PL409205A1

PL409205A1 - Method for obtaining sulfide zinc concentrates with lowered lead content from the floatation wastes remaining after the Zn-Pb ore enrichment

Info

Publication number: PL409205A1
Application number: PL409205A
Authority: PL
Inventors: Bogusław Ochab; Grażyna Pajor; Cezary Reguła; Zbigniew Śmieszek; Krystian Cichy; Andrzej Trepka; Andrzej Szary; Artur Górnik; Jerzy Czekaj; Andrzej Wieniewski; Andrzej Chmielarz; Mirosław Indyka; Piotr Koloch
Original assignee: Zakłady Górniczo-Hutnicze BOLESŁAW Spółka Akcyjna; Bogusław Ochab; Grażyna Pajor; Cezary Reguła; Zbigniew Śmieszek; Krystian Cichy; Andrzej Trepka; Andrzej Szary; Artur Górnik; Jerzy Czekaj; Andrzej Wieniewski; Andrzej Chmielarz; Mirosław Indyka; Piotr Koloch
Priority date: 2014-08-18
Filing date: 2014-08-18
Publication date: 2016-02-29
Also published as: PL233032B1

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).A method of obtaining a selective zinc concentrate from flotation waste resulting from the Zn-Pb ore enrichment process has been disclosed. The method consists in the fact that an aqueous suspension of flotation waste with a density of 1550 +/- 50 g / dm3 is subjected for 15 minutes to a collective flotation of galena and marcasite with the addition of 300 g / Mg of zinc sulfate, 10 g / Mg, trisobutylphosphine sulfide, 15 g / Mg isoamyl xanthate and 35 g / Mg ethyl xanthate and foaming reagent in an amount of 10 g / Mg. The galena and marcasite collective flotation foam product (2) being the final waste is directed to the sludge pond (13), and the chamber product is subject to classification in the hydrocyclone (3), in which the overflow product separates grains smaller than 0.12 mm. Larger grains from the pouring product with a density of approx. 2100 +/- 100 g / dm3 are directed for grinding in a ball mill (4) from where they are returned to the emulsion tank (1) after grinding for re-control of collective galena and marcasite flotation (2) . The chamber product of this phase is directed to the classifying hydrocyclone (3), from which the separated overflow product is directed to desludging in a desludging hydrocyclone (5), obtaining as the mud fraction the finest grains with a grain size <0.02 mm, which is about 15 - 20 % mass of processed waste. The product obtained in this way, with a density of approx. 1160 +/- 20 g / dm3, is subjected to flotation of blends (6) with the addition of 250 g / Mg of sodium silicate, a flotated material as a depressant for clay minerals and iron hydroxides, 400 g / Mg of copper sulfate as a blend activator and 10 g / Mg of reagent to support the blend flotation, 15 g / Mg of O-isopropyl-N-ethylenecarbamate, 10 g / Mg of ethyl xanthate, and 5.0 g / Mg of foaming reagent by conducting blend flotation for 15 minutes. The waste product from this part of the flotation process is directed to the sludge pond (13), and the foam product from this part of the flotation is added to the feed of the first stage flotation cleaning blend (9), after which the pouring product from the desludging hydrocyclone (5) after dilution with water to density 1380 +/- 30 g / dm3 is a feed for flotation of the main blend (7) carried out with the addition of copper sulfate as a blend activator in the amount of 250 g / Mg of flotated material, followed by 5 g / Mg of support reagent and 10 g / Mg O- isopropyl-N-ethylenecarbamate as the primary blend collector and 5 g / Mg corflot as the foaming reagent, the main blend flotation step being carried out for 10 minutes, and the foam product from this stage subjected to two-stage cleaning flotation (9 and 10) carried out at increased environmental pH of 9.0 and 9.5, respectively, obtained through the addition of calcium hydroxide in individual stages, obtaining a selective Blend entrat which is directed in further stages to the thickening (11) and filtration (12) processes.