PL233032B1 - Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku o obniżonej zawartości ołowiu z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-Pb - Google Patents
Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku o obniżonej zawartości ołowiu z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-PbInfo
- Publication number
- PL233032B1 PL233032B1 PL409205A PL40920514A PL233032B1 PL 233032 B1 PL233032 B1 PL 233032B1 PL 409205 A PL409205 A PL 409205A PL 40920514 A PL40920514 A PL 40920514A PL 233032 B1 PL233032 B1 PL 233032B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- flotation
- blend
- product
- waste
- directed
- Prior art date
Links
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims abstract description 60
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 41
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 35
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 35
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 33
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 27
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 11
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 148
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 78
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 claims abstract description 29
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 claims abstract description 25
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 23
- 229910052960 marcasite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 19
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 15
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 13
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 10
- 230000000994 depressogenic effect Effects 0.000 claims abstract description 10
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 239000012190 activator Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000002734 clay mineral Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 238000005187 foaming Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 6
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 claims abstract description 5
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 5
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- CONMNFZLRNYHIQ-UHFFFAOYSA-N 3-methylbutoxymethanedithioic acid Chemical compound CC(C)CCOC(S)=S CONMNFZLRNYHIQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 239000007900 aqueous suspension Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 4
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 4
- 230000008719 thickening Effects 0.000 claims abstract description 3
- 238000010790 dilution Methods 0.000 claims abstract 2
- 239000012895 dilution Substances 0.000 claims abstract 2
- KXDHJXZQYSOELW-UHFFFAOYSA-M Carbamate Chemical compound NC([O-])=O KXDHJXZQYSOELW-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 6
- 239000005977 Ethylene Substances 0.000 claims description 6
- 238000003860 storage Methods 0.000 claims description 4
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 claims description 3
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 claims description 3
- MXRLZCWBOJMFJG-UHFFFAOYSA-N tris(2-methylpropyl)-sulfanylidene-$l^{5}-phosphane Chemical compound CC(C)CP(=S)(CC(C)C)CC(C)C MXRLZCWBOJMFJG-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 abstract 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 abstract 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 46
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 25
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 14
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 14
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 14
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 8
- -1 cyclohexyl xanthate Chemical compound 0.000 description 7
- 235000019441 ethanol Nutrition 0.000 description 6
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 150000001298 alcohols Chemical class 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 238000005470 impregnation Methods 0.000 description 3
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 3
- OAYXUHPQHDHDDZ-UHFFFAOYSA-N 2-(2-butoxyethoxy)ethanol Chemical compound CCCCOCCOCCO OAYXUHPQHDHDDZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- WFSMVVDJSNMRAR-UHFFFAOYSA-N 2-[2-(2-ethoxyethoxy)ethoxy]ethanol Chemical compound CCOCCOCCOCCO WFSMVVDJSNMRAR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 2
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 2
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 2
- 125000001183 hydrocarbyl group Chemical group 0.000 description 2
- 239000011265 semifinished product Substances 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 235000007586 terpenes Nutrition 0.000 description 2
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 2
- 229910001656 zinc mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005995 Aluminium silicate Substances 0.000 description 1
- 125000001931 aliphatic group Chemical group 0.000 description 1
- 235000012211 aluminium silicate Nutrition 0.000 description 1
- 230000005540 biological transmission Effects 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 125000001301 ethoxy group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])([H])O* 0.000 description 1
- 238000013467 fragmentation Methods 0.000 description 1
- 238000006062 fragmentation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000001972 isopentyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])(C([H])([H])[H])C([H])([H])C([H])([H])* 0.000 description 1
- NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N kaolin Chemical compound O.O.O=[Al]O[Si](=O)O[Si](=O)O[Al]=O NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052981 lead sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940056932 lead sulfide Drugs 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 125000000740 n-pentyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])* 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- RZFBEFUNINJXRQ-UHFFFAOYSA-M sodium ethyl xanthate Chemical compound [Na+].CCOC([S-])=S RZFBEFUNINJXRQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Ujawniono sposób otrzymywania selektywnego koncentratu cynku z odpadów flotacyjnych powstałych po procesie wzbogacania rud Zn-Pb. Sposób polega na tym, że wodną zawiesinę odpadów flotacyjnych o gęstości 1550 +/- 50 g/dm3 poddaje się przez czas 15 minut flotacji kolektywnej galeny i markazytu z dodatkiem 300 g/Mg siarczanu cynku, 10 g/Mg, siarczku trójizobutylofosfiny, 15 g/Mg ksantogenianu izoamylowego i 35 g/Mg ksantogenianu etylowego oraz odczynnika spieniającego w ilości 10 g/Mg. Produkt pianowy flotacji kolektywnej galeny i markazytu (2) będący odpadem końcowym kieruje się do stawu osadowego (13), a produkt komorowy podlega klasyfikacji w hydrocyklonie (3), w którego produkcie przelewowym wydziela się ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm. Ziarna większe z produktu wylewowego o gęstości ok. 2100 +/- 100 g/dm3 kieruje się do domielenia w młynie kulowym (4) skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego (1) dla ponownej kontrolnej flotacji kolektywnej galeny i markazytu (2). Produkt komorowy tej fazy kieruje się do hydrocyklonu klasyfikującego (3), z którego wydzielony produkt przelewowy kieruje się do odmulania w hydrocyklonie odmulającym (5) otrzymując jako frakcję mułową najdrobniejsze ziarna o wielkości ziarna < 0,02 mm, co stanowi ok. 15 - 20% masy przerabianych odpadów. Tak otrzymany produkt o gęstości ok. 1160 +/- 20 g/dm3 poddaje się flotacji blendy (6) z dodatkiem 250 g/Mg krzemianu sodu, flotowanego materiału jako depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza, 400 g/Mg siarczanu miedzi jako aktywatora blendy i 10 g/Mg odczynnika wspomagającego flotację blendy, 15 g/Mg O-izopropylo-N-etylenokarbaminianu, 10 g/Mg ksantogenianu etylowego oraz 5,0 g/Mg odczynnika spieniającego prowadząc przez czas 15 minut flotację blendy. Produkt odpadowy z tej części procesu flotacji kieruje się do stawu osadowego (13), a produkt pianowy z tej części flotacji dodaje się do nadawy pierwszego stopnia flotacji czyszczącej blendy (9), po czym produkt wylewowy z hydrocyklonu odmulającego (5) po rozcieńczeniu wodą do gęstości 1380 +/- 30 g/dm3 stanowi nadawę do flotacji głównej blendy (7) prowadzonej z dodatkiem siarczanu miedzi jako aktywatora blendy w ilości 250 g/Mg flotowanego materiału, a następnie 5 g/Mg odczynnika wspomagającego oraz 10 g/Mg O-izopropylo-N-etylenokarbaminianu jako podstawowego zbieracza blendy i 5 g/Mg corflotu jako odczynnika spieniającego, przy czym etap flotacji głównej blendy prowadzi się przez czas 10 minut, a produkt pianowy z tego etapu poddaje się dwustopniowej flotacji czyszczącej (9 i 10) prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0 i 9,5 uzyskanym dzięki dodatkowi wodorotlenku wapnia, uzyskując selektywny koncentrat blendowy, który kieruje się w dalszych etapach do procesu zagęszczania (11) i filtracji (12).
Description
Opis wynalazku
Przedmiotem wynalazku jest sposób otrzymywania selektywnego koncentratu cynku z odpadów flotacyjnych powstałych po procesie wzbogacania rud Zn-Pb.
Odpady flotacyjne składowane w stawach osadowych charakteryzują się uziarnieniem < 0,3 mm oraz zawartościami cynku w granicach 0,8-1,4% Zn, ołowiu od ok. 0,6% do ok. 0,9% Pb i żelaza od ok. 8,0% do ok. 12,0% Fe.
Z punktu widzenia składu mineralogicznego ok. 60-65% cynku zawartego w składowanych odpadach występuje w postaci siarczkowego sfalerytu natomiast około 25-30% ołowiu jako galena i ok. 80-85% żelaza jako markazyt. Pozostałe minerały cynku, ołowiu i żelaza występują jako smitsonit, cerusyt i limonit, w procesie flotacji nie są one odzyskiwane. Mimo niewielkich zawartości siarczkowych minerałów cynku i ołowiu w porównaniu z przerabianą rudą, odpady flotacyjne są potencjalnie ważnym źródłem surowca dla produkcji z nich koncentratów cynku i ołowiu. Wynika to z ich niskich kosztów wzbogacania, ponieważ nie wymagają kosztownej podziemnej eksploatacji, kruszenia oraz w znacznej części mielenia.
Z polskiego opisu patentowego nr PL166865 jest znany sposób wytwarzania koncentratu cynku i ołowiu z odpadów poflotacyjnych, polegający na tym, że zgromadzone na stawach osadowych i osuszone już odpady poflotacyjne przemieszcza się do zbiorników zakładu przeróbki mechanicznej, skąd poprzez dozowanie wprowadza się do urządzeń mielących, gdzie następuje rozdrobnienie do ziarnistości poniżej 0,1 mm, aż do osiągnięcia powyżej 90% udziału tej klasy w nadawie do flotacji, co jest warunkiem dla uwolnienia bardzo drobnych impregnacji w szczególności blendy cynkowej oraz odświeżenia czyli zniszczenia powłok szlamowych na pozostałych ziarnach mineralnych dla umożliwienia ich odzysku poprzez flotację. Uzyskanie takiego uziarnienia w procesie domielania i klasyfikacji jest możliwe dzięki zawartości w przerabianych odpadach frakcji ziarnowej powyżej 0,1 mm w ilości 45% do 80% oraz frakcji drobnej czyli szlamów o uziarnieniu poniżej 0,02 mm w niewielkiej ilości, co umożliwia proces flotowania uwolnionych w procesie mielenia impregnacji blendowych, gdyż nie zachodzi blokada ich powierzchni czyli szlamowanie bardzo szkodliwymi w procesie flotacji szlamami pierwotnymi. Domielone odpady w postaci ich wodnej zawiesiny są poddawane procesowi flotacji po uprzednim zmieszaniu z roztworami odczynników flotacyjnych. Jako odczynników używa się zbieracza - ksantogenianu amylowego, promotora - alifatycznego estru alkilo-tiokarbaminowego i odczynnika pianotwórczego, stanowiącego mieszaninę alkoholi wyższego rzędu, które w swoim łańcuchu węglowodorowym zawierają 6-18 węgli, w celu odflotowania siarczkowych minerałów ołowiu, a następnie siarczanu miedziowego, promotora - alifatycznego oraz kwasu alkilo-tiokarbaminowego i ksantogenianu etylowo-sodowego w celu odflotowania uwolnionych impregnacji minerałów cynkowych. Otrzymane w powyższym procesie flotacji głównej galeny i blendy półprodukty pianowe posiadające podwyższone zawartości ołowiu i cynku są poddawane następnie oczyszczaniu w procesie kilkukrotnej reflotacji w maszynach flotacyjnych, aż do uzyskania kwalifikowanych selektywnych lub kolektywnych koncentratów siarczkowych i utlenionych minerałów - Zn, Pb i Fe, lub też przypadków koncentratów selektywnych są łączone z odpowiednimi półkoncentratami pianowymi z flotacji galenowo-blendowej rudy, a następnie poddawane procesowi wspólnego oczyszczania w procesie kilkakrotnej reflotacji, aż do uzyskania kwalifikowanych koncentratów galeny blendy o zawartości około 25-50% Pb i około 40-50% Zn, stanowiących półprodukty wsadowe do otrzymywanie metali w procesie hutniczym lub hydrometalurgicznym. Prowadzenie sposobu selektywnego flotacyjnego wytwarzania koncentratów cynku i ołowiu z odpadów pof lotacyjnych w procesie przeróbki rudy galenowo-blendowej jest możliwe pod warunkiem zachowania proporcji półproduktów pianowych pochodzących z przerobu rudy i z przerobu odpadów. Stosunek ten powinien utrzymywać się jak 1:1, co zabezpiecza przed nadmierną ilością balastowego markazytu w półprodukcie pianowym poddawanym reflotacji czyszczącej. Zawartość markazytu w mętach flotacyjnych półproduktu pianowego nie wpływa korzystnie na proces flotacji czyszczącej. W procesie flotacji siarczków stosowane są następujące odczynniki:
ksantogenian amylowy lub cykloheksylowy - jako kolektor galeny, siarczan miedziowy - jako aktywator blendy, ksantogenian etylowy - jako kolektor blendy, alifatyczny ester kwasu alkilo-tiokarbaminowego - jako promotor, mieszanina alkoholi terpenowych lub innych alkoholi wyższego rzędu - jako odczynnik pianotwórczy.
W procesie flotacji minerałów utleniających stosowane są następujące odczynniki:
PL 233 032 B1 siarczek sodu - jako odczynnik siarczkujący, amina - jako kolektor, mieszanina alkoholi terpenowych lub innych alkoholi wyższego rzędu - jako odczynnik pianotwórczy.
W wyniku stosowania technologii według wynalazku z gruboziarnistych odpadów poflotacyjnych odzyskuje się około od 35 do 45% minerałów cynku i około 25 do 30% minerałów ołowiu w formie następujących koncentratów:
koncentrat galenowy zawierający od 25 do 50% Pb, koncentrat blendowy zawierający od 40 do 50% Zn, koncentrat kolektywny zawierający około: 4-7% Zn, 20-25% Pb, 15-20% Fe.
Z polskiego zgłoszenia patentowego nr P. 396301 znany jest także inny sposób wytwarzania selektywnego koncentratu cynku z odpadów, który polega na pobieraniu i przemieszczaniu odpadów ze stawu do zbiornika nadawczego, gdzie po dodaniu wody wytwarza się zawiesinę, którą następnie kieruje się do procesu klasyfikacji hydraulicznej w hydrocyklonie. Produkt wylewowy hydrocyklonu, w którym gromadzą się ziarna grubsze kieruje się do mielenia w młynie kulowym, w którym następuje ich rozdrobnienie do uziarnienia <0,12 mm, a następnie zawraca się go do zbiornika nadawczego celem poddania klasyfikacji kontrolnej wspólnie ze świeżą patią odpadów ze stawu. Produkt przelewowy hydrocyklonu o uziarnieniu <0,12 mm kieruje się do operacji odmulania w hydrocyklonie, gdzie w jego produkcie przelewowym wyprowadza się najdrobniejsze ziarna jako frakcję mułową o wielkości ziarna <0,02 mm. Frakcje tą poddaje się oddzielnemu procesowi flotacji selektywnej lub kolektywnej galeny i sfalerytu. Wydzielenie i oddzielna flotacja tej frakcji stanowiącej masowo około 15-20% przerabianych odpadów wpływa istotnie na poprawę wskaźników w procesie flotacji pozostałej części odpadów. Zawiera ona szkodliwe dla procesu flotacji muły pierwotne zawarte w rudzie i uwolnione w trakcie domielenia w postaci minerałów ilastych takich jak kaolin oraz uwodnione tlenki żelaza jak getyt i limonit powstałe w wyniku procesu utleniania siarczkowych minerałów żelaza.
Zastosowanie odmiennych warunków flotacji tej frakcji prowadzonej przy niskim zagęszczeniu części stałych w obecności depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza pozwala na wyprowadzenie zawartych w niej siarczkowych minerałów cynku i ołowiu w postaci półkoncentratu i skierowanie jej pozostałości bezpośrednio do odpadów końcowych.
Produkty pianowe z flotacji frakcji mułowej zawierające podwyższone zawartości cynku i ołowiu (lecz nie na tyle wysokie by mogły być kierowane bezpośrednio do flotacji czyszczących) są dodawane w przypadku flotacji selektywnej odpowiednio do nadawy flotacji głównej galeny i nadawy flotacji głównej blendy, natomiast w przypadku flotacji kolektywnej do nadawy flotacji głównej Zn-Pb. Flotację selektywną galeny prowadzi się w jednym etapie, skąd produkt pianowy podlega trzem etapom flotacji czyszczącej prowadzonej w podwyższonym pH środowiska uzyskanym przez dodatek wodorotlenku wapnia, w której wyniku jest uzyskiwany finalny koncentrat galenowy. Odpady flotacji głównej galeny poddaje się dwuetapowej flotacji blendy, w której produkt pianowy z pierwszego etapu zawierający najwyższe zawartości cynku kieruje się do dwustopniowej operacji flotacji czyszczącej, gdzie jest wytwarzany końcowy koncentrat blendowy, natomiast produkt pianowy z drugiego etapu flotacji blendy zawraca się do początku selektywnej flotacji blendy. W przypadku prowadzenia flotacji kolektywnej produkt pianowy z operacji flotacji galeny i blendy z frakcji mułowej poddaje się wspólnie z produktem wylewowym hydrocyklonu odmulającego dwuetapowej flotacji galeny i blendy. Pierwszym etapem jest flotacja główna, a drugim flotacja kontrolna Zn-Pb. Produkt pianowy flotacji głównej poddaje się dwustopniowej flotacji czyszczącej, prowadzonej w podwyższonym pH środowiska uzyskanym przez dodatek wodorotlenku wapnia, w której uzyskuje się produkt finalny, natomiast produkt pianowy z flotacji kontrolnej oraz produkt odpadowy z pierwszego stopnia czyszczenia, które zawierają w swoim składzie znaczny udział zrostów sfalerytowo-markazytowych zawraca się do zbiornika nadawczego celem poddania powtórnej klasyfikacji, domielenia i flotacji. Produkt odpadowy z drugiego stopnia czyszczenia zawierający podobne zawartości cynku i ołowiu jak produkt pianowy flotacji głównej zawraca się do pierwszego stopnia czyszczenia, natomiast produkty komorowe z flotacji frakcji mułowej oraz flotacji kontrolnej stanowiące odpad końcowy kieruje się do wtórnego składowania w stawie osadowym.
W procesie flotacji siarczkowych minerałów cynku i ołowiu używane są następujące odczynniki flotacyjne:
krzemian sodu - jako depresor minerałów ilastych i uwodnionych tlenków żelaza wodorotlenek wapnia - jako depresor siarczkowych minerałów żelaza ksantogenian izo-amylowy - jako zbieracz galeny
PL 233 032 B1 siarczek trójizobutylofosfiny - jako odczynnik wspomagający flotację galeny i blendy siarczan miedzi - jako aktywator blendy
O-izopropylo-N-etyleno karbaminian - jako główny selektywny zbieracz blendy ksantogenian etylowy - jako uzupełniający zbieracz blendy corflot - mieszanina eteru butylowego glikolu dietylenowego i eteru etylowego glikolu trietylenowego jako odczynnik pianotwórczy.
W wyniku stosowania opisanej technologii odzyskuje się z odpadów flotacyjnych około 75-80% siarczku cynku i ok. 50-55% siarczku ołowiu w formie koncentratów:
koncentrat galenowy zawierający od 30-55% Pb koncentrat blendowy zawierający od 50-55% Zn koncentrat kolektywny zawierający od 46-51% Zn, 4,5-12,5% Pb i ok. 4.5-ok. 7,5% Fe
Sposób produkcji koncentratów cynku o niskiej zawartości ołowiu z odpadów według wynalazku polega na pobieraniu i przemieszczaniu odpadów ze stawu do zbiornika nadawczego, gdzie po dodatku wody wytwarza się zawiesinę, którą następnie kieruje się do procesu flotacji galeny z markazytem. Produkt pianowy z tej flotacji zawierający głównie siarczkowe minerały żelaza z niewielką domieszką siarczkowych minerałów ołowiu stanowi odpad, natomiast produkt komorowy z tej flotacji kieruje się do procesu klasyfikacji hydraulicznej w hydrocyklonie. Produkt wylewowy hydrocyklonu, w którym gromadzą się ziarna grubsze kieruje się do mielenia w młynie kulowym, w którym następuje ich rozdrobnienie do uziarnienia <0,12 mm, a następnie zawraca się go do zbiornika nadawczego celem flotacji uwolnionych w trakcie mielenia ziaren galeny i markazytu. Produkt przelewowy hydrocyklonu o uziarnieniu <0,12 mm kieruje się do operacji odmulania w hydrocyklonie, gdzie w jego produkcie przelewowym wyprowadza się najdrobniejsze ziarna, jako frakcję mułową o wielkości ziarna <0,02 mm. Frakcje tą poddaje się oddzielnemu procesowi flotacji selektywnej sfalerytu przebiegającej w odmiennych warunkach. Zastosowanie odmiennych warunków flotacji tej frakcji prowadzonej przy niskim zagęszczeniu części stałych w obecności depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza pozwala na wyprowadzenie zawartych w niej siarczkowych minerałów cynku w postaci półkoncentratu i skierowanie jej pozostałości bezpośrednio do odpadów końcowych. Produkt pianowy z flotacji frakcji mułowej zawierający podwyższone zawartości cynku kieruje się do pierwszego etapu flotacji czyszczącej blendy. Produkt wylewowy hydrocyklonu odmulającego stanowi nadawę do flotacji blendy. Flotację blendy prowadzi się w dwóch etapach, jako flotację główną i flotację kontrolną. Produkt pianowy z flotacji głównej zawierający najwyższe zawartości cynku kieruje się do dwustopniowej operacji flotacji czyszczącej wspólnie z produktem pianowym flotacji blendy z frakcji mułowej, gdzie jest wytwarzany końcowy selektywny koncentrat blendowy, natomiast produkt pianowy z flotacji kontrolnej oraz produkt odpadowy z pierwszego stopnia czyszczenia blendy zawraca się do początku flotacji głównej blendy. Produkt odpadowy z drugiego stopnia czyszczenia zawierający podobne zawartości cynku i ołowiu jak produkt pianowy flotacji głównej zawraca się do pierwszego stopnia czyszczenia, natomiast produkty komorowe z flotacji frakcji mułowej oraz flotacji kontrolnej wraz z produktem pianowym flotacji kolektywnej galeny i markazytu stanowią odpad końcowy, który kieruje się do wtórnego składowania w stawie osadowym.
W procesie flotacji siarczkowych minerałów cynku i ołowiu używane są następujące odczynniki flotacyjne:
siarczan cynku - jako depresor blendy krzemian sodu - jako depresor minerałów ilastych i uwodnionych tlenków żelaza wodorotlenek wapnia - jako depresor siarczkowych minerałów żelaza ksantogenian izo-amylowy - jako zbieracz galeny siarczek trójizobutylofosfiny - jako odczynnik wspomagający flotację galeny siarczan miedzi - jako aktywator blendy
O-izopropylo-N-etyleno karbaminian - jako główny selektywny zbieracz blendy ksantogenian etylowy - jako główny zbieracz markazytu i uzupełniający zbieracz blendy chesamina TZ - jako odczynnik wspomagający flotację blendy corflot - mieszanina eteru butylowego glikolu dietylenowego i eteru etylowego glikolu trietylenowego jako odczynnik pianotwórczy
W wyniku stosowania opisanej technologii odzyskuje się z odpadów flotacyjnych około 75-85% zawartego w nich cynku siarczkowego w formie selektywnego koncentratu przeznaczonego do produkcji cynku metodą elektrolizy zawierającego od 51-56% Zn i od 1,5-2,0% Pb.
PL 233 032 B1
Przedmiot wynalazku został objaśniony w przykładzie wykonania na rysunku przedstawiającym schematycznie sposób postępowania dla otrzymania selektywnego koncentratu cynku z odpadów flotacyjnych powstałych po procesie wzbogacania rud Zn-Pb.
P r z y k ł a d
Jak pokazano na rysunku odpady flotacyjne ze stawu osadowego kieruje się do zbiornika nadawczego 1 gdzie prowadzi się przygotowanie ich wodnej zawiesiny przed procesem flotacji markazytu do gęstości 1550 +/- 50 g/dm3. Do zawiesiny dodaje się w pierwszej kolejności siarczan cynku, jako depresor blendy w ilości 300 g/Mg a następnie siarczek trójizobutylofosfiny przygotowany jako 20% roztwór w alkoholu etylowym w ilości 10 g/Mg jako odczynnik wspomagający flotację galeny. W dalszej kolejności dodaje się ksantogenian izo-amylowy w ilości 15 g/Mg, jako główny zbieracz galeny, ksantogenian etylowy w ilości 35 g/Mg, jako główny zbieracz markazytu oraz odczynnik spieniający corflot w ilości 10 g/Mg. Flotację galeny i markazytu prowadzi się w czasie 15 min.
W procesie flotacji 2 zostają wydzielone ziarna markazytu i galeny skąd produkt zubożony w te minerały podlega klasyfikacji hydraulicznej w hydrocyklonie 3.
W jego produkcie przelewowym zostają wydzielone ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm natomiast ziarna większe zgromadzone w produkcie wylewowym o gęstości ok. 2150 +/-100 g/dm3 kieruje się do domielenia w młynie kulowym 4 skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego 1 w celu poddania kontrolnej flotacji markazytu i galeny 2, a następnie kontrolnej klasyfikacji w hydrocyklonie 3.
Produkt przelewowy hydrocyklonu 3 kieruje się do operacji odmulania przebiegającej w hydrocyklonie 4. W operacji tej, w produkcie przelewowym hydrocyklonu odmulającego zostają wydzielone najdrobniejsze ziarna, jako frakcja mułowa o wielkości ziarna <0,02 mm stanowiąca ok. 10-20% masy przerabianych odpadów. Produkt ten poddaje się procesowi flotacji blendy 6 przebiegającej przy obniżonej gęstości wynoszącej ok. 1160 +/- 20 g/dm3. Dla poprawy warunków flotacji stosuje się na początku procesu dodatek krzemianu sodu w ilości 250 g/Mg flotowanego materiału, jako depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza, a następnie siarczan miedzi będący aktywatorem blendy w ilości 400 g/Mg.
W dalszej kolejności do zawiesiny dodaje się trzeciorzędową aminę tłuszczową zawierającą grupy etoksylowe o długości łańcucha węglowodorowego C16 - C18 występującą pod handlową nazwą, jako Chesamina TZ pełniącą rolę odczynnika wspomagającego, po czym O-izopropylo-N-etylenokarbaminian w ilości 15 g/Mg, ksantogenian etylowy w ilości 10 g/Mg oraz odczynnik spieniający corflot w dawce 5,0 g/Mg. Flotację blendy prowadzi się w czasie 15 minut. Produkt odpadowy z tej flotacji będący odpadem końcowym kieruje się do stawu osadowego 13, natomiast produkt pianowy dodaje się do pierwszego stopnia flotacji czyszczącej blendy 9. Produkt wylewowy z operacji odmulania w hydrocyklonie 5 po rozcieńczeniu wodą do gęstości 1380 +/- 30 g/dm3 stanowi nadawę do flotacji głównej blendy 7.
W tym celu do zawiesiny dodaje się siarczan miedzi jako aktywator blendy w ilości 250 g/Mg flotowanego materiału, a następnie chesaminę TZ w ilości 10 g/Mg jako odczynnik wspomagający oraz O-izopropylo-N-etyleno karbaminian w ilości 10 g/Mg jako podstawowy zbieracz blendy i corflot w dawce 5 g/Mg jako odczynnik spieniający. Produkt pianowy z pierwszego etapu flotacji blendy 7 stanowiący etap flotacji głównej prowadzonej w czasie 10 minut podlega dwustopniowej flotacji czyszczącej 9 i 10 prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0 i 9,5 poprzez dodatek wodorotlenku wapnia, której końcowym produktem jest selektywny koncentrat blendowy, który w dalszych etapach kieruje się do procesu zagęszczania 11 i filtracji 12. Produkt odpadowy flotacji głównej blendy podlega w dalszym etapie flotacji kontrolnej blendy 8 po wprowadzeniu do zawiesiny ksantogenianu etylowego w ilości 5 g/Mg. W tym etapie flotacji trwającym również 10 minut do produktu pianowego zostają wyprowadzone najtrudniej flotujące ziarna blendy. Z uwagi na zbyt niską zawartość cynku uniemożliwiającą jego skierowanie do flotacji czyszczącej produkt ten jest zawracany do początku flotacji głównej blendy. Produkt odpadowy z etapu flotacji kontrolnej blendy będący odpadem końcowym wspólnie z produktem odpadowym z flotacji frakcji mułowej 6 oraz produktem pianowym z flotacji kolektywnej markazytu z galeną kieruje się do składowania w stawie osadowym 13.
Objaśnienia do rysunku
1. zbiornik przygotowawczy nadawy
2. flotacja markazytu i galeny
3. hydrocyklon klasyfikujący
4. młyn kulowy
5. hydrocyklon odmulający
6. flotacja blendy z frakcji mułowej odpadów
7. flotacja główna blendy z frakcji odmulonej odpadów
PL 233 032 B1
8. flotacja kontrolna blendy z frakcji odmulonej odpadów
9. I flotacja czyszcząca blendy
10. II flotacja czyszcząca blendy
11. zagęszczanie koncentratu blendy
12. filtracja koncentratu blendy
13. staw osadowy
Claims (2)
- Zastrzeżenia patentowe1. Sposób otrzymywania selektywnych koncentratów cynku z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-Pb, znamienny tym, że odpady flotacyjne ze stawu osadowego kieruje się do zbiornika nadawczego (1), w którym przygotowuje się ich wodną zawiesinę o gęstości 1550 +/- 50 g/dm3, a następnie prowadzi się z nich flotację kolektywną galeny i markazytu w czasie 15 min z dodatkiem siarczanu cynku w ilości 300 g/Mg, siarczku trójizobutylofosfiny w ilości 10 g/Mg, ksantogenianu izo-amylowego w ilości 15 g/Mg, ksantogenianu etylowego w ilości 35 g/Mg i odczynnika spieniającego corflot w ilości 10 g/Mg, po czym produkt pianowy flotacji kolektywnej galeny i markazytu (2) stanowiący odpad końcowy kieruje się do stawu osadowego (13), natomiast produkt komorowy podlega klasyfikacji w hydrocyklonie (3), w którego produkcie przelewowym wydziela się ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm, natomiast ziarna większe zgromadzone w produkcie wylewowym o gęstości 2100 +/- 100 g/dm3 kieruje się do mielenia w młynie kulowym (4) skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego (1) w celu poddania ponownej kontrolnej flotacji kolektywnej galeny i markazytu (2), a po tym etapie produkt komorowy kieruje się do hydrocyklonu klasyfikującego (3), z którego wydzielony produkt przelewowy kieruje się do odmulania w hydrocyklonie odmulającym (5) otrzymując jako frakcję mułową najdrobniejsze ziarna o wielkości ziarna < 0,02 mm, co stanowi 15-20% masy przerabianych odpadów, po czym tak otrzymany produkt o gęstości 1160 +/- 20 g/dm3 poddaje się flotacji blendy (6) z dodatkiem krzemianu sodu w ilości 250 g/Mg flotowanego materiału jako depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza, siarczanu miedzi będącego aktywatorem blendy w ilości 400 g/Mg, a następnie chesaminy TZ w ilości 10 g/Mg jako odczynnika wspomagającego flotację blendy, O-izopropylo-N-etylenokarbaminianu w ilości 15 g/Mg, ksantogenianu etylowego w ilości 10 g/Mg oraz odczynnika spieniającego corflot w dawce 5,0 g/Mg prowadząc przez czas 15 minut flotację blendy, przy czym produkt odpadowy z tej części procesu flotacji kieruje się do stawu osadowego (13), natomiast produkt pianowy z tej części flotacji dodaje się do nadawy pierwszego stopnia flotacji czyszczącej blendy (9), po czym produkt wylewowy z hydrocyklonu odmulającego (5) po rozcieńczeniu wodą do gęstości 1380 +/- 30 g/dm3 stanowi nadawę do flotacji głównej blendy (7), którą prowadzi się z dodatkiem siarczanu miedzi jako aktywatora blendy w ilości 250 g/Mg flotowanego materiału, a następnie chesaminy TZ w ilości 5 g/Mg pełniącej rolę odczynnika wspomagającego oraz O-izopropylo-N-etylenokarbaminian w ilości 10 g/Mg jako podstawowego zbieracza blendy i corflotu w dawce 5 g/Mg jako odczynnika spieniającego, przy czym etap flotacji głównej blendy prowadzi się przez czas 10 minut, zaś produkt pianowy z tego etapu poddaje się dwustopniowej flotacji czyszczącej (9) i (10) prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0 i 9,5 uzyskanym dzięki dodatkowi wodorotlenku wapnia, uzyskując selektywny koncentrat blendowy, który kieruje się w dalszych etapach do procesu zagęszczania (11) i filtracji (12), zaś produkt odpadowy z pierwszego stopnia czyszczenia zawraca się do początku flotacji głównej blendy, a produkt odpadowy z drugiego stopnia czyszczenia do operacji poprzedzającej, po czym do produktu odpadowego flotacji głównej blendy wprowadza się ksantogenian etylowy w ilości 5 g/Mg, prowadząc przez 10 minut flotację kontrolną blendy (8), której produkt pianowy jest zawracany do nadawy flotacji głównej blendy (7).
- 2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że stanowiący odpad końcowy produkt pianowy z flotacji kolektywnej galeny i markazytu (2), produkt odpadowy z etapu flotacji kontrolnej blendy (8) wspólnie z produktem odpadowym z flotacji frakcji mułowej (6) kieruje się do składowania w stawie osadowym (13).
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL409205A PL233032B1 (pl) | 2014-08-18 | 2014-08-18 | Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku o obniżonej zawartości ołowiu z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-Pb |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL409205A PL233032B1 (pl) | 2014-08-18 | 2014-08-18 | Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku o obniżonej zawartości ołowiu z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-Pb |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL409205A1 PL409205A1 (pl) | 2016-02-29 |
| PL233032B1 true PL233032B1 (pl) | 2019-08-30 |
Family
ID=55361140
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL409205A PL233032B1 (pl) | 2014-08-18 | 2014-08-18 | Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku o obniżonej zawartości ołowiu z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-Pb |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL233032B1 (pl) |
-
2014
- 2014-08-18 PL PL409205A patent/PL233032B1/pl unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL409205A1 (pl) | 2016-02-29 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR101468731B1 (ko) | 유화소다를 이용한 저품위 회중석의 부유선별 방법 | |
| KR101576927B1 (ko) | 부유선별 및 비중선별 연속공정에 의한 고품위 중석정광 회수방법 | |
| AU2011318686B2 (en) | A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores | |
| RU2403296C1 (ru) | Способ комплексной переработки лежалых хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд | |
| KR101576928B1 (ko) | 전처리에 의한 저품위 회중석으로부터 고품위 중석정광 회수방법 | |
| US20130284642A1 (en) | Method of beneficiation of phosphate | |
| CN103381389A (zh) | 提高尾矿二次回收率的生产工艺 | |
| RU2388544C1 (ru) | Способ получения коллективного концентрата из смешанных тонковкрапленных железных руд | |
| CA3161875C (en) | Processing method | |
| WO2014012139A1 (en) | Monothiophosphate containing collectors and methods | |
| CN112844818B (zh) | 一种铜锌硫化矿选矿分离的方法 | |
| CA3012862A1 (en) | Beneficiation process for enhancing uranium mineral processing | |
| RU2425159C2 (ru) | Способ обогащения сурьмяных руд и линия для его осуществления | |
| WO2024051102A1 (zh) | 一种富集锂的方法 | |
| KR101071403B1 (ko) | 부유선별에 의한 금은 광물 선별 방법 | |
| US2914173A (en) | Method of processing phosphate ore to recover metallic minerals | |
| RU2343986C1 (ru) | Способ флотационного обогащения лежалых шламов сульфидных полиметаллических или медно-цинковых руд | |
| CN101003029A (zh) | 一种浮选被抑制的硫化铁矿物的方法 | |
| CN115739386B (zh) | 一种多金属矿锡石的选矿方法 | |
| WO2007100275A2 (fr) | Procede d'obtention d'un concentre compose destine a l'extraction de metaux nobles | |
| RU2424333C1 (ru) | Способ комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд | |
| CN109647612B (zh) | 一种多产品重介质分选抛尾工艺 | |
| US2831574A (en) | Beneficiation of low grade magnesite ores | |
| PL224047B1 (pl) | Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb | |
| PL233032B1 (pl) | Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku o obniżonej zawartości ołowiu z odpadów flotacyjnych po wzbogacaniu rud Zn-Pb |