3,6% Corg
− koncentratu wysokowęglowego o zawartości 18,7% Cu i 10 - 11,3% Corg.
Warunkiem uzyskania korzystnego rozdziału koncentratów jest przyjęcie
optymalnych parametrów prowadzenia procesu flotacji rozdzielającej. Parametry te
przedstawiają się następująco:
− zagęszczenie pulpy w maszynie flotacyjnej – korzystnie na poziomie około 1150 g
w 1 dm3
− czas kondycjonowania odczynnika z nadawą – nie mniej niż 2 minuty
− czas flotacji rozdzielającej około 4 – 5 minut
− odpowiednia dawka odczynnika depresującego – korzystnie w ilości ok.1,2 - 1,3 kg /
Mg rozdzielanego koncentratu.
Możliwe jest sterowanie jakością koncentratów oraz możliwością produkcji
koncentratów o zróżnicowanej zawartości miedzi i węgla organicznego kierowanych do
procesu szybowego i zawiesinowego, jednakże powoduje to, że ilość i jakość
produkowanych koncentratów oraz sposób ich dystrybucji do hut staje się
zagadnieniem z zakresu optymalizacji. Zagadnienie to należy rozpatrywać z punktu
widzenia maksymalizacji produkcji miedzi i minimalizacji kosztów wytworzenia, co
oznacza maksymalizację zysku i jest skutecznym sposobem na poprawę wyniku
ekonomicznego całego przedsiębiorstwa. Uzyskanie dwóch koncentratów o składach
chemicznych odpowiednich do procesu szybowego i zawiesinowego w ilościach
zabezpieczających potrzeby obu pieców jest możliwe w warunkach przyjęcia
następującej technologii
− kierowanie części sumarycznego koncentratu końcowego z obu ciągów (parzystych
i nieparzystych) do flotacji segregującej
− kondycjonowanie koncentratu z odczynnikiem depresującym węgiel organiczny.
Kierując do flotacji segregującej około 65% wspólnego koncentratu ze strony
parzystej i nieparzystej możliwe jest uzyskanie następujących koncentratów
końcowych:
− Koncentrat I (RU) – zaw. Cu – 32,83%; zaw. Corg – 6,98% z wychodem ok. 54%
− Koncentrat II (RB) – zaw. Cu – 18,4 %; zaw. Corg – 11,38% z wychodem ok. 46%.
Przeprowadzone próby sedymentacji i odwadniania wykazały, że nie ma istotnych
różnic w procesie odwadniania aktualnych i przewidywanych koncentratów
Dla przyjętych założeń i wyników uzyskanych podczas prób przemysłowych w ZWR
Rudna maksymalny strumień stapianych koncentratów w piecu zawiesinowym
wyniesie 103,5 Mg/h i można go osiągnąć przy stężeniu węgla organicznego w
mieszaninie w granicach 6,97 - 7,17%. Zwiększenie zawartości Cu w koncentracie
Rudna uboga w powiązaniu ze wzrostem nadawy do palnika pieca zawiesinowego
umożliwi znaczący wzrost produkcji miedzi blister w tym kompleksie HM Głogów.
76
Z uwagi na niższe jednostkowe koszty przerobu w procesie zawiesinowym celowe jest
kierowanie do HM Głogów II możliwie największych strumieni koncentratu.
Zmniejszenie zawartości Cu w koncentracie Rudna bogata do poziomu ok. 18,6%
mas. wpłynie na zmniejszenie strumienia miedzi w kamieniu miedziowym. Jednakże w
przypadku HM Głogów sumaryczna produkcja miedzi powinna pozostać na podobnym
poziomie lub wzrośnie jeżeli zostaną zapewnione dodatkowe dostawy koncentratów np.
z importu dla pieca zawiesinowego. Natomiast w HM Legnica utrzymanie
dotychczasowej produkcji na poziomie rzędu 105 tys. Mg/rok wymagać będzie korekty
dystrybucji koncentratów (np. dodatek Rudnej ubogiej) i/lub zwiększenia przetopu
złomów miedzi
Ponadto stwierdzono, że prowadzenie flotacji segregacji z użyciem maltodekstryny
jako depresora, wpływa na obniżenie ołowiu w produkcie pianowym procesu flotacji
segregującej.
PRÓBA
PRZEMYSŁOWA
ZASTOSOWANIA
MALTODEKSTRYNY
W PRODUKCJI KONCENTRATÓW O ZRÓŻNICOWANEJ ZAWARTOŚCI
Corg W REJONIE ZWR RUDNA
Od 28 listopada 2011 roku do dnia dzisiejszego prowadzona jest w sposób ciągły próba
przemysłowa według schematu przedstawionego na rys. 14..
Koncentraty ostateczne flotacji węglanowej i piaskowcowej ze strony nieparzystej
kierowane są na maszyny MF 011/033. Z maszyn otrzymujemy dwa produkty: odpad koncentrat o podwyższonej zawartości węgla organicznego Rb oraz koncentrat
o obniżonej zawartości węgla organicznego. Po rozdziale koncentrat niskowęglowy jest
mieszany ze strumieniem koncentratu maszynowego ze strony parzystej pozwala to
uzyskać koncentrat Ru o zawartości węgla organicznego na poziomie ok. 7,5 %. Celem
próby jest prowadzenie procesu segregacji koncentratów ostatecznych strony A przy
zastosowaniu maltodekstryny, przy utrzymaniu poniższych parametrów:
− Corg w koncentracie wysyłkowym Ru na poziomie 7,5%,
− Zachowanie proporcji masowych koncentratu Ru do Rb wysyłanego do HMG - 60%
/ 40%,
Ciągła próba przemysłowa potwierdziła możliwość zastosowania maltodekstryny do
rozdziału koncentratów pod kątem kaloryczności. Przy obecnie prowadzonym
rozdziale koncentratów tj. tylko na stronie A wskazane jest, aby dawka maltodekstryny
wynosiła powyżej 1 kg / 1 Mg rozdzielanego koncentratu ze względu na to, że później
ten koncentrat jest łączony z koncentratem ostatecznym strony B i razem wysyłany
jako Ru. Na rysunku 16 przedstawiono zawartości Corg w zależności od ilości
dozowanej maltodekstryny (stosowanano 10% roztwór maltodekstryny, 10 dm3/min =
1 kg/min) i parametrów maszyn flotacyjnych. Rysunek 17 natomiast przedstawia
zawartość Corg w koncentracie Ru w zależności od ilości dozowanej maltodekstryny.
W wyniku zastosowania maltodekstryny do rozdziału koncentratu w Rejonie ZWR
Rudna, średnia zawartość Corg w koncentracie wysyłkowym Ru za okres od 12.2012 do
02.2013 jest na poziomie 7,5%, Cu z maszyn segregujących powyżej 38%, a Cu
w koncentracie wysyłkowym Ru powyżej 28,5% przy zachowaniu proporcji masowych
Ru do Rb 60% / 40% (rys. 19, 20 i 21). Do średniej nie wliczono okresu, kiedy nie była
stosowana maltodekstryna (okres pomiędzy pionowymi kreskami czerwonymi) i kiedy
zaprzestano segregacji (okres pomiędzy pionowymi kreskami zielonymi). W okresie
kiedy nie była stosowania maltodekstryna wyraźnie widać wzrost zawartości C org
w koncentracie z maszyn segregujących MF 011/033 i w koncentracie wysyłkowym.
Rysunek 14.
Uproszczony schemat instalacji segregacji koncentratu
Figure 14.
Simplified flowsheet of concentrate segregation
Rysunek 15.
Uproszczony schemat instalacji odwadniania koncentratu
Figure 15.
Simplified flowsheet of concentrate dehydration
Zawartość Corg w koncentracie MF 011/033 w zależności od parametrów
procesowych i zawartości Corg w nadawie str. A
10,00
9,00
12 L/min
10 L/min
MF 033
poz. -10
pow . 1,5
MF 011/033
poz. -8
pow . 1,7
8 L/min
10 L/min
15 L/min
10 L/min
8,00
7,00
Corg. %
6,00
5,00
4,00
3,00
2,00
1,00
MF 011/033
poz. -12
pow . 1,4
MF 011/033
poz. -10
pow . 1,5
MF 033
poz. -10
pow . -1,5
MF 033
poz. -10
pow . 1,5
20
11
.1
20 2.1
11
.
20 12.
11 6
.1
20 2.1
11 1
.1
20 2.1
11 6
.1
20 2.2
11 1
.1
20 2.2
11 6
.1
20 2.3
12 1
.0
20 1.0
12 5
.0
20 1.1
12 0
.0
20 1.1
12 5
.0
20 1.2
12 0
.0
20 1.2
12 5
.0
20 1.3
12 0
.0
20 2.0
12 4
.0
20 2.0
12 9
.0
20 2.1
12 4
.0
20 2.1
12 9
.0
20 2.2
12 4
.0
20 2.2
12 9
.0
20 3.0
12 5
.0
20 3.1
12 0
.0
20 3.1
12 5
.0
3.
20
0,00
Koncentrat MF 011/033
Data
Nadawa str. A
Rysunek 16.
Zawartość Corg w zależności od parametrów procesu i dozowanej dawki depresora
Figure 16.
Content of TOC depending on process parameters and amount of depressor
77
78
Zawartość Corg w koncentracie Ru w zależności od ilości
dozowanej maltodekstryny
8,50
8,00
Corg, %
7,50
7,22
7,3
7,02
7,64
7,49
7,00
7,62
6,50
6,00
5,50
12 L/min
10 L/min
8 L/min
10L/min
15 L/min
10 L/min
20
11
20 12
11 -01
20 12
11 -08
20 12
11 -15
20 12
11 -22
20 12
12 -29
20 0112 05
20 01
12 -12
20 01
12 -19
20 01
12 -26
20 02
12 -02
20 02
12 -09
20 02
12 -16
20 02
12 -23
20 03
12 -01
20 03
12 -08
20 0312 15
20 03
12 -22
-0
329
5,00
Data
Rysunek 17.
Zmiana zawartości Corg w zależności do dozowanej dawki maltodekstryny
Figure 17.
Variation of TOC according to dose of maltodextrine
Rozdział Corg od grudnia 2011 do lutego 2013
10,50
średnia zawartość
Corg= 9,28 (9,29)
Corg RB= 9,48
10,00
9,50
9,00
8,50
Corg RU = 7,91
Corg= 7,42 (7,32)
7,50
7,00
6,50
6,00
5,50
Corg MF 011/033= 7,78
Corg= 6,28 (6,04)
5,00
4,50
4,00
I / II dek.
XII / III dek.
XII / I dek.
XI / II dek.
X / III dek.
X / I dek.
IX / II dek.
VIII / III dek.
VIII / I dek.
VII / II dek.
VI / III dek.
VI / I dek.
V / II dek.
IV / III dek.
IV / I dek.
III / II dek.
II / III dek.
II / I dek.
I / II dek.
XII / III dek.
XII / I dek.
Wysyłka RU O/ZWR
Wysyłka RB O/ZWR
Rysunek 18.
Rozdział Corg w koncentracie, Rb i Ru w okresie 2011-2013
Figure 18.
Separation of TOC in concentrate, Rb and Ru in 2011-2013
Rozdział Cu od grudnia 2011 do lutego 2013
45,00
Cu= 38,13 (38,71)
40,00
35,00
Cu= 28,67 (28,76)
Cu [%]
C org [%]
8,00
30,00
Cu= 23,10 (23,05)
25,00
20,00
II / I dek.
I / II dek.
XII / III dek.
XII / I dek.
XI / II dek.
X / III dek.
X / I dek.
W ysyłka RU O/ZW R
IX / II dek.
VIII / III dek.
VIII / I dek.
VII / II dek.
VI / III dek.
VI / I dek.
V / II dek.
IV / III dek.
IV / I dek.
III / II dek.
II / III dek.
II / I dek.
I / II dek.
XII / III dek.
XII / I dek.
W ysyłka RB O/ZW R
Rysunek 19.
Rozdział Cu w koncentracie z MF 011/033, Rb i Ru w okresie 2011-2013
Figure 19.
Separation of Cu in concentrate from MF 011/033, Rb and Ru in period 2011-2013
79
Rysunek 20.
Procentowy udział Rb i Ru w okresie 2011-2013
Figure 20.
Percentage of Rb and Ru in 2011-2013
ZAMIERZENIA DOTYCZĄCE PROWADZONEJ PRÓBY
Zaplanowano przeprowadzenie próby polegającej na wydzieleniu koncentratu z MF
011/033, który to będzie wysyłany osobno do HM Głogów i oznaczony jako Ru,
a odpad z MF 011/033 będzie łączony z koncentratem ostatecznym ze strony parzystej
i będzie oznaczany jako koncentrat Rb. Zakłada się, że takie rozwiązanie pozwalałoby
uzyskać koncentrat nisko-węglowy Ru o parametrach na poziomie Cu ok. 35% i Corg
do. 6%. HM Głogów w zależności od potrzeb sama będzie miała możliwość
przygotowania mieszanki koncentratów o odpowiedniej zawartości Corg.
Przeprowadzenie próby będzie wymagało przeprowadzenia modernizacji obecnej
instalacji. Uproszczony schematy układu po modernizacji przedstawiono na rys. 21.
I 22
Rysunek 21.
Uproszczony schemat instalacji segregacji koncentratu (po modernizacji)
Figure 21.
Simplified flowsheet of concentrate segregation (after modernization)
80
Rysunek 21.
Uproszczony schemat instalacji odwadniania koncentratu (po modernizacji)
Figure 21.
Simplified flowsheet of concentrate dehydration (after modernization)
Tabela 4.
Przewidywane parametry po modernizacji układu
Table 4.
Expected performance after modernization
Ru
Rb
Produkcja koncnetratu
[Mg w. s/miesiąc]
14 011
61 286
Zawartość Cu [%]
Zawartość C org [%]
35,00
24,00
6,00
8,90
PODSUMOWANIE
Prowadzona próba potwierdziła, możliwość uzyskania założonych wcześniej
parametrów koncentratu wysyłkowego Ru i rozdziału masowego tj:
− średnia zawartość węgla organicznego w Ru wysyłkowym - ok. 7,50 %
− utrzymania rozdział masowy koncentratów Ru i Rb - 60:40,
Zawartości Cu wynosi minimum 28,50%, co jest wielkością zadowalającą dla HM
Głogów. Zawartość węgla organicznego w koncentracie Rb wynosi ok. 10,50 % przy
zawartości Cu 23,50%,
W przyszłości możliwe jest zmodernizowanie układu flotacji segregującej w celu
poddania rozdziałowi strumieni koncentratu ze strony parzystej B, pozwoli to uzyskać
koncentrat Ru na poziomie powyżej 35,0% i zawartości węgla organicznego ok. 6,0%.
Obecnie zaplanowana jest próba rozdziału koncentratu przy tych parametrach, ale
tylko na stronie parzystej A. Taki sposób, jeszcze bardziej zwiększa elastyczność hut,
możliwość mieszania strumieni kierowanych do pieca zawiesinowego, co powinno
poprawić wydajność pieca zawiesinowego,
Ilość dozowanej maltodekstryny w procesie segregacji nie przekłada się wprost na
zawartość węgla organicznego w koncentracie wysyłkowym Ru. Zawartość Corg jest
ściśle uzależniona od zawartości węgla w urobku dostarczanym z Zakładów Górniczych
Rudna. Próba nie potwierdziła działania maltodekstryny jako depresora Pb. Zawartość
Pb w koncentracie Ru wyniosła ok. 2,2 % natomiast w koncentracie Rb ok. 1,6%,
81
O ile możliwe jest zróżnicowanie węgla w Ru w granicach zadowalających O/HMG,
to bez specjalnych dodatkowych technologii nie uda się uzyskać selektywnego
wzbogacania zróżnicowanych koncentratów pod względem zawartości dodatków
szkodliwych – ołowiu i arsenu.
LITERATURA
AGH, Sprawozdanie „Opracowanie technologii produkcji koncentratów o zróżnicowanej
kaloryczności na etapie flotacji segregującej” Kraków, 2010
IMN, Sprawozdanie nr 6956/2011 „Próby segregacji koncentratu z wykorzystaniem
maltodekstryny w Oddziale ZWR Rudna i ocena wpływu na przebieg procesów
pirometalurgicznych w KGHM Polska Miedź S.A.” Gliwice, 2011
PAULO A., STRZELSKA-SMAKOWSKA B.: „Rudy Metali Nieżelaznych i szlachetnych”, Akademia
Górniczo-Hutnicza w Krakowie, Uczelniane Wydawnictwa Naukowo-Dydaktyczne, Kraków 2000
SKORUPSKA B., WIENIEWSKI A., KUBACZ N. „Możliwości produkcji koncentratów miedziowych o
zróżnicowanej zawartości składników”, GÓRNICTWO I GEOLOGIA Tom 6 zeszyt 2, Gliwice 2011
STRZELSKA-SMAKOWSKA B. „Ocena ekonomiczna złóż rud” AGH Uczelniane Wydane NaukowoDydaktyczne, Kraków 2003.
Improvement of concentrate quality in DoC Rudna plant in aspect
of Glogow Smelter requirements
Total organic carbon (TOC) present in copper concentrate strongly influences the possibilities of
smelters throughput in flash furnaces technology. Increasing of about 1% TOC contents above
7% results in decreasing flash furnace efficiency by 20 Mg/h. Content of TOC depends on
lithological structure of ore being processed. To fulfill Glogow Smelter’s demands, in Rudna
Plant the stage of segregate flotation has been introduced with maltodextrine. Segregate
flotation delivers two products: (1) concentrate with higher TOC and lower Cu content – “Rb”
concentrate, and (2) concentrate with lower TOC and higher Cu content – “Ru” concentrate. In
this article issues of harmful impurities in copper concentrate has been sketched.
Keywords: concentrate, grade, organic carbon, flotation, maltodextrine
82
TECHNICZNE I TECHNOLOGICZNE ASPEKTY
PRZESIEWANIA FRAKCJI PONIŻEJ 5 MM PRZED
MŁYNEM PIERWSZEGO MIELENIA
Paweł PIWOWAR
Polkowice, Polska, [email protected] (P. Piwowar)
STRESZCZENIE
W artykule przedstawiono techniczne i technologiczne aspekty przesiewania nadawy
na I mielenie i wydzielenie w odrębny strumień materiałowy frakcji poniżej 5 mm.
Rozwiązanie technologiczne z zastosowaniem klasyfikacji drobnych ziaren przed
operacją I mielenia zostało wdrożone w KGHM Polska Miedź S.A. O/ZWR Rejon
Polkowice. Podstawę wprowadzonych do układu zmian i całego układu
technologicznego stanowią badania przeprowadzone w ramach pracy badawczej
„Określenie wpływu wydzielenia z nadawy do młynów pierwszego mielenia frakcji
ziarnowej poniżej 5 mm na procesy klasyfikacji i wzbogacania w O/ZWR Rejon
Polkowice”. Analiza wyników opróbowania produktów mielenia, klasyfikacji oraz
flotacji przed i po wprowadzeniu zmian pozwala na ocenę zastosowanego rozwiązania
w perspektywie całego procesu wzbogacania.
Słowa kluczowe: ruda miedzi, przesiewanie, klasyfikacja, rozdrabnianie, mielenie
WPROWADZENIE
Występujące w dostarczanym do O/ZWR urobku frakcje litologiczne różnią się
własnościami fizycznymi i chemicznymi. Ruda łupkowa (z najniższym udziałem
procentowym), najbogatsza, zbudowana jest z minerałów ilastych, węglanów (głównie
dolomitu), substancji organicznej i kwarcu. Występujące w niej minerały
miedzionośne mają uziarnienie od 5 do 40 μm. Ruda węglanowa, średnio
okruszcowana, zbudowana jest głównie z drobnoziarnistych dolomitów wapnistych,
rzadziej z wapieni dolomitycznych i zawiera wiele minerałów takich jak dolomit, kalcyt,
gips, anhydryt czy domieszki minerałów ilastych. Minerały miedzionośne występują
w niej w drobnych formach krystalicznych, przeważnie w ziarnach o wielkości 30-200
μm. Ruda piaskowcowa, najuboższa, zbudowana jest z piaskowców jasnoszarych,
drobnoziarnistych, zbitych, o spoiwie węglanowym i ilastym. Zawiera ona głównie
ziarna kwarcu i nieznaczne ilości skaleni. Minerały miedzionośne w tej rudzie,
w większości o wielkościach ziaren 50-200 μm, występują przede wszystkim
w lepiszczu (kalcyt i minerały ilaste) spajającym ziarna kwarcu.
Wzbogacanie rud miedzi wszystkich typów litologicznych występujących w złożach
KGHM Polska Miedź S.A. od lat stanowi duże wyzwanie, zarówno dla środowiska
84
P. Piwowar
naukowego związanego z przeróbką rud miedzi, jak i dla służb technologicznych
Oddziału Zakłady Wzbogacania Rud w Polkowicach. Głównymi problemami
w prawidłowym prowadzeniu procesu technologicznego są obecnie wzrost udziału
najtrudniej wzbogacalnych frakcji łupkowo-ilastych i węglanowych w nadawie do
procesu wzbogacania (Łuszczkiewicz i Wieniewski, 2006) oraz konieczność uwalniania
ziaren minerałów siarczkowych o coraz mniejszej wielkości.
Trudności z utrzymaniem wysokich wskaźników technologicznych stanowią
podstawę do poszukiwania rozwiązań mających na celu poprawę efektywności procesu
wzbogacania. Efektem takich poszukiwań jest przeprowadzenie badań w ramach
realizacji pracy badawczo-rozwojowej pt. „Określenia wpływu wydzielenia z nadawy do
młynów pierwszego mielenia frakcji ziarnowej poniżej 5 mm na procesy klasyfikacji
i wzbogacania w O/ZWR Rejon Polkowice”. Realizacja tej pracy pozwoliła na
określenie optymalnych parametrów pracy układu przygotowania rudy do flotacji,
w którym wyprowadzono strumień nadawy bezpośrednio do klasyfikacji w wyniku
przesiewania urobku przed młynem I mielenia (rys. 1).
NADAWA 3 sekcja
_
NADAWA 2 sekcja
+
PRZESIEWACZ
Młyn
Kulowy
A
Klasyfikator zwojowy
W
W
P
Młyn
Kulowy B
Hydrocyklon f 500
W
P
P
Młyn
Kulowy B
Hydrocyklon f 500
W
P
Rysunek 1.
Schemat młynowni – nowy układ dla sekcji 2. i 3. po wprowadzeniu klasyfikacji nadawy na I stopień
mielenia (Foszcz i in., 2011)
Figure 1.
Grinding scheme –new flowsheet for II and III section after classification of feed for primary grinding
(Foszcz et al., 2011)
CHARAKTERYSTYKA I ANALIZA DOTYCHCZASOWEGO UKŁADU
TECHNOLOGICZNEGO PRZYGOTOWANIA RUDY DO FLOTACJI
Urobek dostarczany do O/ZWR z Zakładów Górniczych jest poddawany operacjom
przesiewania i kruszenia przed procesem wzbogacania. Przesiewanie ma na celu
wyeliminowanie z procesu kruszenia frakcji drobnoziarnistej, kierowanej bezpośrednio
do procesu mielenia. Produkt gruboziarnisty poddawany jest operacji kruszenia,
którego wynikiem powinno być ziarno o wymaganych do dalszych operacji wymiarach.
Produkty obu tych operacji kierowane były w O/ZWR Rejon Polkowice do układów
pierwszego mielenia w młynach kulowych, następnie do układów klasyfikacji
w klasyfikatorach zwojowych i hydrocyklonach, skąd kierowano je do układów flotacji.
Aspekty przesiewania frakcji poniżej 5 mm przed młynem pierwszego mielenia
85
Produkt pierwszego stopnia mielenia, zgodnie z instrukcją technologiczną, powinien
charakteryzować się uziarnieniem w 100% poniżej 5 mm. Tymczasem wyniki badań
granulometrycznych nadawy kierowanej do młynów pierwszego mielenia wskazały na
zawartość w niej 50% ziaren poniżej 5 mm (rys. 2).
Pomimo teorii procesów przeróbki mechanicznej uzasadniających wprowadzenie
klasyfikacji produktu do danego procesu w przypadku obecności już około 30-35%
ziaren poniżej danej klasy, układy pierwszego mielenia żadnego z Rejonów O/ZWR nie
posiadały dotąd węzłów klasyfikacji nadawy. Stosunkowo niska skuteczność rozdziału
w klasyfikatorach spiralnych i hydrocyklonach zwiększa zawroty i przeciąża młyny II
stopnia mielenia, co powoduje, że zbyt duża ilość ziaren mogących już stanowić
nadawę do procesu flotacji poddawana jest przemieleniu. Ziarna te wraz
z niedomielonymi ziarnami wydostającymi się z układu mielenia wpływają
niekorzystnie na dalszy proces
wzbogacania (Tumidajski i in., 2010).
O/ZWR Rejon Polkowice, krzywa składu ziarnowego nadaw i wylewów MK-111
wychód [%]
oraz materiału o uziarnieniu poniżej 5mm odsianego z nadawy
100
90
80
70
60
50
40
30
20
10
MK-111 NADAWA 29.05.09
MK-111 WYLEW 29.05.09
Produkt dolny przesiewacza
MK-111 NADAWA 04.06.09
MK-111 WYLEW 04.06.09
Produkt górny przesiewacza
0
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40
d [mm]
Rysunek 2.
Krzywa składu ziarnowego nadaw i wylewów MK-111 i materiału o uziarnieniu poniżej 5 mm odsianego z
nadaw do pierwszego mielenia w O/ZWR Rejon Polkowice (Foszcz i in., 2011)
Figure 2.
Distribution curves of feed and discharge of mill MK-111 and material with grain size below 5 mm after
screening the feed for primary grinding in Polkowice Plant (Foszcz et al., 2011)
Możliwość osiągnięcia znacznych efektów w postaci poprawy wzbogacalności,
zmniejszenia energochłonności mielenia i kosztów utrzymania sprawności młynów
poprzez ich częściową eliminację przemawiały za podjęciem próby określenia wpływu
na procesy klasyfikacji i wzbogacania w O/ZWR Rejon Polkowice wydzielenia
z nadawy do młynów pierwszego mielenia frakcji poniżej określonego uziarnienia
(Konieczny i in., 2012).
Wykonane badania w ramach pracy badawczo-rozwojowej miały na celu analizę
i ocenę planowanych zmian technologicznych, polegających na przekierowaniu części
strumienia materiału bezpośrednio do klasyfikacji grawitacyjnej i młynów drugiego
mielenia z jednoczesną eliminacją części układów pierwszego mielenia. Głównym
celem badań dotyczących określenia wpływu wydzielenia drobnych ziaren z nadawy do
młynów pierwszego mielenia na procesy klasyfikacji i wzbogacania w O/ZWR Rejon
Polkowice było opracowanie koncepcji zabudowy odpowiednich urządzeń. Wymagało
to wykonania opróbowania strumienia procesu mielenia, klasyfikacji i flotacji,
86
P. Piwowar
określenia składu granulometrycznego produktów i półproduktów mielenia,
klasyfikacji i flotacji ciągów, a następnie opracowania schematów ilościowojakościowych i wodno-mułowych dla aktualnych i nowych warunków prowadzonego
procesu. Badania uzupełniono określeniem optymalnych parametrów pracy ciągu pod
kątem wprowadzenia klasyfikacji materiału na sicie o optymalnej wielkości oraz
określeniem zmian w schemacie technologicznym i wyposażeniu technicznym (Foszcz
i in., 2011).
Opróbowanie dotychczasowego układu technologicznego przygotowania rudy do
flotacji objęło zakresem strumień procesu mielenia, klasyfikacji i flotacji oraz
określenie składu granulometrycznego i mineralogicznego produktów i półproduktów
mielenia, klasyfikacji i flotacji na I ciągu w O/ZWR Rejon Polkowice. Wyniki
opróbowania (Foszcz i in., 2011) dały podstawę do opracowania ilościowojakościowego i wodno-mułowego schematu dla warunków procesu prowadzonego
przed wprowadzeniem zmian. Analizę uzupełniono laboratoryjnymi badaniami
wzbogacalności rudy przerabianej w O/ZWR Rejon Polkowice. Wynikiem tej części
badań były następujące wnioski:
− wyniki oznaczeń uziarnienia produktów wskazują na dużą zmienność uziarnienia
nadawy podawanej na I stopień mielenia. Zawartość ziaren poniżej 5mm w tym
produkcie wahała się w trakcie trwania opróbowania od 30do 65%;
− analiza uziarnienia przelewu hydrocyklonów Ø500 wykazała niedostateczne
przygotowanie rudy do procesu wzbogacania flotacyjnego. Tylko 50-60% materiału
kierowanego do flotacji miała w tym czasie uziarnienie poniżej 0,075 mm;
− analiza uwolnień minerałów w przelewie hydrocyklonu Ø500 wykazała
mineralizację siarczków miedzi poniżej 0,075 mm, co uzasadnia konieczność
drobniejszego przygotowania rudy do operacji wzbogacania. Uziarnienie przelewu
hydrocyklonu Ø500 zawiera zbyt małą ilość ziaren dostatecznie przygotowanych do
flotacji i mocno przeciąża flotację wstępną;
− analiza składu litologicznego wykazała dużą zmienność zawartości poszczególnych
frakcji litologicznych (rys. 3). Zawartość piaskowca zmieniała się podczas
opróbowań w nadawie do młynów I stopnia mielenia od około 15 do blisko 50%, a
zależność uziarnienia od zawartości tej frakcji litologicznej wskazała na fakt
kumulacji piaskowca w drobnych klasach ziarnowych <2 mm (rys. 4).
100
90
80
Dolomit
zawartość [%]
70
Łupek
Piaskowiec
60
50
40
30
20
10
16.05.2011 r.
sekcja III
16.05.2011 r.
sekcja II
10.05.2011 r.
sekcja III
10.05.2011 r.
sekcja II
10.05.2011 r.
sekcja I
21.04.2011 r.
sekcja III
21.04.2011 r.
sekcja II
21.04.2011 r.
sekcja I
0
Rysunek 3.
Skład litologiczny nadaw kierowanych na I ciąg sekcję mielenia
Figure 3.
Lithological composition of feed for I section of grinding
87
16.05.2011 r.
sekcja II
16.05.2011 r.
sekcja II
10.05.2011 r.
sekcja III
10.05.2011 r.
sekcja II
10.05.2011 r.
sekcja I
21.04.2011 r.
sekcja III
21.04.2011 r.
sekcja II
21.04.2011 r.
sekcja I
0
10
20
Udział [%]
30
40
50
60
21.04.2011 r. 21.04.2011 r. 21.04.2011 r. 10.05.2011 r. 10.05.2011 r. 10.05.2011 r. 16.05.2011 r. 16.05.2011 r.
sekcja I
sekcja II
sekcja III
sekcja I
sekcja II
sekcja III
sekcja II
sekcja II
zawartość piaskowca
42,57
49,10
33,54
26,31
23,28
14,91
32,86
40,08
zawartość klasy <2
52,00
51,5
52,10
28,4
31,9
18,9
37,6
50,7
Rysunek 4.
Zależność uziarnienia w drobnych klasach od zawartości piaskowca w nadawie
Figure 4.
Relationship between fine particles and sandstone content in feed
BADANIA I OCENA NOWEGO UKŁADU
PRZYGOTOWANIA RUDY DO FLOTACJI
TECHNOLOGICZNEGO
Przeprowadzenie pełnego cyklu badawczego wymagało przygotowania stanowiska
badawczego, to jest montażu instalacji pomiarowej dokonującej przesiewania urobku
przed operacją I-go mielenia. Montaż instalacji pomiarowej, w ramach I etapu pracy
zrealizowała firma WAMAG S.A.
Badania nowych warunków prowadzenia procesu przygotowania rudy do
wzbogacania objęły:
– opróbowanie strumienia procesu mielenia, klasyfikacji i flotacji na I ciągu
w O/ZWR Rejon Polkowice,
– określenie składu granulometrycznego i składu mineralogicznego produktów
i półproduktów mielenia, klasyfikacji i flotacji na I ciągu,
– opracowanie schematów ilościowo-jakościowego i wodno-mułowego dla nowych
warunków prowadzonego procesu,
– ocenę energochłonności procesu mielenia poprzez wyznaczenie indeksów pracy
Bonda dla młyna kulowego.
Z badań tych zostały wyciągnięte następujące wnioski:
- skład litologiczny nadawy do wzbogacania oraz produktów przesiewacza dla
pozostałych opróbowań badań nowego układu wykazuje dużą zmienność,
potwierdzoną wynikami korelacji pomiędzy zawartością piaskowca a udziałem
ziaren drobnych, wynoszącą około 0,90,
88
-
-
-
-
-
-
P. Piwowar
wyniki uwolnienia minerałów w przelewie hydrocyklonu Ø500 potwierdzają
wcześniejsze analizy dotyczące drobnego uziarnienia minerałów. Dla klasy
ziarnowej poniżej 0,045 mm uwolnienie wynosi 100%, co potwierdza potrzebę
drobnego zmielenia rudy do flotacji,
przedstawiona analiza mineralogiczna nadawy do wzbogacania również potwierdza
wcześniejsze wyniki dotyczące składu mineralogicznego rudy, okruszcowanej
w większości minerałami chalkozynu (około 80%), co przejawia się wysoką
wartością GTZ Cu wynoszącą blisko 75% (spadek zawartości chalkozynu w nadawie
powoduje obniżenie się wartości GTZ Cu do około 70%),
analiza statystyczna wybranych parametrów technologicznych oddziału flotacji
I ciągu technologicznego osiągniętych w okresie badania wykazała wysokie
odchylenia standardowe i rozproszenia (szczególnie w przypadku wychodów)
parametrów bilansowych węzła mielenia i klasyfikacji oraz najmniejsze
rozproszenie wyników gęstości strumieni technologicznych. Wyłączając gęstości,
świadczy to o bezpośrednim wpływie zmienności rudy na niestabilność parametrów
procesu wzbogacania,
indeksy pracy Bonda Wi uzyskane podczas badań laboratoryjnych
przeprowadzonych na Katedrze Inżynierii Środowiska i Przeróbki Surowców AGH
dla produktu górnego przesiewacza (14,5-14,6 kWh/Mg) były wyższe od indeksów
pracy Bonda Wi dla nadawy na ten przesiewacz (13,4-14,0 kWh/Mg). Oznacza to, że
produkt górny przesiewacza jest mniej podatny na mielenie od rudy stanowiącej
nadawę na przesiewacz. W praktyce oznacza to potrzebę większych nakładów
energii dla osiągnięcia odpowiedniej skuteczności w procesie mielenia z udziałem
produktu górnego, niż z udziałem nadawy bez wyodrębniania w procesie
klasyfikacji strumienia materiału o uziarnieniu poniżej 5 mm. Co istotne, przy
przemiale drobnym, z użyciem sita kontrolnego 0,1 mm, dla rudy o zwiększonej
ilości piaskowca wartości Wi będą wyższe. Wynika to z faktu, że energia będzie
zużywana nie tylko na rozdzielenie ziaren kwarcu budującego piaskowiec, ale także
na rozdrobnienie samych ziaren kwarcu,
analiza efektywności pracy poszczególnych układów potwierdza spadek wydajności
wraz ze wzrostem uziarnienia nadawy, co uzasadnia prowadzenie procesu
przygotowania rudy do mielenia celem możliwie najdrobniejszego jej uziarnienia;
poprawa efektywności pracy młynów I stopnia mielenia umożliwia
zminimalizowanie zawrotów wpływających niekorzystnie na wydajność młyna;
wydzielenie z nadawy do mielenia ziaren drobnych wpływa bardzo korzystnie na
wskaźniki efektywności energetycznej - drobniejsze przygotowanie nadawy na
drodze kruszenia pozwala uzyskiwać większe wydajności dla młyna pracującego na
produkcie górnym przesiewacza przed operacją mielenia I stopnia,
porównanie wyników uziarnienia dla nowego układu przygotowania rudy do flotacji
(rys. 5) i wyników wzbogacania daje podstawy do stwierdzenia, że zmiana wartości
uzysku jest wynikiem innych, niż uziarnienie, czynników. Duża zmienność
wzbogacalności rudy spowodowana jest jej właściwościami mineralogicznopetrograficznymi.
100
90
10.05.2011 Nadawa
80
10.05.2011 produkt dolny
10.05.2011 produkt górny
70
19.07.2011 Nadawa
f (d) [%]
60
20.07.2011 Nadawa
50
40
03.08.2011 Nadawa
30
20
21.09.2011 Nadawa
10
0
0
5
10
15
20
d [mm]
25
30
35
40
100
90
80
70
27.09.2011 Nadawa
f (d) [%]
60
28.09.2011 Nadawa
50
40
04.10.2011 Nadawa
30
20
10
0
0
5
10
15
20
d [mm]
25
30
35
40
100
90
80
06.10.2011 Nadawa
70
f (d) [%]
60
11.10.2011 Nadawa
50
07.11.2011 Nadawa
40
30
17.11.2011 Nadawa
20
10
0
0
5
10
15
20
d [mm]
25
30
35
40
Rysunek 5.
Skład ziarnowy nadawy i produktów klasyfikacji przesiewacza na I sekcji
Figure 5.
Size distribution of feed and products (I section)
89
90
P. Piwowar
OKREŚLENIE OPTYMALNYCH PARAMETRÓW PRACY I CIĄGU O/ZWR
(KLASYFIKACJI, MIELENIA I FLOTACJI) Z UWZGLĘDNIENIEM
WPROWADZENIA KLASYFIKACJI MATERIAŁU NA PRZESIEWACZU
Realizacja pierwszej części pracy, to jest badania i ocena dotychczasowego i nowego
układu przygotowania rudy do flotacji, dostarczyła danych niezbędnych do określenia
optymalnych parametrów pracy ciągu technologicznego po wprowadzeniu klasyfikacji
nadawy na I stopień mielenia.
Ocena pracy układu wymagała, przede wszystkim, analizy uziarnienia produktów
klasyfikacji na przesiewaczu. Wykreślone krzywe rozdziału (rys. 6) wskazały
najostrzejszy rozdział dla sita 5 mm i nieznacznie mniejszą ostrość rozdziału dla
kolejnych sit (6,8 mm i 7,5 mm). Rozdział ten został jednak osiągnięty przy obciążeniu
przesiewacza około 150 Mg/h, co przy oczekiwanej wydajności ok. 200 Mg/h jest
obciążeniem zbyt niskim (Foszcz i in., 2011). Ustalenie efektywności przesiewania
drogą porównania wyników doświadczeń było utrudnione ze względu na dużą
zmienność uziarnienia, ale niewielki udział ziaren drobnych w górnym produkcie
potwierdził obliczone wskaźniki skuteczności przesiewania - średnia wartość
skuteczności ogólnej Hancocka wyniosła 93,6 (Foszcz i in., 2011).
Wyniki opróbowania procesu przygotowania rudy do flotacji na I ciągu dały
podstawy do oceny procesu rozdrabniania i klasyfikacji oraz porównania pracy
urządzeń trzech sekcji I ciągu. Do charakterystyki przyjęto takie wskaźniki
technologiczne jak średni rozmiar ziarna, stopień rozdrobnienia 90%, wychody oraz
przyrosty klas najdrobniejszych poniżej 0,045 i 0,075 mm. Analiza nadawy kierowanej
na każdą sekcję w odniesieniu do przelewów HC500 wykazała podobne średnie
uziarnienie na wszystkie trzy sekcje przy znacznie większym średnim rozmiarze ziarna
w przelewach HC500 w sekcji 3. Powodem tej różnicy w porównaniu do pozostałych
sekcji był przerób górnego produktu przesiewacza, zawierającego wyższą, niż
w przypadku 1. i 2. sekcji, zawartość rudy węglanowej charakteryzującej się większym
wskaźnikiem pracy Bonda. Wzrost średniego ziarna uzależniony był również od
pokładu sitowego - najgorsze efekty przemiału zauważono przy sicie 6,8 mm (Foszcz
i in., 2011).
Największy stopień rozdrobnienia zauważalny był w sekcji 2., składającej się tylko
z młyna II mielenia, do której kierowano produkt odsiany na przesiewaczu. Stopnie
rozdrobnienia wynosiły tu od 50 do 275 dla całej rozpatrywanej sekcji. Największe
przyrosty najdrobniejszych klas poniżej 0,075 mm, przekraczające średnio 50% (max.
78%) odnotowano również dla sekcji 2. Dla sekcji 1. odnotowano przyrosty o 6%
większe (średnia 47%) w stosunku do sekcji 3, przy czym przemiały w młynie
prętowym na 3 sekcji pozwoliły osiągnąć większe o 5% w stosunku do sekcji 1.
przyrosty (średnio 53%) przy wydajnościach około 200 Mg/h. Biorąc pod uwagę fakt,
że do 3. sekcji była kierowana z przesiewacza ruda o najgrubszym uziarnieniu, uznano
za zasadne zastosowanie prętów jako mielników (Foszcz i in., 2011).
W związku z powyższym nie należy oczekiwać na obydwu sekcjach (2. i 3.) korzyści
wynikających z przyrostu udziału ziaren drobnych (2%). Zastosowanie przesiewacza na
tych sekcjach i wyeliminowanie z układu jednego młyna I mielenia na 2. sekcji może
być korzystne ze względu na oszczędności w zużyciu mielników i kosztach remontów
młyna (Foszcz i in., 2011).
Uzyskane przyrosty wyniosły około 47% dla klas najdrobniejszych <0,075 mm dla
sekcji 1. oraz około 40% dla klas <0,045 mm, a dla sekcji 2. i 3. odpowiednio około 45%
i 38%. Niewielkie różnice w przyrostach rozpatrywanych układów sekcji 1. oraz 2. z 3.
91
zdeterminowane są ostrością rozdziału hydrocyklonów HC500 w układzie zamkniętym.
Stąd efekty powinny być widoczne w wielkości przerobu na sekcjach i zużyciu energii
poszczególnych maszyn (Foszcz i in., 2011).
Analizy energetyczne i przerobowe wykazały, że wskaźnik przyrostu klas drobnych
z Mg rudy na jednostkę zużycia energii (przyrost klas najdrobniejszych <0,071 mm
pomnożony przez przerób i podzielony przez energię) dla sekcji 2.+3. wynosi 0,069
Mg/kWh, a dla 1. sekcji 0,058 Mg/kWh. Wyższy wskaźnik dla sekcji 2.+3. oznacza jej
wyższą efektywność. Jeszcze korzystniejsze wskaźniki uzyskano dla przemiału rudy
z mielnikami prętowymi - dla sekcji 2. i wskaźnik ten wyniósł 0,087 Mg/KWh, a dla
sekcji 1. - 0,054 Mg/KWh. Dla sekcji 3. wskaźnik przyrostu klas drobnych z jednej tony
rudy na jednostkę zużycia energii jest większy o 0,001 Mg/kWh w stosunku do sekcji 1.
- dla klas najdrobniejszych <0,071 mm dla sekcji 1. wyniosły 0,051 Mg/kWh oraz dla
klas <0,045 mm 0,045 Mg/kWh, a dla sekcji 3. analogicznie 0,052 i 0,046 Mg/kWh.
Wyniki te potwierdzają zasadność odsiewania drobno uziarnionej rudy przed
mieleniem w młynie (Foszcz i in., 2011).
Przeprowadzona analiza pracy I ciągu umożliwiła określenie optymalnych
parametrów pracy układu rozdrabniania i klasyfikacji. Jako celowe wskaźniki
technologiczne przyjęto S1 i S2. Wskaźnik S1 jest to iloczyn przyrostu wychodu klasy
ziarnowej - 0,045 mm w przelewie hydrocyklonów Ø500 w stosunku do nadawy na
przesiewacz i przerobu sekcji, podzielony przez sumę energii zużytej przez młyny
i przesiewacz. Wskaźnik S2 jest z kolei iloczynem przyrostu wychodu klasy ziarnowej 0,071 mm w tym samym przelewie hydrocyklonów Ø500. Z wykresów wartości tych
wskaźników, uzyskanych w poszczególnych doświadczeniach (rys. 7) zauważalny jest
wyraźny wzrost wartości wskaźników dla doświadczeń przeprowadzonych na
zoptymalizowanym układzie z jednym młynem, wypełnianym prętami jako mielnikami,
w stosunku do wartości wskaźników dla doświadczeń przeprowadzonych na układzie
z dwoma młynami (Foszcz i in., 2011).
1,00
0,90
0,80
0,70
t (d), T(d)
0,60
0,50
0,40
0,30
0,20
0,10
t (d) średnia 5 mm
T (d) średnia 5 mm
t (d) średnia 6,8 mm
T (d) średnia 6,8 mm
t (d) średnia 7,5 mm
T (d) średnia 7,5 mm
0,00
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
d [mm]
Rysunek 6.
Krzywa rozdziału przesiewacza dla poszczególnych pokładów sitowych
Figure 6.
Distribution curves for different screener apertures
20
P. Piwowar
doświadczenia optymalizujące
aktualny układ
nowy układ
pręty
S1
7.11 sekcja 2+3
17.11 sekcja 2+3
6.10 sekcja 2+3
11.10 sekcja 2+3
7.11 sekcja 1
17.11 sekcja 1
6.10 sekcja 1
11.10 sekcja 1
4.10 sekcja 2+3
28.09 sekcja 2+3
27.09 sekcja 2+3
3.08 sekcja 2+3
21.09 sekcja 2+3
20.07 sekcja 2+3
4.10 sekcja 1
19.07 sekcja 2+3
28.09 sekcja 1
27.09 sekcja 1
21.09 sekcja 1
20.07 sekcja 1
19.07 sekcja 1
16.05 sekcja 2+3
10.05 sekcja 2+3
10.05 sekcja 1
S2
21.04 sekcja 2+3
0,100
0,090
0,080
0,070
0,060
0,050
0,040
0,030
0,020
0,010
0,000
21.04 sekcja 1
Mg/kWh
92
Rysunek 7.
Wartości wskaźnika S1 i S2 sekcji 1 i połączonych sekcji 2. i 3. w poszczególnych doświadczeniach
Figure 7.
Values of S1 and S2 factors for section I and combined section II and III for different experiment conditions
PODSUMOWANIE
Wyodrębnienie strumienia drobnouziarnionego materiału przed operację
rozdrabniania, zgodnie z teorią przeróbki surowców mineralnych, nie budzi żadnych
wątpliwości. Przeprowadzone opróbowanie obecnego układu na I ciągu
technologicznym wskazuje na udział ziaren drobnych (poniżej 5 mm) w nadawie do
procesu mielenia od 30% do 65%. Stąd, wprowadzenie operacji klasyfikacji nadawy
przed mieleniem I stopnia jest w pełni uzasadnione.
Osiągnięte wskaźniki techniczne i technologiczne poszczególnych sekcji I ciągu
technologicznego z wprowadzonym nowym układem wstępnego odsiewania frakcji
poniżej 5 mm przed młynami pierwszego mielenia wykazały:
− większą wydajność sekcji 2. i 3., niż wydajność sekcji 1. bez odsiewu wstępnego,
− mniejsze zużycie energii (sekcje 2. i 3. – około 1150 kW, sekcja 1. – około 800 kW),
− d90 przelewu z hydrocyklonu Ø500 o wartości od 0,1 do 0,3 mm dla sekcji 2.
i 3. oraz od 0,15 do 0,4 mm dla sekcji 1.,
− zbliżone przyrosty klas < 0,045 mm i < 0,071 mm w poszczególnych sekcjach (od
35 do 50%),
− wyższe, korzystniejsze wskaźniki S1 i S2 dla sekcji 2. i 3., odpowiednio - od 0,4
Mg/kWh do 0,075 Mg/kWh i od 0,05 – 0,093 Mg/kWh.
Celem zmian w schemacie technologicznym i wyposażeniu technicznym powinno
być osiągnięcie optymalnych parametrów pracy obiegów materiałowych, ponieważ
ilość krążącego materiału w obiegu przekłada się bezpośrednio na efektywność pracy
pozostałych maszyn i urządzeń oraz ich zdolność przerobową.
Problemem do rozwiązania w przyszłości jest także niemożność osiągnięcia
odpowiedniej skuteczności przesiewania, spowodowana ograniczeniami w dostępnych
możliwościach zabudowy przesiewacza w obecnych układach technologicznych
i technicznych, ze szczególnym uwzględnieniem ograniczonej możliwości
odpowiedniego transportu materiału (produktów przesiewania) mającego stanowić
nadawę do młynów I mielenia.
Dalsza ocena pracy maszyn pozwoli na określenie ich efektywności dla różnych
parametrów technologicznych, co powinno umożliwić określenie występujących
w uzyskaniu optymalnych parametrów z punktu widzenia całego układu wzbogacania
rud.
93
Przeprowadzona w O/ZWR Rejon Polkowice analiza pracy układu po
wprowadzeniu klasyfikacji nadawy do procesu mielenia stanowi podstawę do
modernizacji nie tylko pozostałych ciągów technologicznych O/ZWR Rejon Polkowice,
ale także opracowania koncepcji zastosowania przesiewania przed pierwszym
stopniem mielenia Rejonów Lubin i Rudna.
LITERATURA
FOSZCZ D., TRYBALSKI K., GAWENDA T., NAZIEMIEC Z., TUMIDAJSKI T., KRAWCZYKOWSKI
D., RANOSZ R., Określenie wpływu wydzielania z nadawy do młynów pierwszego mielenia
frakcji ziarnowej poniżej 5 mm na procesy klasyfikacji i wzbogacania w O/ZWR Rejon
Polkowice, AGH, Kraków 2011 (nie publ.).
KONIECZNY A., PAWLOS W., KRZEMIŃSKA M., KURZYDŁO P., KALETA R., Kierunki rozwoju
technologii w celu poprawy wskaźników w KGHM Polska Miedź S.A. O/ZWR, X
Międzynarodowa Konferencja Przeróbki Rud Metali Nieżelaznych, ICNOP’12, Trzebieszowice, 1719 października 2012.
ŁUSZCZKIEWICZ A., WIENIEWSKI A., Kierunki rozwoju technologii wzbogacania rud w krajowym
przemyśle miedziowym, w: Górnictwo i Geoinżynieria, Rok 30, Zeszyt 3/1, 2006
TUMIDAJSKI T., KASIŃSKA-PILUT E., GAWENDA T., NAZIEMIEC Z., PILUT R., Badania
energochłonności procesu mielenia oraz podatności na rozdrabnianie składników litologicznych
polskich rud miedzi, w: Gospodarka Surowcami Mineralnymi, Tom 26, 2010, Zeszyt 1.
Technical and technological aspects of separation ore grains below
than 5 mm prior to first stage of grinding
The paper presents the technical and technological aspects of feed screening for primary
grinding and separation of fraction below 5 mm as different material stream. The solution of
implementation of classification of fine particles before primary grinding has been introduced to
KGHM Polska Miedź S.A. Division of Concentrators, Polkowice Plant. The basis of changes in
technological system were the tests conducted during realization research project entitled
„Determination of influence of separation the fraction below 5 mm from primary grinding feed
on classification and ore beneficiation processes in Polkowice Plant” The analysis of obtained
results from grinding, classification and flotation allows to evaluate the solution in the scale of
ore processing.
Keywords: copper ore, screening, classification, comminution, grinding
94
P. Piwowar
POPRAWA WSKAŹNIKÓW TECHNOLOGICZNYCH
W REJONIE ZWR LUBIN W ŚWIETLE SPADAJĄCEJ
ZAWARTOŚCI MIEDZI W UROBKU
Robert KUKUĆ, Bartosz BAZAN
Polkowice, Polska, [email protected] (R. Kukuc)
STRESZCZENIE
W związku z obniżającą się zawartością miedzi w urobku kierowanym do Rejonu ZWR
Lubin niezbędne jest podejmowanie szeregów przedsięwzięć w celu utrzymania
parametrów technologicznych na żądanym poziomie. W artykule przedstawiono
podjęte działania ukierunkowane na wzrost jakości koncentratu przy jednoczesnym
utrzymaniu uzysku miedzi. Ponadto nakreślono zamierzenie Rejonu ZWR Lubin
zmierzające do dalszej poprawy wskaźników technologicznych.
Słowa kluczowe: jakość, uzysk, modyfikacja, układ technologiczny
WPROWADZENIE
W procesie wzbogacania realizowanym za pomocą flotacji pianowej, jakość
koncentratu i wartość uzysku składnika użytecznego powiązane są zależnością
matematyczną, ustaloną dla procesu prowadzonego w określonych warunkach. Dla
danych warunków prowadzenia procesu, podwyższenie jakości koncentratu wiąże się
ze spadkiem wartości uzysku i na odwrót. W związku z powyższym, wszelkie działania,
jakie mogą zostać podjęte dla wzrostu uzysku i jakości koncentratu muszą dotyczyć
zmian parametrów fizykochemicznych nadawy lub reżimu prowadzenia procesu
technologicznego. W warunkach przemysłowych wiele czynników procesu
determinowanych jest charakterem przerabianego urobku oraz posiadanym parkiem
maszynowym i jego możliwościami. W związku z tym możliwość wpływu na zmianę
poszczególnych czynników są bardzo zróżnicowane.
1. Czynniki związane z parametrami urobku.
a. Wielkość wypryśnięć minerałów – jest to czynnik związany z mineralizacją złoża,
wpływa na wzbogacalność rudy. W procesie flotacji niezbędna jest większa energia
do efektywnego zderzenia ziarna z pęcherzykiem powietrza. Istnieje więc potrzeba
głębszego mielenia, co pociąga za sobą wzrost lepkości zawiesiny. Minimalizacja
wpływu w praktyce przemysłowej możliwa jest tylko w przypadku rozdziału na
frakcje o danej charakterystyce. Istnieją niewielkie możliwości technicznego
rozwiązania tego problemu.
b. Uwolnienie
minerałów. Niedostateczne uwolnienie minerałów wpływa na
obniżenie jakości koncentratu. Im większe uwolnienie, tym większa możliwość
96
c.
d.
e.
2.
a.
b.
c.
d.
e.
R. Kukuć, B. Bazan
zbliżenia się teoretycznej zawartości składnika użytecznego w koncentracie
wynikająca ze składu mineralogicznego składników użytecznych. Minimalizacja
wpływu uwolnienia możliwa jest poprzez głębokie mielenie.
Obecność minerałów ilastych utrudnia adsorpcję odczynników flotacyjnych na
minerałach użytecznych, podwyższa lepkość zawiesiny, powstają fizyczne
zaburzenia podczas zderzeń minerałów z pęcherzykami powietrza. Możliwości
ograniczenia wpływu w warunkach ZWR Lubin nie są możliwe.
Obecność w nadawie innych składników o właściwościach zbliżonych do minerałów
użytecznych. Minerały te flotują wraz z minerałami użytecznymi, stanowią część
„ładunku płonnego” w koncentracie, konkurują o odczynniki flotacyjne i pęcherzyki
powietrza. Możliwości ograniczenia ich działania są niewielkie, ewentualne
zastosowanie depresorów, aktywatorów, modyfikatorów powierzchni (mało
efektywne ze względu na duże podobieństwo do minerałów użytecznych).
Rodzaj skały płonnej. Determinator pH pulpy flotacyjnej, która wpływa na zakres
odczynników jest możliwych do zastosowania. Istnieje brak możliwości wpływu.
Stosowanie depresorów jest mało efektywne ekonomicznie ze względu na dużą ilość
skały płonnej.
Czynniki związane z reżimem prowadzenia procesu.
Gęstość zawiesiny (zawartość części stałych w zawiesinie). Zbyt duża gęstość
zawiesiny wpływa na ilość efektywnych zderzeń ziarna minerału z pęcherzykiem
powietrza (wytracanie energii na zderzenia między sobą). Wzrost lepkości
zawiesiny
utrudnienia
w
rozprowadzaniu
odczynników
zwiększając
prawdopodobieństwo rozbicia już powstałych aglomeratów. Zbyt niska gęstość
wpływa na zwiększenie energii potrzebnej do efektywnego zderzenia ziarnopęcherzyk powietrza oraz skrócenie czasu flotacji. Możliwości regulacji są
stosunkowo duże, ograniczone pojemnością rząpi pośrednich i wydajnością
układów pompowych. Możliwości regulacji możliwe są poprzez wyznaczenie
optymalnej wartości dla danych stadiów flotacji, z uwzględnieniem miejsc
skierowania poszczególnych produktów do dalszych operacji wzbogacania oraz
doborem środka transportu.
pH – determinuje możliwość zastosowania danych odczynników oraz powstawanie
niektórych zjawisk fizykochemicznych zachodzących w procesie flotacji. Związane
z charakterystyką przerabianej nadawy, dla rud KGHM Polska Miedź S.A. znacząca
zmiana pH jest trudna ze względu na szerokorozumiane względy ekonomiczne.
Odczynniki zbierające – ich rodzaj decyduje o selektywności procesu flotacji. Ich
ilość powinna być wystarczająca aby umożliwić adsorpcję na wszystkich
użytecznych minerałach.
Odczynnik pianotwórczy – decyduje o kształcie i charakterze piany. W celu
prawidłowego przebiegu flotacji w maszynie flotacyjnej muszą być utworzone trzy
warstwy: układ trójfazowy, piana mokra i warstwa piany suchej. Obszar piany
mokrej decyduje o selektywności procesu wzbogacania, im większy tym większa
selektywność procesu. Możliwe jest sterowanie pełne, ograniczone właściwościami
wodą technologiczną, typem odczynnika zbierającego.
Ilość powietrza w komorze. Mała ilość powietrza powoduje mniej efektywnych
zderzeń pęcherzyka powietrza z ziarnem, natomiast zbyt duża łączenie się
pęcherzyków w większe, co prowadzi do zmniejszenia powierzchni adsorpcji.
Pojawia się zjawisko mechanicznego wynoszenia ziaren (zarówno minerałów jak
Poprawa wskaźników technologicznych w Rejonie ZWR Lubin …
97
i skały płonnej) do produktu pianowego. Regulacja powietrza w tym zakresie jest
pełna.
f. Czas flotacji wpływa w sposób istotny na efektywność i selektywność flotacji.
Sterowanie czasem flotacji uzależnione jest jednak od posiadanego parku
maszynowego i konieczności zachowania równowagi procesu produkcyjnego
w sposób ciągły.
TECHNOLOGIA PROCESU
Technologia wzbogacania siarczkowych rud miedzi realizowana w Oddziale Zakłady
Wzbogacania Rud (O/ZWR) KGHM Polska Miedź S.A bazuje na procesie flotacji
pianowej jako metodzie odzysku metali. O wyborze technologii i osiąganej
skuteczności procesu decyduje charakter mineralizacji rudy oraz właściwości
fizykochemiczne poszczególnych jej składników.
W Rejonie ZWR Lubin przerabia się urobek pochodzący w całości z macierzystej
kopalni, o średnim składzie litologicznym przedstawionym w tabeli 1. Wstępny
rozdział urobku realizowany podczas operacji przesiewania pozwala na prowadzenie
technologii uwzgledniającej różnicę we właściwościach poszczególnych typów
litologicznych. Frakcja piaskowcowa charakteryzująca się małą zwięzłością, ulega
znacznemu rozdrobnieniu w procesie urabiania i transportu w zakładach górniczych,
co powoduje, że stanowi ona w większości produkt dolny przesiewacza. Natomiast
bardziej zwięzłe węglany stanowią produkt górny, który kierowany jest do kruszenia
w kruszarkach młotkowych oraz kruszarce stożkowej. Wstępnie rozdzielony
i przygotowany urobek zostaje skierowany do dalszej przeróbki na poszczególne ciągi
technologiczne, charakteryzujące się odmiennymi układami technologicznymi.
Tabela 1.
Skład litologiczny nadaw i produktów wstępnego rozdziału
Table 1.
Lithological composition of feed and products of preliminary segregation
Produkt
Wychód [%]
Nadawa
(urobek)
Udział frakcji litologicznej [%]
piaskowiec
łupek
węglany
100,00
62,11
17,35
20,53
Produkt górny
(I ciąg technologiczny)
51,50
44,80
25,50
29,70
Produkt dolny
(II ciąg technologiczny)
48,50
80,50
8,70
10,80
Kolejny rozdział materiału na frakcje piaskowcową i węglanową realizowany jest
w układach młyn prętowy – klasyfikator. Jest on wynikiem zarówno zróżnicowanej
podatności na mielenie poszczególnych frakcji jak i zastosowanych układów
klasyfikacji. Materiał z młynów prętowych poddawany jest rozdziałowi
w klasyfikatorach spiralnych. Większość drobnouziarnionej frakcji piaskowcowej
przechodzi do przelewu klasyfikatora, natomiast bardziej odporna na mielenie frakcja
węglanowa stanowi dużą część jego wylewu, który stanowi nadawę do młynów
drugiego mielenia.
98
R. Kukuć, B. Bazan
Mielenie w młynach kulowych wpływa na uwolnienie drobnych wpryśnięć
minerałów użytecznych ze skały płonnej, co decyduje o prawidłowym przebiegu
procesu wzbogacania, jednakże wpływa również na przemielenie dużych wolnych
ziaren siarczków i powstanie ziaren drobnych, trudno flotujących.
W celu ograniczenia tego zjawiska zastosowano flotację w obiegu mielenia, która
wpływa na wzrost efektywności procesu wzbogacania zubożając zawroty w układzie.
Odrębny układ wzbogacania rud piaskowcowych i węglanowych umożliwia
zastosowanie obiegów flotacyjnych dostosowanych do składu litologicznego nadaw.
Przygotowanie nadawy do flotacji ze względu na charakterystykę pracujących urządzeń
klasyfikujących powoduje występowanie – między innymi – trudno wzbogacanych
zrostów skały płonnej z minerałami użytecznymi. Wydzielane są one jako półprodukty
układów flotacyjnych, wymagające dodatkowego głębszego mielenia w celu uwolnienia
SCHEMAT TECHNOLOGICZNY I CIĄGU FLOTACJI ZWR LUBIN
minerałów siarczkowych.
3 stadia czyszczenia koncentratu
MP
-
+
MK
Flotacja wstępna
O
K
Flotacja łupk.- węgl.
Flotacja piaskowc.
KI
KII
KIII
KI
O
KII
O
Flotacja I czyszcz.
O
K
Flotacja IIczyszcz.
O
Flotacja ob.domiel.
O
MC
K
K
Flotacja III czyszcz.
O
K
MC
KK
Rysunek 1.
Schemat technologiczny I ciągu flotacji ZWR Lubin
Figure 1.
Flowsheet of Lubin Concentrators Plant (1st stage)
OK
99
Półprodukty obiegów piaskowcowych różnią się pod względem budowy od
półproduktów flotacji węglanów. Proces domielenia pełni dla każdego z nich
w pewnym stopniu odmienną funkcję. Półprodukty ze wzbogacania frakcji
piaskowcowej
wymagają
głównie
oczyszczenia
powierzchni
minerałów
miedzionośnych z pozostałości lepiszcza i form utlenionych. Półprodukty flotacji
węglanów wymagają w dużym stopniu rozbicia ziaren zawierających przerosty
siarczkowe. Charakterystyka wylewów młynów domielających wpływa na różnicę
w zachowaniu się obu frakcji w poszczególnych procesach flotacji. Układ wzbogacania
frakcji węglanowej wymaga dłuższego czasu flotacji i innego reżimu parametrów
technologicznych niż blok piasków (Tumidajski i in., 2010). Identyfikacja
wzbogacalności poszczególnych frakcji litologicznych wykazała także różnicę
w podatności na czyszczenie koncentratów.
Znacznie łatwiejszą wzbogacalnością charakteryzują się koncentraty pochodzące
z flotacji frakcji piaskowcowej niż węglanowej. W przypadku węglanów problem nasila
się wraz ze wzrostem udziału łupków w nadawie. Do roku 2011 stanowiło to podstawę
do prowadzenia odrębnych układów czyszczeń dla frakcji piaskowcowej jako układu
dwustadialnego oraz dla frakcji węglanowej trójstadialnego. Rysunki 1 i 2 obrazują
obecne schematy technologiczne.
SCHEMAT TECHNOLOGICZNY II CIĄGU FLOTACJI ZWR LUBIN
MP
+ Klasyfikator zwojowy -
MK
Flotacja wstępna
O
K
Flotacja piaskow.
O
KIII
KI
KII
Flotacja szybka.
O
K
O
KII
KI
Flotacja I czyszcz.
K
O
MC
Flotacja IIczyszcz.
O
K
Flotacja IIIczyszcz.
O
MC
Flotacja ob. domiel.
O
K
OK
KK
Rysunek 2.
Schemat technologiczny II ciągu flotacji ZWR Lubin
Figure 2.
Flowsheet of Lubin Concentrators Plant (2nd stage)
100
R. Kukuć, B. Bazan
CHARAKTERYSTYKA UROBKU I PARAMETRÓW TECHNOLOGICZNYCH
REJONU ZWR LUBIN
Od momentu uruchomienia Zakładu Wzbogacania Rud przy ZG „Lubin” w roku 1968
obserwuje się sukcesywny spadek zawartości miedzi w wydobywanym urobku – od
1,59% do 0,90% w maju 2013 r. (rys. 3). Wraz ze spadkiem zawartości miedzi
w nadawie spada również zawartość miedzi w koncentracie – ze średniej wartości
18,10% w latach 1979-1999 do 13,75% w 2012 r. (rys. 4) oraz uzysk koncentratu.
Rysunek 3.
Zmienność nadawy w latach 1968 – 2013
Figure 3.
Variability of feed quality in 1968 – 2013
Rysunek 4.
Zmienność koncentratu w latach 1968 – 2013
Figure 4.
Variability of concentrate quality in 1968 – 2013
101
Rysunek 5.
Zmienność uzysku w latach 1968 – 2013
Figure 5.
Variability of copper recovery in 1968 – 2013
Aktualnie Rejon ZWR Lubin wzbogaca urobek o średniej zawartość miedzi
w nadawie wynoszącej 0,90%, produkując koncentrat o zawartości ok. 14,00% Cu
z uzyskiem 86,67%. Ważnym pierwiastkiem występującym w wydobywanym w ZG
Lubin urobku jest srebro. Zawartość srebra w wydobywanym urobku obniżyła się z ok.
70 g/Mg wg danych od roku 1989 do 46 g/Mg w roku 2013 (rys. 6). W konsekwencji
spada również zawartość srebra w koncentracie ze średniej wartości 950 g/Mg
w latach 1990-2003 do 670 g/Mg w roku 2013 (Rys. 7).
Ze względu na niską zawartość miedzi, koncentrat pochodzący z Rejonu ZWR
Lubin nie nadaje się na samodzielny przetop w piecach zawiesinowych i szybowych
w sposób uzasadniony ekonomicznie. Stanowi on jeden ze składników mieszanek
koncentratów bogatych pochodzących z pozostałych Zakładów Wzbogacania KGHM
Polska Miedź S.A.
Rysunek 6.
Zawartość Ag i Cu w urobku w latach 1968 – 2013
Figure 6.
Ag and Cu content in ore in 1968 – 2013
102
R. Kukuć, B. Bazan
Rysunek 7.
Zawartość Ag i Cu w koncentracie w latach 1968 – 2013
Figure 7.
Ag and Cu content in concentrate in 1968 – 2013
PODJĘTE DZIAŁANIA I PLANY
W związku z obniżającą się zawartością miedzi w nadawie oraz potrzebą utrzymywania
podstawowych parametrów technologicznych na wysokim poziomie, niezbędne jest
podejmowanie wielu działań natury techniczno-technologicznych, co stanowi wielkie
wyzwanie dla Działu Technologicznego i kadry Rejonu ZWR Lubin.
Od roku 2010 w Rejonie ZWR Lubin prowadzone są prace inwestycyjne związane
z wymianą starych maszyn flotacyjnych typu IZ-5 i IZ-12 na maszyny nowego typu IF20R oraz MFK-30. W wyniku tych prac w roku 2010 stworzono w układzie II ciągu
technologicznego dodatkową flotację III czyszczenia koncentratu (rys. 2). Dodatkowo
zastosowano kaskadowy układ komór w maszynach w celu precyzyjniejszego oraz
łatwiejszego sterowania jakością koncentratu. Praktyka przemysłowa wykazała
zasadność wprowadzenia analogicznego rozwiązania w układzie I ciągu
technologicznego (rys. 8 i 9).
Zmiana wychodów poszczególnych produktów procesu wzbogacania wpłynęła także
na potrzebę doboru odczynników zbierających charakteryzujących się wyższą
selektywnością w wyniku czego, do standardowej mieszanki ksantogenianów
i tiofosforanów rozpoczęto dodawane nieznacznych ilości tiokarbaminianów, co
wpłynęło na wzrost jakości koncentratu o 0,19 pkt procentowego przy jednoczesnym
wzroście uzysku.
Nie bez znaczenia dla poprawy jakości koncentratu było wprowadzenie systemu
wizyjnego FloVis jako narzędzia wspomagającego proces flotacji. Do tej pory
sterowanie parametrami pracy maszyny flotacyjnej odbywało się poprzez
utrzymywanie zadanych wartości (poziom w maszynie, przepływ powietrza i ilość
odczynnika) przez sterownik, wprowadzanych przez operatora maszyny. Zatem
dostosowywanie parametrów pracy maszyn i parametrów flotacji do aktualnych
własności flotacyjnych było uzależnione od doświadczenia operatora w tym zakresie.
W przypadku systemu wizyjnego pozyskuje się informację pozbawioną subiektywnych
odczuć o charakterze piany. Ponadto przewaga systemu polega na tym, że kontroluje
wszystkie sekcje maszyn jednocześnie, dostosowując ustawienia do wypracowanego
przez operatorów optimum (Raport końcowy, 2010).
103
Działanie systemu pozwoliło na ustabilizowanie pracy maszyn flotacyjnych i tym
samym wzrost jakości koncentratu o ok. 0,5 pkt procentowego czyli do poziomu 14,00
– 14,5% w II ciągu technologicznym przy uzysku o ok. 0,7 pkt. procentowego.
Analizy granulometryczne i jakościowe koncentratu ostatecznego wskazują na
możliwość podwyższenia jego jakości poprzez obniżenie ilości zrostów minerałów
TECHNOLOGICZNY I CIĄGU FLOTACJI ZWR LUBIN
użytecznychSCHEMAT
ze skałą płonną.
MP
-
+
MK
Flotacja wstępna
O
K
Flotacja piask.
KI
KII
KIII
KI
O
KII
O
Flotacja I czyszcz.
O
K
Flotacja IIczyszcz.
O
Flotacja ob.domiel.
O
MC
K
K
O
MC
K
Flotacja IV czyszcz. .
O
KK
Rysunek 8.
Schemat I ciągu z 4 stadiami flotacji czyszczącej
Figure 8.
Flowsheet of 1st stage with four stages of cleaning flotation
OK
104
R. Kukuć, B. Bazan
SCHEMAT TECHNOLOGICZNY II CIĄGU FLOTACJI ZWR LUBIN
MP
MK
Flotacja wstępna
K
O
Flotacja piask.
O
KIII
KI
KII
Flotacja szybka.
O
K
O
KII
KI
Flotacja I czyszcz.
K
O
MC
Flotacja IIczyszcz.
O
K
O
MC
K
Flotacja IV czyszcz.
O
O
K
OK
KK
Rysunek 9.
Schemat II ciągu z 4 stadiami flotacji czyszczącej
Figure 9.
Flowsheet of 2nd stage with four stages of cleaning flotation
Przeprowadzono serie badań nad możliwością i zasadnością domielenia
koncentratu we wcześniejszych etapach flotacji. Otrzymane wyniki jednoznacznie
wskazują, że po domieleniu próbki następuje znaczny przyrost ziaren w klasie poniżej
20 µm w nadawie (o ok. 20%), jednak uzysk tej frakcji w koncentracie jest nieznaczny.
Schematy technologiczne z koncepcją domielania nadawy kierowanej do flotacji I
czyszczenia w obu ciągach technologicznych pokazano na rys. 10-11.
105
Według danych literaturowych wzrost zawartości klas najdrobniejszych
w koncentracie możliwy jest po zmianie prędkości obrotowej wirników poszczególnych
cel flotacyjnych. Dobór optymalnych wartości będzie stanowił zatem kolejny krok
w kierunku poprawy jakości koncentratu.
Próby domielania półproduktów procesu flotacji są możliwe do przeprowadzenia
w przemysłowych
warunkach
Rejonu IZWR
wykorzystując
SCHEMAT
TECHNOLOGICZNY
CIĄGU Lubin,
FLOTACJI
ZWR LUBIN lub adaptując
istniejącą infrastrukturę zakładu.
4 stadia czyszczenia koncentratu z klasyfikacją i domielaniem nadawy I czyszczenia
MP
-
+
MK
Flotacja wstępna
O
K
Flotacja piaskowc.
KI
KII
KIII
KI
O
KII
O
Flotacja I czyszcz.
O
K
Flotacja IIczyszcz.
O
Flotacja ob.domiel.
O
MC
MC
K
K
O
MC
K
O
KK
Rysunek 10.
Schemat I ciągu technologicznego z opcją domielania nadawy do flotacji I czyszczenia
Figure 10.
Flowsheet of 1st stage with option of regrinding 1st cleaning feed
OK
106
R. Kukuć, B. Bazan
MP
MK
Flotacja wstępna
K
O
Flotacja piaskowc.
O
KIII
KI
KII
Flotacja szybka.
O
K
KII
O
KI
Flotacja I czyszcz.
K
O
MC
Flotacja IIczyszcz.
O
K
O
K
MC
O
MC
O
K
OK
Rysunek 11.
Schemat II ciągu technologicznego z opcją domielania nadawy do flotacji I czyszczenia
Figure 11.
Flowsheet of 2nd stage with option of regrinding 1st cleaning feed
KK
107
Tabela 2.
Średni skład mineralogiczny koncentratu ostatecznego Rejon ZWR Lubin
Table 2.
Average mineralogical composition of final concentrate of Lubin Plant
Frakcja
[mm]
0,075
0,045
-0,045
SUMA
Wychód
frakcji
[%]
Formy
występowania
siarczków Cu
15,4
Udział siarczków Cu w % wzgl. wagowy
chalkozyn
bornit
chalkopiryt
kowelin
suma
wolne
26,9
24,5
19,6
0,6
71,6
zrosty
23,4
3,5
1,4
0
28,3
impregnacje
0,1
0
0
0
0,1
Suma
50,4
28
21
0,6
100
wolne
30,1
31,7
23,3
1,1
86,2
zrosty
7,4
4,7
1,6
0
13,7
26,2
impregnacje
0,1
0
0
0
0,1
Suma
37,6
36,4
24,9
1,1
100
wolne
41,4
38,3
19,2
0,4
99,3
58,4
zrosty
0,4
0,2
0,1
0
0,7
impregnacje
0
0
0
0
0
Suma
41,8
38,5
19,3
0,4
100
wolne
36,21
34,45
20,34
0,61
91,60
100,0
zrosty
5,78
1,89
0,69
0,00
8,36
impregnacje
0,04
0,00
0,00
0,00
0,04
Suma
42,02
36,33
21,03
0,61
100,00
PODSUMOWANIE
Wszelkie przedsięwzięcia podjęte w celu poprawy jakości koncentratu muszą
uwzględniać konieczność utrzymania pozostałych wskaźników technologicznych
i kosztowych na zadanym poziomie. Przedstawione kierunki planowanych działań
wynikają z możliwości techniczno-technologicznych, doświadczeń własnych oraz
innych zakładów o analogicznym profilu. Planowane rozwiązania są możliwe
w realiach Rejonu ZWR Lubin z wykorzystaniem lub adaptacją istniejącego parku
maszynowego. Nie bez znaczenia byłoby wykorzystanie także teoretycznej wiedzy
w warunkach przemysłowych, do czego zapraszamy przedstawicieli świata nauki.
LITERATURA
TUMIDAJSKI T., KASIŃSKA-PILUT E, GAWENDA T., NAZIEMIEC Z., PILUT R., 2010, Badania
energochłonności procesu mielenia oraz podatności na rozdrabnia-nie składników
litologicznych polskich rud miedzi. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, 26(1), 61–72.
Raport końcowy z wdrożenia wyników pracy badawczo-rozwojowej pt: „Sterowanie procesem flotacji
poprzez analizę obrazu jakości piany flotacyjnej FloVis”, 2010 (opracowanie własne O/ZWR).
108
R. Kukuć, B. Bazan
Improvement of technology indices of DoC Lubin Plant within the
context of decreasing copper content in ore
Due to decreasing ore grade in run-of-mine ore delivered to Lubin Concentrator Plant
it is necessary to undertake series activities in order to meet technological parameters
on demand level. In this paper some projects dedicated increasing concentrate grade
with simultaneous keeping copper recovery have been described. Moreover the
considered plans focused on improvement of technological results of Lubin Plant have
been drafted.
Keywords: concentrate grade, recoveries, modification of technological flowsheets
SIERRA GORDA – THE MOST MODERN Cu-Mo
MINE IN CHILE
Thomas COMI *, Claudio GARCIA*, Rafał KALETA**, Paweł KURZYDŁO**
* Sierra Gorda SCM, General Borgoño 934 Piso 10, Antofagasta, Chile
** KGHM Polska Miedź S.A. Oddział Zakłady Wzbogacania Rud, Kopalniana 1, 59-101
Polkowice, Polska, [email protected] (R.Kaleta)
ABSTRACT
KGHM International was born from the acquisition by KGHM SA of Quadra FNX
which includes Sierra Gorda SCM, a joint venture partnership with Sumitomo Metal
Mining being developed in Northern Chile. The Sierra Gorda open pit mine and
copper-molybdenum processing plant will become one of the largest mines in the
world. Contemporary demands for the highest production efficiency and sustainability
are the motivation for great efforts to create the most modern mine in Chile. This
paper contains a general review of most important issues of the project including
geology and mining conditions as well as mineral processing design scheme. In spite of
having well-experienced and highly motivated engineers and technical staff, there are
many significant challenges to be solved in the near future, especially as a result of
desire for a very short ramp-up period for production capacity and an expansion in
production rate from 110 kt/d to 190kt/d in the third year of operation. This article
focuses on some of these challenges including a broad range of laboratory testing and
pilot plant runs. Some data assumed during the process design stage and confirmed in
laboratory test work are presented and discussed.
Keywords: Sierra-Gorda, mine, flotation, flowchart
INTRODUCTION
The Sierra Gorda property is located in the Atacama Desert of Northern Chile, in the
District of Sierra Gorda, Region II of Antofagasta, Chile (Fig. 1). There is the minimal
precipitation in this area. The terrain of project is generally flat with some rolling hills.
The project is located about 5 km by gravel road from the village of Sierra Gorda at an
elevation of approximately 1,700 m above sea level. The village is near a paved
highway and a railway line. The city of Calama is located about 60 km Northeast of
Sierra Gorda.
The primary value of Sierra Gorda (and KGHM International) is Zero Harm. This
includes employees, contractors, environment, community, plant facilities, and mine
equipment. A cornerstone of this program is called 5 X 5S (five by five S) which
combines the lean principles of 5S with the safety model of taking 5 steps back and
thinking about the task at hand for 5 seconds, 5 minutes. It takes to assess and manage
110
T. Comi , C. Garcia , R. Kaleta, P. Kurzydło
the risk. “People caring about people” promotes proactive engagement in the safety of
co-workers and others at work and home.
Measures to prevent dust emissions are taken in the design and operation of all
processes. The mine monitors climatic conditions prior to all blasting activities. Water
trucks patrol the haul roads continuously. The ultimate use of seawater will help form
a crust both on roads and on the surface of tailing facility. This, combined with the
extreme lack of rainfall, will ensure windblown dust emissions from the tailing facility
are minimal, most likely less than from native soil. The mill is designed with covered
stockpiles and conveyors and state-of-the-art dust collection systems and reagents.
Figure 1.
Sierra Gorda location map
The mine is a conventional open pit, using drilling, blasting, loading primarily with
electric rope shovels, and truck haulage. The plant has an initial planned processing
rate of 110 kt/d of ore utilizing: primary gyratory and secondary cone crushing, tertiary
high pressure grinding rolls (HPGRs); single-stage ball milling and conventional
flotation to produce a bulk copper-molybdenum concentrate. This is followed by
copper/molybdenum separation, which includes conventional and column flotation
molybdenum cleaning. The copper concentrate is dewatered by thickening, filtering
and loaded into trains with offloading and ship loading facilities in Antofagasta. The
molybdenum concentrate is thickened, filtered, dried and bagged prior to loading into
road trucks. Tailings are dewatered and disposed in a tailings management facility.
Power supply is purchased off the grid until a dedicated, coal-fired plant is constructed
by mid-2016. Process water is supplied from Mejillones in the form of seawater
discharged from a power plant cooling system. A vast majority of water used in the
process is seawater. A small amount of purchased fresh water and a larger proportion
Sierra Gorda – the most modern Cu-Mo mine in Chile
111
of reverse osmosis water are used for various purposes, primarily in washing final bulk
concentrate prior to the copper/molybdenum separation process. Components in
seawater, most probably magnesium, proved detrimental to molybdenite flotation. In
the bulk circuit, pH is maintained below 8.5 to prevent magnesium hydroxide
precipitation and pyrite rejection is accomplished using selective reagents
The facilities are designed to allow for expansion to approximately 190 kt/d. The
Sierra Gorda project includes the following major components:
− mining,
− mine support and maintenance facilities,
− infrastructure for mine facilities,
− primary crushing and covered coarse ore stockpile,
− secondary and tertiary screening and crushing facilities,
− grinding circuits,
− flotation and regrind circuits,
− concentrate thickening,
− concentrate filter plant and concentrate storage,
− lime and reagent storage, handling and distribution,
− tailings thickening, deposition and water reclaim,
− seawater supply system,
− seawater storage pond,
− freshwater supply system (both purchased and Reverse Osmosis),
− rail transport of copper concentrate transported to the port of Antofagasta and
bagged molybdenum road hauled to facilities within Chile,
− sewage water treatment facility,
− industrial park (containing a unified control room (Mine dispatch and Mill DCS),
administration offices, service buildings, and laboratory),
− port facilities, infrastructure, concentrate conveying and ship loading,
− plant site access roads,
− high voltage power supply and medium voltage power distribution,
− camp.
GEOLOGY AND MINERALIZATION
The Sierra Gorda Project lies on the Intermediate Valley consisting of an extensive
plain located between Cordillera de la Costa to the west and Cordillera de los Andes to
the east. Three distinct belts of porphyry copper deposits have been identified directed
North-South between the latitudes 20o and 27o south. These are from West to East:
Early Cretaceous (about 130 Ma), Paleocene (about 66 to 55 Ma) and Early Oligocene
(42 to 31 Ma). Sierra Gorda is located in Paleocene porphyry belt and lies in the centre
of cluster of deposit measuring 13 km long and up to 3 km wide. The area surface
elevation is about 1,700 m above sea level.
Two principal lithologic units occur in the Sierra Gorda mining district:
− Early Cretaceous volcanic sequence composed of andesites, rhyolites and some
associated sedimentary rocks such as tuffs and volcanically derived sandstones and
siltstones, and
− Tertiary Batholith occurring as intrusives of variable composition, texture and
morphology, including equigranular and porphyritic rocks.
112
At Sierra Gorda, sequences of Early Cretaceous volcanic rocks are intruded by
complex Paleocene granitic batholiths and series of related smaller pluton and breccia
bodies. A strong hydrothermal alteration and copper, molybdenum and gold
mineralization is associated with these plutons, hence mineralization at Sierra Gorda
is related to porphyry copper hydrothermal systems.
Figure 2.
Anatomy of porphyry Cu system
The deposit contains three types of mineralization.
1. Hypogene sulfide mineralization consists mainly of chalcopyrite.
Chalcopyrite-mineralized rock exists from the leached zone, more than 1,000 m
below the surface. Hypogene molybdenite occurs in distinct bodies at Catalina and
Salvadora. Elsewhere it is weak to absent. Gold typically accompanies the copper
sulfides. The main hypogene component sulfide minerals are:
− Chalcopyrite, CuFeS2
− Pyrite, FeS2
− Molybdenite, MoS2, and
− Bornite, Cu5FeS4 in minor occurrences observed in deep drilling.
Gold mineralization appears to be associated with copper sulfides.
2. Leached/oxide zone as a product of in situ oxidation of hypogene sulfides
This zone extends from the surface to depths up to 200 m and is divided into
copper-rich, copper-leached or barren zones. Over large areas the leached oxide zone
still contains a significant amount of its original copper content. The most important
copper and molybdenum minerals are:
− Atacamite, Cu2Cl(OH)3, about 70% of the copper in the leached zones
− Brochantite Cu4(SO4)(OH)6
−
−
−
−
−
113
Chrysocolla, (Cu,Al)2H2Si2O5(OH)4 · n(H2O)
Vermicullite, (Mg,Fe,Al)3((Al,Si)4O10)(OH)2 · 4(H2O)
Lindgrenite, Cu3(MoO4)2(OH)2
Powellite, Ca(MoO4)
Ferrimolybdenite, Fe2(MoO4)3 · n(H2O)
3. Supergene copper sulfide zone
It is an irregular zone of secondary copper enrichment dominated by the chalcocite,
occurs at the boundary between the oxidized and hypogene zones. The supergene zone
results of concentration by migration of leached copper minerals. The main minerals
that comprise this zone are:
− Chalcocite, Cu2S is the main mineral containing copper in this zone,
− Covelite, CuS
− Digenite, Cu9S5
− Bornite, Cu5FeS4
− Chalcopyrite, CuFeS2.
RESOURCES AND EXPLORATION
Measured and indicated resources estimate total 2 billion tons in sulfides
mineralization and 237 million tons in oxides mineralization. These mineral resources
are inclusive of the Sierra Gorda Project. Estimated proven and probable reserves is
1.275 billion tons of sulfide ores. Additionally, the resource estimates include 682
million tons of inferred sulfide plus oxide mineralization. The grade of total ore
included in reserves is 0.393% Cu, 0.024% Mo and 0.065 g/t Au. These data result in
mine life assumption of 20 years, plus 22 months of pre-production stripping. The
mine life could be extended if economic conditions remain favourable.
Figure 3.
Shovel and haulage trucks during pre-stripping operation (April 2013)
114
The depth of deposit requires 202 Mt of pre-stripping to expose enough ore to feed
the mill. According to report issued on 1st August 2013 accumulated pre-stripping
tonnage was 102.7 Mt and representing a 50.8% completion.
The mine is designed as an open pit shovel operation with truck haulage and will be
one of the largest open-pit mines in the world. Eight electric 55 m3 cable shovels are
utilized to achieve the production schedule. During pre-stripping, the first two shovels
begin working in March 2012 and are joined by two more shovels in early 2013. The
rest of shovels will be joining the fleet gradually untill 2018. The haul truck fleet (300
tonne capacity trucks) increases progressively from seven trucks in March 2012 to a
maximum of 105 trucks in 2024. A cost comparison was carried out between the use of
360 and 300 ton haul trucks. The results of which indicated the 300 ton trucks
provided the best risk adjusted economics. Because of the rock hardness, a mixture of
30% emulsion and 70% ANFO is used as the primary explosives agent, with ANFO
alone used in pre-shear holes. The volcanic rocks have different characteristics than
the intrusive rocks, so blasting parameters are varied between them to maintain
consistent results.
MILL AND PROCESS PLANT
The process plant will be constructed for 110 kt/d crude ore throughput with
provisions for the expansion to 190 kt/d. A fundamental consideration of the overall
design approach was to minimize the initial capital cost investment, while providing
planning, space and operational integration of the future 190 kt/d capacity expansion.
The design basis for the concentrator was:
− 110 kt/d ore throughput capacity expandable to 190 kt/d established by
Nexus/Aminpro/Quadra FNX (QUX)
− concentrator operating time of 93.5% established by Nexus/Aminpro
− ore reserves and ore head grades established by QUX and MDA
− flotation circuit configuration initially established by Aminpro with significant
adjustment by Sierra Gorda Project Engineering with Hatch Engineering
contributing to the Moly Plant design.
The original flotation circuit product recoveries and grades were provided by
Aminpro based on their proprietary simulation computer model. The final flotation
circuit design criteria used in detailed engineering by Fluor included modifications
based on benchmarking and additional ore kinetic and variability data.
Process facilities were designed to treat the sulphide ore to produce separate
copper and molybdenum concentrates by differential flotation. The major operations
in this conventional concentrator are as follows:
− primary crushing
− coarse ore stockpile
− coarse ore screening
− secondary cone crushing
− tertiary HPGR crushing
− ball mills grinding
− rougher-scavenger flotation
− concentrate regrind
− cleaner flotation
− bulk concentrate thickening
− reverse osmosis water treatment
−
−
−
−
−
−
molybdenum recovery by multi-stage differential flotation
molybdenum concentrate thickening
molybdenum concentrate pressure filtration and drying
copper concentrate thickening
copper concentrate pressure filtration
tailing thickening.
The process plant layout and flowsheet are shown in Figure 4.
Figure 4.
Sierra Gorda flowsheet
115
116
The processing plant design is similar to the Cerro Verde operation in Peru owned
by Freeport. The original Peruvian plant was designed for 108 kt/d and subsequently
debottlenecked to 120 kt/d. Since then, two feasibility studies were conducted, one to
increase throughput to 240 kt/d, and another to increase throughput to 360 kt/d.
Fluor was intimately involved throughout this project, which included numerous
trade-off and optimization studies. The experience and knowledge of this project and
its proven technology has been brought to the Sierra Gorda Project
FUTURE EXPANSION
The major additional facilities required for the 190 kt/d expansion are as follows:
− second primary crushing plant
− additional mechanical drives for conveyors
− additional conveyors
− complete secondary and tertiary crushing plants
− complete secondary and tertiary screening plants
− three complete ball mill circuits (with potential to reduce to two)
− three rows of bulk rougher cells (with potential to reduce to two)
− additional bulk cleaner and coarse-cleaner cells
− additional regrinding mills
− replacing pumps and pipes as required to accommodate the increased flows
− second lime system and second flocculent distribution tank
− additional copper concentrate filter
− expansion of concentrate storage building
− additional electrical substations.
While the initial provisions for expansion have been designed to minimize the
initial capital cost investment, the initial civil works will generally be drilled and
blasted for the 190 kt/d facilities in order to safeguard the original equipment
installation during expansion. The two exceptions to this are the second primary
crusher and possible third thickener. Some re-excavation will be required to
accommodate the additions to the plant. All structural work associated with the
expansion will be deferred to the second phase of project except for the relatively
minor concrete foundations for the regrind area and the second silo at the lime plant.
The overhead power line will have the capacity to accommodate the electrical
substation for the second primary crusher. The electrical switchgear and electrical
rooms will accommodate the future switchgear and equipment. Some other electrical
substations will have to be constructed for the 190 kt/d throughput.
ORE PROCESSING PROPERTIES
Scope of work on testing ore processing properties includes determination of the
following parameters:
− Crusher Work Index Testwork performed by Phillips Enterprises, LLC (Phillips) on
five sets of composite samples. The test methodology is designed to determine the
low-energy work index (WI) for crushing power. The procedure used a twinpendulum impact testing machine using 75x50 mm drill core pieces,
− Bond Abrasion Test which was performed also by Phillips on the same five sets of
composite samples crushed to fraction range: ½-¾ inch,
117
− Bond Ball Mill Work Index – test methodology is designed to determine the ball
mill grindability and Bond work index. The procedure and equipment used in the
testing duplicated the Bond method. The product top size used for the tests was 212
µm.
All test results obtained in Philips laboratories are given Table 1. Aminpro
laboratories also completed series of tests to determine the Bond mill work index.
Samples from a range of ore types were selected and 397 tests were completed.
A summary of results is given in Table 2. For the purpose of the process design
criteria, it was agreed to use 17.5 kWh/t as the design Ball Mill Work Index.
Table 1.
Results of ore processing processing tests performed by Philips
Test
No.
Sample
Ore Density
(g/cm3)
Crusher
Work Index
(kWh/t)
Bond
Abrasion
Index
Bond Ball
Mill Work
Index
(kWh/t)
1
Granite-QS Composite
2.56
10.20
0.212
15.42
2
Porphyry QS- Composite
2.60
8.66
0.144
15.45
3
Breccia-QS Composite
2.57
10.93
0.213
15.29
4
Volcanics Bio Composite
2.76
8.55
0.160
20.00
5
Volcanics-QS Composite
2.69
7.68
0.153
19.27
Table 2.
Ball mill work index results obtained in Aminpro
Samples number
Bond Ball Mill Work Index, kWh/t
Average
Min.
Max
16.3
9.4
24.0
397
FLOTATION TESTWORK
Pilot plant tests
In addition to 3 pilot plant tests prior to the feasibility study and 4 additional tests in
2012, as a part of work plan of Metallurgical Department, 3 types of ore were used in
pilot plant testing during February and March 2013. 0-2 YP Intrusive, 2-5 YP Andesite
and Andesite High MoS ores representative the mining plan of the Sierra Gorda
project in first 5 years of operation. These ores were tested under anticipated plant
operation conditions. Figure 5 presents simplified pilot plant flowsheet.
The Pilot plant was located at the Aminpro company facilities near Santiago. All
tests were done with cooperation of project and Aminpro personnel, which supported,
operated, and provided technical services and sample preparation for chemical assays.
During all tests, flotation control was adjusted and corrected by a portable x-ray
analyzer. Figure 6 shows the pilot plant in operation.
The standard chemical reagent compositions commonly used in processing Cu –
Mo ores in other mines were used. These included lime, diesel, frother and two
collectors. Flotation reagent dosages are given in Table 3.
118
Collectors were chosen form analyzing results from laboratory testing. The
selection was made based on the highest Cu and Mo recovery and the lowest iron
(pyrite) recovery as the three most important elements in processing this ore. TX
15216 is a collector from the mercaptan group and MX 7017 is from the
thionocarbamate group.
Figure 5.
Pilot plants flow sheet
Figure 6.
Flotation pilot plant located in Aminpro Facility near Santiago
119
Table 3.
Chemical reagent dosages
Chemicals reagent:
Collector
Amount [g/t]
TX 15216
15
MX 7017
10
Frother MIBC
15
Lime
200
Diesel
100
Recovery results for Cu and Mo are shown in Figs. 7 and 8. Since the pilot plant
generated two tailings (rougher and course cleaner) it was necessary to show the
curves separately.
A general observation is that the global and rougher recoveries are strongly
dependent on the ore type. A different mineralization and Cu/Mo grades affect various
recoveries in addition to bulk concentrate quality (Fig. 9).
Frequent changes in grades and recovery come from very small pilot plant streams
which are very sensitive to adjustments during operation. It means that determination
of average ore performance is very difficult, especially during time of high activity
requiring operators attention. The pilot plant tests confirm good metallurgical
performance with average Cu and Mo recoveries and bulk concentrate grades.
The final stage after pilot plant flotation trials was a laboratory selective flotation
process, to separate Cu and Mo. A bulk concentrate obtained during pilot plant testing,
was used in several selective flotation tests to improve kinetics using the designed CoMo separation plant. The principal reagent used in the testing was Sodium
hydrosulfide (NaHS) (the most popular copper depressor), diesel as a Mo collector,
MIBC frother and carbon dioxide to adjust pH and remove Mg and Ca ions from the
slurry, which can hinder flotation kinetics (Table 4.)
Figure 7.
Pilot plant Cu recovery
120
Figure 8.
Pilot plant Mo recovery
Figure 9.
Cu and Mo Concentrates quality during pilot plant testing
Table 4.
Reagents dosage. * means expected to be much lower in plant operation
Reagents
Diesel
NaHS
MIBC
dosages
100 g/t
18-20 kg/ton*
20g/ton
121
In all OCTs (Open-Cycle) and LCTs (Locked-Cycle) tests, the standard flotation
conditions were adjusted to pH – 8.6, solids content 35% and Eh in range of -470 mV
to -490 mV.
Figure 10 presents metallurgical results in each step of designed process. 27.6 % Cu
and 0.22% Mo in final copper concentrate and 49.7% Mo and 0.7% Cu in final
molybdenum concentrate are very good quality results with acceptance of customer
smelters and roasters.
It should be mentioned that KGHM International partner, Sumitomo Metal
Mining’s Niiyama Metallurgical Laboratory worked in tandem with the Sierra Gorda
Metallurgical team and consultants in performing parallel and exploratory flotation
tests, evaluating reagents, analysing results, and performing analytical and
mineralogical work throughout the life of this project, beginning with the scoping
study.
Figure 10.
Concentrate grade vs. process stages- standard conditions
SUMMARY
Sierra Gorda project is a large, greenfield copper-molybdenum mining project in Chile.
With continued project progress, the plant will be running in the second quarter of
2014. During last 3 years, the process team has focused mainly on upgrading bulk
concentrate grade and improving molybdenum recovery testing specifically-designed
reagents, optimal size distribution for mineral liberation and optimized process flow
sheet. The expected results improved business performance and launching of a new
plant early next year. At this time, recruitment and technical training of personnel are
underway to prepare for an aggressive ramp-up schedule expected to take less than 5
months.
122
Swieradow-Zdroj, Poland, 16-19 September 2013, pp. 123
DEVELOPMENT OF MLA MEASUREMENT FOR
MOLYBDENUM CONCENTRATE AND ITS
APPLICATION FOR IMPROVEMENT OF
METALLURGY OF MOLYBDENUM FLOTATION
Yuji AOKI
Niihama Research Laboratories, Sumitomo Metal Mining Co., Ltd., 17-5 Isoura-cho, Niihama
Ehime 792-0002, Japan, Japan, [email protected]
ABSTRACT
Mineral Liberation Analyzer (MLA) has been an effective technique for mineralogical
analysis, used at various metallurgical laboratories and plants over the world.
However, under particular condition, the analytical results become inaccurate for
molybdenite bearing ores. In this study, the causes of the low accuracy were identified
and its solution was presented. The solution is based on image processing with BSE
(back scattered electron) level of molybdenite.
The case study for copper-molybdenum products with the recommended method is
also discussed in this presentation. The results suggested a measurement to improve
metallurgical performance of copper-molybdenum separation flotation circuit.
Keywords: MLA, molybdenite
WETTABILITY OF POLISH SHALE ROCKS
Katarzyna KSIĘŻNIAK, Andrzej ROGALA, Katarzyna PISZCZ
Gdańsk, Poland, [email protected] (K. Księżniak)
ABSTRACT
The basic problem of extracting gas from Polish shale fracturing fluids is compatibility
with a reservoir. This applies both to stimulation of reservoir to obtain larger gas flow
and prevention of gas flow blocking by swelling clays. The present estimates of
available hydrocarbons by geological surveys are not accurate. The main aspect of
stimulation of shale is its wettability. The use of liquid with suitable physical and
chemical properties plays an important role during fracturing treatment. A fracturing
fluid must wet shale rock, as well as prevent shale swelling. Baltic Basin shale deposits
contain significant share of swelling clay minerals, including smectite, which has
special affinity for water fracturing, consequently causing its expansion. Shale swelling
on contact with water may block the perforation channels and close fractures. As a
result, a borehole becomes inactive, whereas the gas production is uneconomic or even
technically impossible. The literature discussion was conducted for compatibility of
deposits with fracturing fluids and its testing methods. Research of wettability of
selected shale samples by several liquids of different composition and properties was
carried out. Further tests include the compatibility of fracturing fluid with the respect
to oil.
Keywords: shale gas, wettability, fracturing fluid
MOBILITY OF SHALE DRILL CUTTINGS
CONSTITUENTS
Katarzyna PISZCZ, Justyna ŁUCZAK, Katarzyna KSIĘŻNIAK, Jan HUPKA
Gdańsk, Poland, [email protected] (K. Piszcz)
ABSTRACT
Hydrocarbons extraction technology by hydraulic fracturing generates various types of
wastes differing in composition and properties. Produced water is the largest waste
stream generated in oil and gas industries. Along with the chemicals introduced with
hydraulic fracturing and drilling fluids, return fluids may contain a wide variety of
dissolved constituents such as dissolved minerals, dissolved and dispersed oil
compounds, light and heavy metal salts and naturally occurring radioactive materials.
Metals naturally occurring in rocks have an ability to leach due to rock-fluid
interactions. Both chemical and mineralogical characterizations of rock and fluids are
essential for prediction of operating activities. It was previously shown that metals and
trace elements may be mobilized from shale into produced wastes by leaching
treatment. The composition of the leachate and its potential influence on water quality
is a key factor evaluating selection of the most suitable waste management method.
This study focuses on the abundance and mobility of metals and trace elements
from shale drill cuttings into water, being the main component of hydraulic fracturing
fluid. The relationship between composition of shale rock and potential element
release during standard water-based leaching tests was elemental characterized by
means of X-Ray Fluorescence spectroscopy. The total content of individual elements
are expressed as oxides.
Increased pH of leachates towards starting deionized water requested releasing of
alkaline origin components such as Ca, Rb, Mo, Sr. Measured TOC of leachates not
higher than 20 mg/dm3, indicated minor level of dissolved organic matter. Performed
XRF analysis confirmed the assumption of shales constituents mobility due to the
water-rocks interaction. Given results after water leaching indicate decreasing values
of Ca, Ti, Mg, P, Cl, V, Zn, Sr, Cu, Rb, Ni, Cr, Mo.
Keywords: cuttings, XRF, metal, leaching
EXPLOSIVE FRACTURING IN SHALE GAS
RECOVERY
Andrzej ROGALA, Katarzyna KSIĘŻNIAK
ABSTRACT
Development of modern methods for oil and gas recovery began in 1949, when the
method of hydraulic fracturing started to be used. The application of cumulative
explosives in shale gas recovery and shale’s reservoir fracturing using explosion gas
under high pressure has been known since 1960’s-1970’s. Perforation using rocket fuel
to stimulate shale exists for more than 30 years. Stimulation with high pressure gases
derived from multistage burning propellant has been also known for over ten years.
A few combined, perforating-fracturing systems based on low and high energy
explosive materials already exist on the market and are used in the pre-completion
stage of unconventional oil and gas recovery. Stimulation using explosives and high
pressure gases received from burning propellant together is known for couple of years.
Unfortunately perforations of these methods hardly exceed 0.3-0.7 m, reaching
sometimes 1.7 m. Because of such short range of perforation they cannot fully replace
hydraulic fracturing in shale gas recovery. Developments of these methods are
currently carried out. This work presents theoretical and practical aspects of shale gas
fracturing technologies using explosives.
Keywords: shale gas, hydraulic fracturing, explosives
CARBON DIOXIDE APPLICATION IN
UNCONVENTIONAL GAS RESERVOIRS
STIMULATION
Andrzej ROGALA, Katarzyna KSIĘŻNIAK, Jan HUPKA
ABSTRACT
Development of new fracturing technologies is focused on water reduction or
elimination in fracturing fluid. The application of shale inhibitors in water based
fracturing fluids is very expensive and due to shale anisotropy is not very well
predictable. The best known technologies are: liquid carbon dioxide fracturing,
nitrogen fracturing, carbon dioxide/nitrogen based foam fracturing, gelled methanol
fracturing and liquefied propane fracturing. This work presents review of theoretical
and practical aspects of gas production from shale using carbon dioxide fracturing.
Widespread interest in the use of carbon dioxide in shale gas recovery is associated
with low price, general accessibility and its specific properties. Moreover, United
Nation Policy of imposing money penalties for exceeding the limits of carbon dioxide
emission to the atmosphere, further stimulates use of this gas in the industry.
Development of technical and environmental aspects of carbon dioxide fracturing
technologies are also considered. Patents applicable to carbon dioxide fracturing are
reviewed.
Keywords: shale gas, hydraulic fracturing, unconventional gas resources, carbon
dioxide fracturing
NATURALLY OCCURRING RADIOACTIVE
MATERIALS (NORM) FROM THE GAS AND OIL
EXPLORATION
Anna MYKOWSKA
Department of Chemical Technology, Faculty of Chemistry, Gdansk University of Technology,
Gdańsk, Poland, [email protected] (A. Mykowska)
ABSTRACT
Production and transformation of energy is one of the most important subjects in the
world of science, economics as well as politics. Although the number of renewable
sources grows but fossil fuels are still an dominant part of energy development.
Natural resources of oil and gas contain NORM (Naturally Occurring Radioactive
Materials). Exploration of those deposits is connected with some level of ionizing
radiation because of radionuclides which are present in the Earth crust (Paschoa,
1997).
Fluctuation of the amount of radioactive isotopes is influenced by geographical and
geological factors and conditions under which the exploration takes place. In some oil
and gas fields natural radioactivity constitutes hazard for workers. Alpha, beta and
gamma radiation is emitted from three phases: liquid, gas and solid. Most of the time
the level of radiation is as low as background radioactivity but there are also oil and
gas fields where elevated doses of radiation are observed, mostly in production water,
sludge and scale in facilities and gas stream.
Geiger-Müller detector is one of the basic instruments for indicating the presence
of radiation. Liquid and solid samples from shale gas and oil exploration in Pomerania
were investigated in this paper. Radiation on those production sites is low and similar
to background’s number of ionizing events 20.01 ± 4.6 (min-1). According to this,
workers and other people in the vicinity of those sites are not exposed to external or
internal ionizing radiation. On the contrary to this, the review of literature suggests
that the problem exists and shows that the concentration of NORM cannot be
predicted, which leads to the conclusion that checking for natural radioactivity should
be practiced regularly in oil and gas fields. The range of results is very wide, for
example Ra-226 in gas samples is between 37-152400 (Bq/m3) and in liquid samples
0.4 to15 000 (Bq/g) (Hamlat, 2001).
Keywords: shale gas, hydraulic fracturing, unconventional gas resources, carbon
dioxide fracturing
Hamlat M.S., Assessment of radiation exposures from naturally occurring radioactive materials in the oil
and gas industry; Applied Radiation and Isotopes vol. 55, 2001, s.141–146
Paschoa A.S., Naturally Occurring Radioactive Materials (NORM) and Petroleum Origin, Applied
Radiation and Isotopes vol. 48, 1997, s. 1391-1396
Jednym z filarów Społecznej Odpowiedzialności Biznesu ( CSR) w KGHM Polska Miedź S.A. jest
działalność dobroczynna realizowana przez powołaną w 2003 roku Fundację Polska Miedź. Inicjatywa
powołania Fundacji wynikała z prospołecznej polityki KGHM. Jej utworzenie stanowiło kontynuację
działań dobroczynno-charytatywnych Spółki, która od początku istnienia przemysłu miedziowego na
Dolnym Śląsku z wypracowanych środków wspierała rozmaite projekty regionalne i krajowe.
Najważniejszym celem korporacyjnej fundacji KGHM jest ochrona zdrowia. Dzięki darowiznom
możliwy jest zakup nowoczesnego sprzętu i aparatury medycznej do szpitali czy ośrodków
rehabilitacyjnych. W zakresie ochrony zdrowia Fundacja wspiera również osoby indywidualne,
pomagając w leczeniu, rehabilitacji, likwidacji barier architektonicznych czy zakupie leków oraz
sprzętu ortopedyczno-rehabilitacyjnego.
Wśród statutowych zadań znajdują się zwłaszcza działania na rzecz dzieci i młodzieży, dlatego ze
środków Fundacji doposażane są pracownie edukacyjne, organizowane są konferencje naukowe czy
wyjazdy na kolonie i zielone szkoły. Fundacja przekazuje również środki na przedsięwzięcia
popularyzujące sport i kulturę fizyczną oraz rozbudowę bazy sportowo-rekreacyjnej.
Budowa pozytywnych relacji KGHM z pracownikami oraz lokalnym społeczeństwem możliwa jest
również dzięki Fundacji, która rokrocznie wspiera projekty związane z tradycją górniczo-hutniczą.
W ciągu 10-letniej działalności, środki trafiały do instytucji propagujących regionalizm Dolnego
Śląska, organizujących konferencje i kongresy naukowe- również te realizowane przez mniejszości
narodowe.
Fundacyjne darowizny wspierają imprezy kulturalno-artystyczne, realizację spektakli teatralnych,
wystaw oraz pomagają w zakupie niezbędnego wyposażenia do placówek kulturalnych. Wydatkowane
środki przyczyniają się do poprawy stanu wielu obiektów zabytkowych, niejednokrotnie ratując je
przed katastrofą budowlaną.
Wsparcie finansowe umożliwia również zakup nowoczesnego sprzętu ratowniczego i wyposażenia
dla lokalnych ochotniczych straży pożarnych, wodnego pogotowia ratunkowego czy policji. Fundacja
reaguje także na potrzeby społeczeństwa wynikające z klęsk żywiołowych.
Fundacja Polska Miedź, jako organizacja pożytku publicznego, od 2006 roku pozyskuje środki
z tytułu 1 % podatku- numer KRS: 0000154740.

Proceedings of the Mineral Engineering Conference MEC2013

Transcription

Similar documents