Kartläggning av flotationskinetik i
Garpenbergs anrikningsverk.
Emma Brånn
Civilingenjör, Industriell miljö- och processteknik
2019
Luleå tekniska universitet
Institutionen för samhällsbyggnad och naturresurser
Förord Tack till Boliden TM och Boliden Garpenberg för examensarbetet inom flotationskinetik. Det har varit
mycket spännande, lärorikt och roligt att skriva examensarbetet med er. Det har passat mig perfekt att
vara hälften av tiden i Garpenberg och andra hälften i Boliden.
Jag vill tacka för det goda samarbetet mellan Boliden och Luleå tekniska universitet som möjliggjorde
examensarbetet. De givande diskussionerna mellan Bertil Pålsson, Anders Sand, Lisa Malm, Adam
Isaksson och Johan Boström, som utformade projektidén till ett skräddarsytt examensarbete.
Jag vill tacka min familj och vänner som engagerat sig i mitt examensarbete. Framförallt ett stort tack till
Peter Brännström som stöttat mig under hela processen.
Ett stort tack till alla som hjälpt mig med allt från idéer, resultatbearbetning och ända fram till
korrekturläsning.
Tack så jättemycket!
ii
Sammanfattning Boliden Mineral AB är intresserade av att göra en omfattande kartläggning av flotationskinetiken i alla
sina anrikningsverk. Kartläggning av ett anrikningsverk är en viktig pusselbit för att förbättra processen,
se eventuella flaskhalsar och utveckla framtida processmodeller. I en flotationsprocess är det önskvärt
med höga utbyten, snabb flotation och ett högt tonnage. Syftet var att göra en kartläggning av
flotationsprocessen i Garpenbergs anrikningsverk. Den praktiska delen av examensarbetet var att göra
flotationsförsök i labbskala. Resultatet från flotationsförsöken anpassades med hjälp av Minitab för att
se vilken första ordningens kinetikmodell som passar bäst.
Genom att använda olika typer av kinetikmodeller så anpassas kinetiken till labbflotationsstudier, det är
till för att förfina modellerna vid uppskalningsberäkningar och utvärderingar av nya malmlinser. De tre
första ordningens kinetikmodeller som jämförts är den klassiska modellen, Klimpels modell och den
fullständigt blandade modellen. Med dessa gjordes en kartläggning av flotationskinetiken i Garpenbergs
anrikningsverk. Materialet som flotationsförsöken utfördes på är tagna från anrikningsverket, där
värdemineralen är kopparkis, blyglans och zinkblände.
Kartläggningen av flotationskinetiken i Garpenberg visas i resultatdelen för varje provtagningspunkt med
en sammanfattande diskussionsdel om varje del av processen. Koppar- och blyflotationen visar att det är
höga utbyten genom hela processen och att ommalningsdelen i kretsen ger en del förbättringar i
utbytet. Vad resultatet visar är att verket går optimalt, och att nästan allt koppar och bly tas ut inom 10
minuters flotation. Modellen som passar bäst är den klassiska modellen för alla provpunkter, förutom
för ingående malm där Klimpels modell passar bäst. Kartläggningen för zinkflotationen visar att det är
höga utbyten genom hela processen. I sista steget i zinkflotationskretsen är provpunkten andra
repeteringen, där är det svårt att flotera enbart zink eftersom det är lätt att gångartsmineral också
floteras i detta steg. Övriga provtagningspunkter tyder på att verket går optimalt och att det mesta av Zn
är uttaget inom 10 minuters flotationstid. Modellen som passar bäst är den klassiska modellen för alla
provpunkter, förutom för andra Zn repeteringskoncentrat där Klimpels modell är bäst.
Malkretsflotationens resultatdel visar en flotationskrets med bra utbyte, men på grund av den grövre
partikelstorleken floterades det långsammare än övriga flotationstester. För bly passar Klimpels modell
bäst och för koppar passar den klassiska modellen bäst.
iii
Abstract Boliden Mineral AB is interested in making a survey of the flotation kinetics in all of their mineral
processing plants. As it is highly desirable to have a flotation process that yields high recovery with
efficient flotation, while still keeping the tonnage as large as possible, a survey of the plant can provide
important information when improving and refining the process. The purpose of this project was to
make a survey of the Garpenberg plant. The practical part of the thesis work was flotation tests in lab
scale on 12 different streams. The results were then fitted using Minitab to see which first order kinetic
model was the best for each process stream.
By applying different types of kinetic models for the lab scale studies it is possible to achieve better
accuracy when upscaling and evaluating new findings. The three first order kinetic models compared are
the classic model, the Klimpel model and the fully mixed model. Using these methods, a survey was
made over the flotation kinetics of the Garpenberg concentrator. The materials used in the lab scale
tests were sampled from the mineral processing plant, where the prime minerals are galena,
chalcopyrite and sphalerite.
The survey of the flotation kinetics at Garpenberg is shown in the results section of each respective
sampling point with a summarizing discussion. Copper and lead flotation indicate good recoveries
throughout the process and the regrinding in the circuit seems to make some improvements to the
recovery. The results indicate a plant that runs efficiently with a flotation time at around 10 minutes.
The best fitted model is the classic model for all samples, exept for the sample “feed flotation” where
Klimpel’s model fits best. The zinc flotation tests indicate efficient exchanges throughout the entire
process. In the final step, which is the second repetition of Zn, it is difficult to float only Zn because the
gangue easily floats as well. Other points of sampling in the process indicate that the flotation is running
well and most Zn is flotated within 10 minutes. The best fitted model is the classic model, except for the
second repetition of Zn where Klimpel’s model fit the best. This may be because the classic model is
better suited for lower yields, as is the case in the Zn flotation step. The grinding circuit flotation results
point to good flotation, but, due to the coarser particle size, the flotation time is longer than for the
other flotation tests. The best model is Klimpel’s model for Pb and the classic model fit Cu best.
iv
Innehållsförteckning Förord............................................................................................................................................................. i
Sammanfattning ............................................................................................................................................ ii
Abstract ........................................................................................................................................................ iii
1. Inledning ................................................................................................................................................... 1
1.1 Bakgrund till projektet ........................................................................................................................ 2
1.1.1 Projektets omfattning .................................................................................................................. 2
1.1.2 Syfte ............................................................................................................................................. 2
1.1.3 Begränsningar .............................................................................................................................. 2
2. Litteraturstudie ......................................................................................................................................... 3
2.1 Boliden Mineral AB ............................................................................................................................. 3
2.1.1 Garpenberg .................................................................................................................................. 4
2.2 Flotation .............................................................................................................................................. 5
2.2.1 Selektiv flotation .......................................................................................................................... 5
2.2.2 Garpenbergs flotation .................................................................................................................. 7
2.3 Flotationskinetik.................................................................................................................................. 9
2.3.1 Första ordningens kinetik............................................................................................................. 9
2.3.2 Andra ordningens kinetik ........................................................................................................... 10
2.3.3 Klimpels kinetik .......................................................................................................................... 10
2.3.4 Kelsalls kinetik ............................................................................................................................ 10
2.4 Analysmetoder .................................................................................................................................. 11
2.5 Statistisk behandling ......................................................................................................................... 11
3. Metod ...................................................................................................................................................... 13
3.1 Provtagning ....................................................................................................................................... 13
3.2 Flotationstester ................................................................................................................................. 14
3.3 Analysmetod ..................................................................................................................................... 15
3.4 Statistisk analys ................................................................................................................................. 15
4. Resultat och diskussion ........................................................................................................................... 16
4.1 CuPb flotationen ............................................................................................................................... 16
4.1.1 Ingående flotation ...................................................................................................................... 16
4.1.2 CuPb-råkoncentrat ..................................................................................................................... 18
4.1.3 CuPb-scavengerkoncentrat ........................................................................................................ 20
v
4.1.4 Ingående ommalning, underlopp cyklon ................................................................................... 22
4.1.5 Ommalningsretur ....................................................................................................................... 24
4.1.6 Ommalning överlopp cyklon ...................................................................................................... 26
4.1.7 Ingående CuPb separation ......................................................................................................... 28
4.2 Zn flotationen .................................................................................................................................... 30
4.2.1 Ingående Zn flotation ................................................................................................................. 30
4.2.2 Zn råkoncentrat .......................................................................................................................... 32
4.2.3 Zn scavengerkoncentrat ............................................................................................................. 34
4.2.4 2a Zn repeteringskoncentrat ..................................................................................................... 36
4.3 Malkretsflotation underlopp cyklon ................................................................................................. 38
4.4 Sammanfattning av kinetikmodellering ............................................................................................ 40
4.5 Mineralogiska tillägg ......................................................................................................................... 41
5. Slutsatser ................................................................................................................................................. 42
6. Rekommendationer och framtida arbete .............................................................................................. 42
Litteraturförteckning ................................................................................................................................... 43
9. Appendix .................................................................................................................................................... i
9.1 Rådata .................................................................................................................................................. i
9.2 Kemikalieberäkningar ........................................................................................................................ iii
9.2.1 Ingående malm ........................................................................................................................... iii
9.2.2 CuPb råkoncentrat ...................................................................................................................... iv
9.2.3 CuPb scavengerkoncentrat ......................................................................................................... iv
9.2.4 Ingående ommalning ................................................................................................................... v
9.2.5 Ommalningsretur ......................................................................................................................... v
9.2.6 Överlopp cyklon ommalning ....................................................................................................... vi
9.2.7 Ingående separation ................................................................................................................... vi
9.2.8 Ingående Zn-flotation ................................................................................................................ vii
9.2.9 Zn råkoncentrat ......................................................................................................................... viii
9.2.10 Zn scavengerkoncentrat .......................................................................................................... viii
9.2.11 2a repetering Zn koncentrat ..................................................................................................... ix
9.2.12 Underlopp cyklon malkrets ........................................................................................................ x
9.3 Utbytes beräkningar .......................................................................................................................... xi
9.3.1 Ingående malm ........................................................................................................................... xi
vi
9.3.2 CuPb råkoncentrat ...................................................................................................................... xi
9.3.3 CuPb scavengerkoncentrat ......................................................................................................... xi
9.3.4 Ingående ommalning .................................................................................................................. xi
9.3.5 Ommalningsretur ........................................................................................................................ xi
9.3.6 Överlopp cyklon ommalning ...................................................................................................... xii
9.3.7 Ingående separation .................................................................................................................. xii
9.3.8 Ingående Zn-flotation ................................................................................................................ xii
9.3.9 Zn råkoncentrat .......................................................................................................................... xii
9.3.10 Zn scavengerkoncentrat ........................................................................................................... xii
9.3.11 2a repetering Zn koncentrat .................................................................................................... xii
9.3.12 Underlopp cyklon malkrets ......................................................................................................xiii
9.4 Selektivitetsgrafer .............................................................................................................................xiii
9.5 Bilaga Minitab .................................................................................................................................. xvii
9.5.1 Grafiskt resultat från Minitab ................................................................................................... xvii
9.6 Mineral-data (XRPD) ........................................................................................................................ xlvi
1
1. Inledning Metaller är nödvändiga för att kunna utveckla moderna samhällen. Att skapa lönsam tillväxt samt
utnyttja resurser och material på bästa sätt, är innebörden av Bolidens övergripande mål. Omsorg om
människa, miljö och samhälle är viktigt, att ha egna gruvor och smältverk är Bolidens strategi för att
utveckla hela metallproduktionen. Det bidrar till en hållbar metallproduktion och säker metalltillgång i
och för samhället (Boliden G. 1., 2018).
I Garpenberg bryts mineral, bland annat i malmkroppen Lappberget som är en massiv sulfidmalm.
Lappberget består främst av dolomit och kalksten med massiva sulfider inklusive en hel del svavelkis. I
vissa delar av malmkroppen är höga halter silver uppmätt och i andra delar är guld och koppar främsta
värdemineral. I Lappberget finns en zonindelning innehållande en massiv sulfidmineralisering med
mycket silver ovanpå. Zink är dominerande i mitten av malmkroppen medan koppar och guld dominerar
på djupet. Malmkroppen innehåller zink, bly, och silver i hela Lappberget (Boliden G. 2., 2018).
Flotation är utvinningsprocessen som främst är anpassad för sulfidisk malm och används i industrin för
att separera värdemineralen från deras associerade gråbergsmineral. Grunden i flotationsprocessen är
att hydrofoba partiklar binder till luftbubblor som sedan lyfter partikeln till ytan med hjälp av kemikalier.
Kontroll av processen sker traditionellt med flotationstest vid en definierad tidpunkt. Eftersom det
kumulativa utbytet av en komponent i koncentratet är proportionell mot flotationstiden är
flotationsprocessen en tidsberoende utbytesprocess (Yuan & Pålsson, 1996).
Den uppnåeliga halten och dess utbyte till respektive koncentrat tas fram via flotationsförsök i labbskala
som sedan simuleras. Det är en viktig procedur för att få fram grunden för huruvida metaller kan
extraheras på ett bra sätt med avseende på både ekonomi och miljö. Den selektiva flotationen används
för att separera en mängd olika mineral. Tyvärr kan faktorer såsom optimal partikelstorlek och
reagensdoseringar endast bestämmas experimentellt. Flotationstester i labbskala görs vanligtvis satsvis
i en behållare på ca 3 liter och det är svårt att göra en exakt avspegling av anrikningsverket i labbet. Det
är för att strömmar ute i verket returneras till ett tidigare flotationssteg för att förbättra utbytet, vilket
är svårt att göra i laboratoriet. På laboratorieresultaten behöver uppskalningsfaktorer appliceras då
skillnader i driftförhållanden gör att flotationsresultatet kan skilja sig avsevärt mellan laboratorier och
verk (B.A. Wills, T.J. Napier-Munn, 1997).
2
1.1 Bakgrund till projektet Boliden är intresserad av att göra en omfattande kartläggning av flotationskinetiken i alla sina
anrikningsverk, där Garpenbergs anrikningsverk är en del av den kartläggningen. Denna kartläggning ska
ligga till grund för framtida processmodeller men även för att utvärdera hur flotationskretsarna fungerar
och hur förbättringar kan göras på det mest effektiva vis. Detta är en del av att utveckla utredningen i
var potentiella flaskhalsar kan vara vid eventuell ökning av tonnage. Projektet är även en pusselbit för
Boliden att på ett bättre sätt integrera kinetiken vid labbflotationsstudier, för att kunna förfina sina
modeller vid uppskalningsberäkningar och utvärderingar av nya malmlinser.
1.1.1 Projektets omfattning
Kinetiken undersöks experimentellt genom flotationsförsök i labbskala och analys av fraktioner. Enklare
kinetikmodeller anpassas baserat på kinetikdata och eventuella jämförelser med mer komplicerade
modeller. Med hjälp av kinetikdata kan processen analyseras på funktion och förslag på förbättringar
kan ges.
1.1.2 Syfte
Examensarbetets mål är att göra en kartläggning av flotationsprocessen i Garpenbergs anrikningsverk.
Den praktiska delen av examensarbetet består av flotationsförsök i labbskala. Resultatet ska med hjälp
av Minitab anpassas för att se vilken av första ordningens kinetikmodeller som passar bäst. Syftet är att
jämföra den klassiska modellen, Klimpels modell och den fullständigt blandade modellen. Med detta kan
den första kartläggningen av flotationskinetiken i Garpenbergs anrikningsverk göras.
1.1.3 Begränsningar
I examensarbetet kommer det finnas begränsningar i form av vilka element som kan inkluderas i
kartläggningen. Det kommer inte att ske någon processoptimering eller en systematisk anpassning till
mer komplexa kinetikmodeller, endast en utvärdering av nuläget i processen.
3
2. Litteraturstudie
2.1 Boliden Mineral AB I december 1924 görs det första malmfyndet, Fågelmyran, tre mil nordväst om Skellefteå, vilket är
grunden för Bolidenkoncernen. Två år senare bryts den första malmen och 1930 startar smältverket
Rönnskär. Boliden fortsätter att expandera, vid 1940 etableras flera gruvor i närområdet, 1950 köps
Zinkgruvor AB upp och Boliden har etablerat sig i Mellansverige med Garpenberg och Saxberget. Vid det
laget bryter Boliden kopparmalm, blymalm, och zinkmalm (Boliden G. 3., 2018).
Idag är Boliden Mineral AB ett högteknologiskt metallföretag med egna gruvor och smältverk.
Koncernens produktionskapacitet är hög och bygger på erfarenhet, innovation och avancerad teknik för
att kunna arbeta långsiktigt med att garantera samhällets tillgång till bas- och ädelmetaller. Boliden
ansvarar för hållbar metallutvinning, från prospektering och brytning av malm till produktion och
leverans av högkvalitativ metall. Idag arbetar cirka 5 500 personer på Boliden, som bedriver
verksamheten i Sverige, Finland, Norge och Irland (Boliden G. 4., 2018).
Figur 2. 1. Karta över Boliden Mining ABs verksamhet, där hjälm representerar gruvor (Boliden Mines), fabrik är smältverk
(Boliden Smelters) och höghus är kontor (Boliden G. 3., 2018).
4
Entusiasm, ansvar och engagemang genomsyrar verksamheten i alla led. Det övergripande målet är att
skapa lönsamhet och tillväxt på ett ansvarsfullt sätt med omsorg för människa, miljö och samhälle.
Genom att ha strategin med egna gruvor och smältverk bidrar det till en hållbar metallproduktion och
säker metalltillgång i samhället (Boliden G. 1., 2018). Bolidenkoncernens verksamhet är uppdelad i fyra
delar där var och en är viktig för att upprätthålla hög erfarenhet, innovation och långsiktighet.
Man söker ständigt efter nya mineralfyndigheter, både i anslutning till befintliga gruvor och i nya
områden. Genom prospekteringsarbetet framtidsäkras verksamheten och tar långsiktigt ansvar för
samhällets tillgång till metaller av högsta kvalitet. Det är störst fokus på mineralfyndigheter av zink,
koppar, bly, nickel, guld, platina, palladium och silver (Boliden G. 4., 2018).
Malmens brytning sker både i dagbrott och i underjordsgruvor. Med hjälp av expertkunskap om
gruvdesign, modern teknikutveckling och brytningsmetoder håller produktionen mycket hög standard i
alla led, från borrning och sprängning, till lastning och krossning. I anrikningsverken mals malmen ner så
att mineral kan separeras med olika förfinande metoder, bland annat flotation. Koncentratflödena
avvattnas och filtreras, de finkorniga metallrika mineralkoncentraten skickas till smältverk för vidare
bearbetning (Boliden G. 5., 2018).
I smältverken förädlas mineralkoncentraten vidare till rena metaller. Mineralkoncentraten kommer
både från Bolidens egna och andras gruvor. Tack vare teknisk expertis och flexibla processer kan
metaller av mycket hög kvalitet utvinnas ur även komplexa råmaterial. Boliden Mineral AB är också
marknadsledande inom elektronikåtervinning och återvinner dessutom bly från bilbatterier. Precis som
deras gruvor övervakas smältverken dels av Boliden själva, samt tillsynsmyndigheter, så att
verksamheten garanterar hållbarhet i enlighet med de strikta miljövillkoren (Boliden G. 4., 2018).
Produkterna är av hög kvalitet och består i huvudsak av zinktackor, blytackor, kopparkatoder, guldtackor
och silvergranuler. Boliden Mineral AB säljer även andra produkter så som svavelsyra och järnsand.
Majoriteten av metallerna transporteras med tåg eller båt till industrikunder över hela Europa, främst är
det till bygg- och fordonsindustrin (Boliden G. 4., 2018).
2.1.1 Garpenberg
Fyndigheterna i Garpenberg bearbetades redan 375 f. Kr, enligt nya forskningsstudier, och är troligen
Sveriges äldsta gruva som fortfarande är i drift (Boliden G. 6., 2018). Idag är Garpenberg i Hedemora
kommun en av världens mest moderna gruvor. I Garpenberg bryts komplexmalm innehållande zink, bly,
silver, koppar och guld från den stora fyndigheten Lappberget som hittades i slutet av 1990-talet. Den
nya produktionsanläggningen i Garpenberg byggdes 2014 och är Bolidens näst största
investeringsprojekt. Det projektet var ett resultat av att fyndigheten Lappberget hittades.
Den nya produktionsanläggningens syfte var att klara av en ökning från 1,5 miljoner ton till 2,5 miljoner
ton malm per år, så att Bolidens konkurrenskraft på den globala marknaden kunde öka. Investeringen
innebar också utveckling och satsning på branschledande automatiserade tekniklösningar. Det har gjort
Garpenberg mer driftsäkert, miljövänligt och kostnadseffektivt. 2017 anrikades cirka 2634 kton malm till
koncentrat bestående av zink, koppar, bly, guld och silver (Boliden G. 7., 2018).
5
2.2 Flotation Det generella konceptet med flotation är att hydrofoba partiklar i en pulp binder till luftbubblor som
lyfter partikeln till ytan i flotationstanken, medan de hydrofila partiklarna inte binder till luftbubblor och
på så vis inte kan flotera, lyftas över tanken. Syftet med flotationsprocessen är att separera olika
värdemineral ifrån varandra och ifrån icke-värdemineral (Pålsson, 2014).
Flotationen bygger på att under processens gång hitta särskillnader mellan olika malmmineral, utnyttja
dess skillnader och flotera det mest floterbara mineral följt av det näst lättaste och så vidare. Beroende
på om det är lättast att separera produkterna från varandra i början eller i slutet av flotationsserien
finns två huvudgrenar av flotation; selektiv flotation eller kollektiv flotation. Vilken metod som väljs
beror på malmens floterbarhet (B.G. Markman, 2016).
Selektiv flotation är den vanligaste metoden där separationen sker genom att flotera upp ett mineral
och låta resterande tryckas så att ett koncentrat bildas. Det är oftast mindre skillnad i floterbarhet
mellan olika sulfider än dess gångbergart, så selektiv flotation är mer känslig än den kollektiva
flotationen (B.G. Markman, 2016).
I kollektiv flotation blir alla värdemineral floterade och gångbergarten trycks ner. Det är störst skillnad i
floterbarhet mellan gångbergart och värdemineral vilket gör att kollektiv flotation är teoretiskt mest
lämpad. Den här metoden ger ett koncentrat som är ett samlingskoncentrat av flera värdemineral.
Samlingskoncentratet, som bara ska innehålla säljbara mineral, delas sedan upp i en
uppdelningsflotation där de minst floterbara mineralet sjunker och det mer floterbara floteras upp (B.G.
Markman, 2016).
2.2.1 Selektiv flotation
Om de värdefulla mineralen kan göras hydrofoba, separeras de då luft tillförs in i pulpen. Då stiger
bubblorna till ytan ovanför massan där de bildar ett mineraliserat skumlager. Figur 2.2 visar en
flotationscell med luft införd från botten och ett skumlager som kontinuerligt avlägsnas.
6
Figur 2. 2. Principskiss av en flotationscell, inklusive partiklarnas absorption på en luftbubbla (B.A. Wills, T.J. Napier-Munn,
1997).
Mineralytorna görs hydrofoba genom tillsats av kemikalier, så kallade samlare, de vanligaste samlarna
visas i figur 2.3. Vid flotation av metalliska sulfidmineral är dessa föreningar anjoner med polära och
icke-polära ändar. De polära ändarna adsorberas på mineralytan, medan de icke-polära delarna gör ytan
hydrofob. De vanligaste samlarna som används i flotation av sulfidmineral är xantater och ditiofosfater,
såsom kaliumamylxantat (PAX), isobutylxantat (IBX) och kommersiella blandningar som Danafloat,
fastän vissa mineral som molybdenglans och naturligt guld är hydrofoba i sig själv (B.A. Wills, T.J. Napier-
Munn, 1997).
Adsorptionen av samlare på ytan rivaliseras alltid med adsorption av OH-joner, vilket innebär att pH-
värdet är mycket viktigt i flotationsprocessen. Den relativa stabiliteten hos metallsamlare och föreningar
av metallhydroxid varierar mellan olika mineral, vilket innebär att de kan separeras selektivt. Om OH-
jonerna adsorberas på ytan, blir partikeln hydrofil och motstår flotation. Det visas i reaktion 1, där x-
betecknar en godtycklig samlingsanjon. Ett högre pH kommer att gynna adsorption av OH-joner enligt Le
Chateliers princip.
𝑀𝑒 − 𝑂𝐻𝑎𝑑𝑠 + 𝑋𝑎𝑞− ↔ 𝑀𝑒 − 𝑋𝑎𝑑𝑠 + 𝑂𝐻𝑎𝑞
− (1)
En del metallxantater är för instabila vilket innebär att de löser upp sig direkt i pulpen. I de fallen tillsätts
aktiverarna tidigare i flotationen (B.A. Wills, T.J. Napier-Munn, 1997).
Ibland är det svårt att uppnå tillräcklig selektivitet i separationen, då tillsätts tryckare i pulpen. Syftet
med dessa föreningar är att på olika sätt påverka vissa mineral att bli hydrofoba, eller att minska vissa
minerals benägenheter att adsorbera samlare. De kan också ändra pulpen och göra redoxpotentialen
hydrofob och mindre stabil (B.A. Wills, T.J. Napier-Munn, 1997). CrO2-4 är en potentiell tryckare av
blyglans, på grund av bildning av olöst och hydrofilt PbCrO4 på ytan. Eftersom Cr (VI) är farligt för både
7
hälsa och miljö, används dextrin som blyglanstryckare i CuPb-separationen. Dextrinets OH-grupp
interagerar med OH-joner som absorberas på partikelytan och formar ett hydrofilt skikt som förhindrar
flotation (Qi Liu, 1989). Andra ämnen som fungerar som tryckare är SO2-3-joner för svavelkis och
zinkblände, även ZnSO4 trycker zinkblände.
Figur 2. 3. Den kemiska strukturen hos de vanligaste samlarna (Adam Isaksson, 2018).
Det som ytterligare krävs för att flotationen ska fungera ordentligt är ett skumlager i flotationscellen
som förhindrar det floterade värdemineralet från att falla tillbaka ner i pulpen. Skumbildare av långa och
grenade alkoholer eller etrar tillsätts. Dess uppgift är att adsorbera på vatten-luftgränssnittet och
stabilisera bubblor, samtidigt som de har försumbara uppsamlingsegenskaper mot icke värdemineral.
Metylisobutylkarbinol, 1,1,3-tritoxibutan och den kommersiella produkten Dowfroth är några exempel
på vanliga skumbildare för flotation (Bulatovic, 2007). Skumbildare påverkar många viktiga
processparametrar, såsom storleken på bubblorna, höjden på skumlagret och styrkan hos bubblorna. I
skumlagret sker en sekundär anrikning, vatten som går genom skumlagret dränerar bort
gråbergsmineral från skummet (Pålsson, 2014).
Flotation är en komplex process som växelverkar mellan tre olika faser. Ytkemin är viktig för att få bra
utbyten och selektivitet. Reaktionerna är svåra att modellera och kan involvera både kemisorption,
fysisorption, jonisk bindning, kovalent bindning och även andra ytfenomen (Bulatovic, 2007).
2.2.2 Garpenbergs flotation
Processen i Garpenbergs anrikningsverk kontrolleras med hjälp av en röntgenanalysator som analyserar
24 pulpströmmar ute i verket. Provströmmarna levereras till röntgen via provtagare, provpumpar och
neddelartankar ute i processen. Blåsmaskinerna producerar blåsluft till samtliga flotationsapparater och
har ett tryck på 50 kPa. Första flotationssteget är malkretsflotation vars syfte är att flotera det grövre
8
materialet, så att utbytet blir bättre för silver och koppar. Det material som floteras upp, skickas vidare
till CuPb-separation och det som inte floteras går tillbaka in i kvarnen.
De mineral som är värdemineral i Garpenbergs CuPb-process är kopparkis och blyglans. Metallerna är
koppar från kopparkis, bly från blyglans, guld hittas bland annat tillsammans med antimon och silver
finns i flera olika mineral men även som elementärt silver. Reagenserna som används är KAX som
samlarreagens, skumolja för en kraftigare skumbildning, dikromat och dextrin som tryckare samt
järnsulfat för att reducera dikromat. Garpenberg strävar efter att producera ett CuPb-koncentrat med så
höga utbyten och så bra koncentrathalter som möjligt från ingående flotation. Koncentratet produceras
i flotationskretsen, CuPb-flotation, som består av flotationsceller, omrörare, pumpgropar,
fördelningslådor, cykloner och SMD-kvarnar. CuPb-flotationen delas upp i en råserie, en repeteringsserie
samt en ommalningskrets.
Cu-råserien består av fyra stycken 5 m3 flotationsceller. Dessa är seriekopplade så att avfallet från varje
cell leds till nästa cell i serien. De fyra flotationscellerna bildar två olika rå-koncentrat varav det första,
renare koncentratet, leds till repeteringsstegets andra steg. Det andra, mindre rena koncentratet, leds
till repeteringens första steg. Avfallet från den sista cellen är Pb-koncentrat och leds till avvattning via
pumpsystem.
Cu-repeteringen består av tre stycken 5 m3 flotationsceller samt tre pumpgrupper. Varje cell bildar var
för sig ett repeteringssteg. Repeteringsstegen är kaskadkopplade vilket innebär att koncentratet från
varje repeteringssteg leds till nästkommande steg, medan avfallet från varje steg leds till föregående
steg. Det tredje och sista repeteringsstegets koncentrat är Cu-koncentratet, vilket leds till avvattning.
Avfallet från första repeteringssteget leds till råserien.
Ommalning i CuPb består av SMD-kvarnar, ett cyklonbatteri, fördelningslådor samt en pumpgrop. Flödet
från rå-flotationen som ska till ommalning går först via cyklonbatteriet, där överloppet leds till den sista
kvarnen och underloppet till den första kvarnen. Kvarnarna är av typen pinnkvarnar med små keramiska
kulor som malmedia.
Avfallet från CuPb-flotationen går till nästa steg som kallas Zn-flotation. Den består av flotationsceller,
omrörare, pumpgrupper, fördelningslådor, cykloner och SMD-kvarnar. Zn-flotationskretsen delas upp i
en råserie, en repeteringsserie samt en ommalningskrets som för närvarande inte är igång. De metaller
som önskas i Zn-koncentratet är zink men även silver, dock så är det bättre betalt för silvret i Cu-
koncentrat och Pb-koncentrat än vad det är i Zn-koncentratet. För att få zinkblände att flotera används
IBX som samlarreagens, skumolja som skumbildare, kopparsulfat för att aktivera zinkblände, kalk för att
styra pH och trycka vissa gråbergsmineral, samt dextrin som tryckare.
Det är åtta stycken 70m3 flotationsceller i Zn-råserien, dessa celler är seriekopplade så att ett avfall från
varje cell leds till nästa cell i serien. De fem första cellerna bildar två olika rå-koncentrat som leds till
repeteringen, de tre sista bildar ett scavengerkoncentrat. Avfallet från den sista cellen leds till
återfyllnadsanläggningen eller sandpumpningen.
Zn-repeteringen består av sju stycken 40m3 flotationsceller samt två pumpgrupper. De tre första
cellerna bildar första repeteringssteget, ytterligare två bildar andra repeteringssteget medan de två sista
9
cellerna bildar det tredje repeteringssteget. Repeteringsstegen är kaskadkopplade, precis som CuPb-
repeteringen. Rå-koncentraten från råserien leds till första repeteringssteget, det tredje
repeteringsstegets koncentrat är Zn-koncentrat och leds för avvattning (Marklund, 2017).
2.3 Flotationskinetik I den första flotationsmodellen som kom ut 1930 är flotationsutbytet utryckt som en exponentiell
funktion beroende av tid. Efter det har många flotationsmodeller gjorts och med detta som grund har
tre kategorier utvecklats; den empiriska, sannolikhetsbaserade och kinetiska modellen.
De kinetiska modellerna har blivit framtagna från flotationsförsök i labbskala, det visar tabell 2.1 som är
framtagen med hjälp av flotationsförsök på porfyrisk kopparmalm (Yuan & Pålsson, 1996).
Tabell 2. 1. En översikt av några olika kinetiska modeller med former och beskrivningar (Yuan & Pålsson, 1996).
2.3.1 Första ordningens kinetik
Modeller av första ordningens kinetik har utvecklats på antagandena att hastigheten för
partikelbubbelkollisionen är med avseende på antalet partiklar och att bubbelkoncentrationen förblir
konstant (Xiangning BU, 2016).
Ett vanligt sätt att modellera flotationsprocessen är att se den som en kollision av partikelbubblor, vilket
liknar kollisioner mellan molekyler i en kemisk reaktion. Eftersom luftflödet hålls konstant kan
minskningen av partikelkoncentrationen formuleras som ekvation 2.1, Cp beskriver
partikelkoncentrationen av ett mineral som floteras vid tidpunkten t, medan k1 är en
flotationshastighetskonstant och kan inte gå under 0 eller över 30.
𝑑𝐶𝑝
𝑑𝑡= −𝑘1𝐶𝑝 (2.1)
Differentialekvationen kan lösas och uttryckas i form av utbyte vilket ses i ekvation 2.2.
10
𝑅 = 1 − 𝑒−𝑘1𝑡 (2.2)
R står för utbytet och kan inte gå under 0 eller över 100. Denna typ av modell är vanligast att använda
för att beskriva flotationsprocesser som i allmänhet kan vara av första ordning, problem uppstår när
hastighetskonstanten k1 ska bestämmas. Det sker vanligast med flotationstester, studier av flotation
med apatit visar att frekvensen minskas med tiden, vilket kan förklaras av det faktum att någon del av
materialet saknar flytförmåga. Det finns ett ändligt utbyte R∞ som inte kan överstigas. Ekvation 2.3 visar
ett bättre sätt att beskriva utbytet i ett flotationsförsök i labbskala för första ordningens kinetik.
𝑅 = 𝑅∞(1 − 𝑒−𝑘1𝑡) (2.3)
I en flotationscell antas ideal blandning och utbytet kan då beräknas utifrån ekvation 2.4 där R är utbytet
vid en viss uppehållstid τ.
𝑅 =𝑘1τ
1+k1τ (2.4)
Uppehållstiden kan uppskattas från flödeshastigheten vid avskiljning och cellvolym (King, 2012).
2.3.2 Andra ordningens kinetik
Ett begränsat antal studier har innefattat andra ordningens kinetik, vilket även tar hänsyn till
partikelkoncentration. Ekvation 2.5 visar den typen av kinetik, där k2 är den andra ordningens
hastighetskonstant.
𝑑𝐶𝑝
𝑑𝑡= −𝑘2𝐶𝑝
2 (2.5)
Om ekvationen integreras och skrivs om i termer för utbyte, blir resultatet ekvation 2.6.
𝑅 =𝑅∞2 𝑘2𝑡
1+𝑅∞𝑘2𝑡 (2.6)
Ett exempel på ett mineral som följer andra ordningens kinetik är Au som är associerat med svavelkis
(Xiangning BU, 2016).
2.3.3 Klimpels kinetik
För första ordningens kinetik antas hastighetskonstanten konstant. I praktiken beror den på flera
driftsparametrar. Det är något som Klimpels modell, ekvation 2.7, försöker hantera. I ekvationen står kK
för den modifierade första ordningens hastighetskonstant (Xiangning BU, 2016).
𝑅 = 𝑅∞[1 −1
𝑘𝐾𝑡(1 − 𝑒−𝑘𝐾𝑡)] (2.7)
2.3.4 Kelsalls kinetik
Ett annat tillvägagångssätt visas i ekvation 2.8. Där delas mineral upp i snabbt floterande och långsamt
floterande mineral. φ anger procentandel av långsamt floterande mineral, ks är den långsamt floterande
hastighetskonstanten och kf är den snabbt floterande konstanten. Den ekvationen är känd som Kelsall-
modellen (Xiangning BU, 2016).
11
𝑅 = (100 − ϕ)(1 − e−k𝑓t) + 𝜙(1 − e−k𝑠t) (2.8)
2.4 Analysmetoder En röntgenfluorescens spektrometer (XRF) är ett röntgeninstrument som används för rutinmässiga
kemiska analyser. Den används främst på stenar, mineral, sediment och vätskor. Funktionen bygger på
våglängdsdispersiva spektroskopiska principer som liknar en mikrosond (EPMA). En XRF kan emellertid
inte generellt göra analyser vid de små spotstorlekarna som är typiska för EPMA. Därför används XRF
vanligtvis för analyser av större fraktioner av geologiskt material. Kostnaden är låg för provberedning,
den har hög stabilitet och användarvänligheten gör att röntgenspektrometern är en av de mest använda
metoderna för analys av huvud och spårämnen i stenar, mineral och sediment (X-Ray Fluorescence,
(XRF), 2018).
Analyser relaterade till litogeokemi, mineral och spårelement är viktig för att förstå malmformande
geologiska miljöer. Att hantera och tolka data som genereras av dessa tekniker är ett viktigt verktyg för
geologer och geokemister. Det räcker inte med enbart en analytisk metod för att svara på vilka element
som krävs för en litogeokemisk undersökning. ALS utformar analytiska paket för att tillhandahålla
omfattande information med de mest lämpliga metoderna för varje element (Geochemistry, 2018).
Röntgenpulverdiffraktion (XRD) är en av de mest kraftfulla metoderna för studier av kristallina och delvis
kristallina fasta material. Varje kristallin fas har ett unikt pulverdiffraktionsfingeravtryck som används för
att identifiera närvaron av det ämnet i ett prov. När en kristallin fas blir oordnad kan den passera genom
mikrokristallina och nanokristallina faser innan den når en slutgiltig amorf eller slumpmässig fas. Den
kristallina fasen har i var och en av dessa oordnade faser har ett unikt diffraktionsfingeravtryck som kan
extraheras av en mönsterigenkänningsprogramvara, vilket möjliggör identifiering av ett prov. De relativa
mängderna av var och en av dessa unika diffraktionsmönster kan användas för att kvantifiera
provkompositionen (X-ray Powder Diffraction, 2018).
2.5 Statistisk behandling Minitab är en statistisk mjukvara som alla kan använda. Det tillhandahåller de verktyg som behövs för
att analysera data och hitta meningsfulla lösningar på problem. Det fullständiga statistiska
mjukvarupaketet innehåller praktiska funktioner som effektiviserar arbetet, en omfattande uppsättning
statistik för att utforska data och även diagram för att kunna kommunicera resultatet. Metoderna som
finns är grundstatistik som ger en komplett uppsättning av statistiska verktyg inklusive beskrivande
statistik, hypotesprov, förtroendeintervaller och normalitetstester, regression och ANOVA som beskriver
relationerna mellan variabler samt identifierar viktiga faktorer. Kvalitetsverktyg hjälper till att bestämma
om målsystemen är tillräckliga och processerna uppfyller specifikationsgränserna för att skapa
provtagningsplaner. (Minitab, 1, 2018).
Det finns parametrar som beskriver anpassningen och hjälper till att se vilken observation som passar
den anpassade linjen bäst. Residualkvadratsumman, SSE, är den kvadrerade summan av avvikelserna
mellan uppmätta och uppskattade värden på utbytena. Resultatvariabeln S beräknas genom att först
12
dividera SSE med antalet frihetsgrader och sedan ta roten ur det erhållna värdet. Mindre värden på S är
bättre, eftersom det indikerar att observationerna är närmare den anpassade linjen (Minitab, 2, 2018).
Iterationer är antalet upprepningar som krävs för att få den slutgiltiga summan av kvadrerade fel. Om
antalet iterationer är lika med det maximala antalet som visas i metodtabellen, indikerar detta att
algoritmen inte konvergerades på en lösning, i så fall når Minitab det maximala antalet iterationer och
stoppas. (Minitab, 3, 2018)
Konfidensintervall är intervallet av värden som sannolikt kommer att innehålla det verkliga värdet för
varje parameter i modellen. Intervallet består av två delar, det första är punktuppskattning och det
andra är felmarginal. Ett enskilt värde uppskattar en populationsparameter genom att använda
provdatan, där är konfidensintervallet centralt kring punktuppskattningen. Felmarginalen definierar
konfidensintervallets bredd och bestäms av den observerade variabiliteten i provet, provstorleken och
konfidensnivån. För att beräkna den övre gränsen för konfidensintervallet adderas felmarginalen till
punktuppskattningen och för den nedre gränsen subtraheras felmarginalen från punktuppskattningen.
(Minitab, 3, 2018)
13
3. Metod Projektet omfattade en praktisk del som inkluderade provtagning i anrikningsverket, flotationsförsök i
labbskala och provberedning. Efter det skedde en analytisk bearbetning som innefattade XRF och
provanalys från ALS med avslutande beräkningsdel med hjälp av Excel och Minitab 18.
3.1 Provtagning Provtagning av pulp skedde i Garpenbergs anrikningsverk där de flesta proverna togs ut i pulpröntgen
och andra med hjälp av en päronskopa på lämpligt ställe i flotationsprocessen. Varje provtagning i
anrikningsverket togs ut under en timme, där en fjärdedel av provet togs ut varje kvart, vilket tydligast
förklaras i tabell 3.1.
Tabell 3. 1. Tidsschema för provtagningen i anrikningsverket.
Provtagning
Andel Starttid (min) Sluttid (min)
1/4 0 15
2/4 15 30
3/4 30 45
4/4 45 60
Anrikningsverkets flödesschema, inklusive provtagningspunkterna och provtagningsplats visas i figur 3.1.
Varje provtagningspunkt floterades i enlighet med anrikningsverkets flotation efter specifik
provtagningspunkt i anrikningsverket. Totalt togs det prov från 12 olika provpunkter, där det krävdes 2
prov från några provpunkter (1, 11 och 12) för att få tillräckligt med material för analys. Proverna togs ut
under olika dagar i totalt 3 veckor, så att flotationsförsöket skulle kunna ske samma dag som
provtagningen i anrikningsverket för att minska risken av oxidation.
14
Figur 3. 1. Flödesschema men markerade provpunkter.
3.2 Flotationstester Varje provtagningsdag togs 2 prov ut i anrikningsverket och varje prov vägdes inför beräkning av
kemikalietillsatser under flotationsförsöken. Kemikalierna tillsattes i början av flotationsförsöket, alltså
innan luften startades, och de kemikalier som tillsattes i varje provström var beräknade utefter
anrikningsverkets ABB-system, provets massa och dess viktprocent. De kemikalier som tillsattes i
flotationsförsöket var de som tillsattes i anrikningsverket efter respektive provtagningspunkt för att få
en spegling av respektive uppföljande processteg. Flotationsförsöket skedde med självsugande flotation
vid ett varvtal på 1400 rpm.
Varje prov floterades i 30 minuter, med dragning var 15 sekund. Flotationstestet resulterade i 4
koncentrat och en restprodukt. Mellan vilka tider varje koncentrat togs ut visar tabell 3.2.
Tabell 3. 2. Dragningstider för respektive koncentrat.
Dragningstid
Koncentrat Samlingstid
(min)
Starttid
(min)
Sluttid
(min)
1 1 0 0,45
2 3 0,45 2,45
3 10 2,45 9,45
4 30 9,45 30
15
Information om varje flotationsförsök så som blandningstid, pH, temperatur, torrvikter och
kemikalietillsatser i flotationsförsöken finns i appendix 9.2.
3.3 Analysmetod Varje produkt från flotationsförsöken tömdes på vatten på vakuumbordet och torkades i torkskåp. Det
torra provet vägdes, kavlades och delades ner för analysering i XRF, via ALS och via XRD. Vikten på det
torra provet användes för att beräkna den faktiska kemikalietillsatsen. Detta för att se om den faktiska
kemikalietillsatsen skiljer sig kraftigt mot den teoretiska.
3.4 Statistisk analys Det kumulativa utbytet respektive tid för koncentraten i varje provpunkt är grunden för beräkningarna i
Minitab. För alla viktiga element görs en icke-linjär regressionsanalys, med initiala parametervärden
R=90 och K=1. De lägre begränsningarna är R=0 och K=0, de högre begränsningarna är R=100 och K=30.
K står för tiden i minuter och R är utbytet. De tre ekvationerna som ska utvärderas är först den klassiska
modellen, ekvation 3.1.
𝐶2 = 𝑅(1 − 𝑒−𝐾𝐶1) (3.1)
Där C2 är kolumnen med kumulativa utbytet för respektive element och C1 är flotationstiden. Ekvationen
3.2 är Klimpels ekvation och innefattar en rektangulärfördelning. Ekvationen 3.3 är den fullständigt
blandade modellen.
𝐶2 = 𝑅(1 −1
𝐾𝐶1(1 − 𝑒−𝐾𝐶1)) (3.2)
𝐶2 = 𝑅(1 −1
1+𝐶1𝐾
) (3.3)
Resultatet från de olika ekvationerna jämförs för att se vilken av modellerna som passar bäst för varje
provpunkt och element.
16
4. Resultat och diskussion Kartläggningen av flotationskinetiken i Garpenberg visas i detta kapitel för varje provtagningspunkt med
en sammanfattande diskussionsdel rörande varje del av processen. Mycket av arbetets resultat finns i
appendix, där finns det även information om hur mycket kemikalier som tillsattes i varje
flotationsförsök.
4.1 CuPb flotationen Koppar- och blyflotationen innefattar provpunkterna 1-7 som visas i flödesschemat, 3.1. Resultatet i
4.1.1.till 4.1.7 visar att det är höga utbyten genom hela processen och att ommalningen i kretsen verkar
göra en del förbättringar i utbytet. Vad resultatet visar är att verket går optimalt, och tyder på att
värdemineralet tas ut inom 10 minuters flotation.
I avsnitt 4.4 visas det att modellen som passar bäst i CuPb-flotationen är den klassiska modellen för alla
provpunkter, förutom för ingående malm där Klimpels modell passar bäst. Det kan bero på att den
klassiska modellen passar bättre vid lägre utbyten, eftersom halten ökar vid varje flotationssteg blir
skillnaden mellan ingående halt och utgående halt inte lika stor. Teoretiskt sett så är skillnaden i utbytet
mellan ingående material och floterat material störst för provpunkten ingående flotation.
4.1.1 Ingående flotation
Materialet som går in i CuPbflotationen, floterades med kemikalier likt anrikningsverkets process.
Utbytena beräknades med hjälp av torrvikterna från varje prov och analysresultatet och visas i tabell 4.1.
Det är mineral som floteras, dock så är alla beräkningar på elementet vilket leder till att mineralen
kommer att benämnas som element. De floterbara elementen är Cu, Pb och Ag. Zn trycks, tillsammans
med gångartsmineralen, gangue, och floteras senare i Zn-flotationen. Flödena för respektive element
ses i flödesschemat i figur 3.1.
Tabell 4. 1. Kumulativ utbytestabell i %, där värdemineralen som ska flotera är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.1 redovisas grafiskt i figur 4.1. S/FeSx är ett samlingsnamn för flera olika mineral där alla
innehåller svavel och järn. I figuren syns tydligare det kumulativa utbytet mot tiden där Pb, Cu och Ag
följer varandra i en snabbt stigande kurva i början som sedan planar ut allt eftersom tiden går. Det visar
att flotationen går optimalt och att kemikalierna används på rätt sätt, att man får ut mycket i koncentrat
1 och koncentrat 2, medan i koncentrat 3 och 4 finns det lite kvar att flotera. Under flotationsförsöken
syntes det, då bubblorna tappade sin metalliska glans och blev mer och mer vattniga allt eftersom tiden
gick. Den röda linjen med kvadrater är Zn, där syns det att den försöker tryckas och att allt mer material
floteras allt eftersom tiden går. Det beror på att ju mindre material som finns att flotera desto mer följer
det med av materialet som inte ska flotera. Zn visar sig vara mer benäget att flotera än Mg och Si och
ger ett högre kumulativt utbyte. Men de tre linjerna följer egentligen samma mönster att ju mindre Cu
och Pb desto mer av Zn, Mg och Si floteras, det beror på att det är en behållare som det floteras ur. Vid
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 55,63 59,90 46,29 7,11 34,17 33,10 43,78 0,37
Konc 2 76,84 82,99 67,13 16,55 65,56 63,34 83,63 1,69
Konc 3 85,41 90,78 76,22 26,65 73,03 72,36 92,21 4,95
Konc 4 89,76 93,79 81,04 35,66 76,24 76,17 93,70 12,00
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
17
en kontinuerlig process hade det som inte ska floteras förts vidare och inte floterat lika lätt som när allt
är i en behållare.
Figur 4. 1 Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Resultatet av nästa del i projektet finns i Tabell 4.2 och visar parametrarna som är lättast att följa. För
att det ska vara en bra anpassning ska S-värdet ska vara så lågt som möjligt. Om iterationerna är 200
betyder det att ekvationen inte gick att lösa för provpunkterna, vilket innebär att ekvationen inte passar.
Elementet som är viktigast är Cu och Pb, men alla undersökta element redovisas i tabell 4.2.
Tabell 4. 2. Resultat för respektive element och modell från Minitab, där S-värdet är baserat utifrån SSE-värdet.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
INGÅENDE FLOTATIONCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO Si02
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,98 1,03 0,84 0,19 0,64 0,6 0,67
Konfidensintervall (95%) 0,66;1,55 0,76;1,44 0,56;1,36 0,10;0,37 0,53;0,78 0,50;0,73 0,56;0,81
R-värde 86,02 90,94 77,42 34,49 75,07 74,57 93,63
Konfidensintervall (95%) 78,57;93,80 85,09;96,99 70,05;85,11 28,25;42,08 71,29;78,91 70,96;78,25 89,33;98,0
S-värde 3,62 2,87 3,48 2,05 1,73 1,64 2
SSE-värde 39,34 24,72 36,33 12,56 9,02 8,08 11,96
Iterationer 8 7 12 14 7 7 8
K-värde 2,35 2,5 1,98 0,39 1,43 1,35 1,52
Konfidensintervall (95%) 1,97;2,85 2,26;2,78 1,59;2,52 0,18;0,86 0,73;3,31 0,77;2,58 *;4,39
R-värde 90,06 95,03 81,28 37,89 79,39 79 98,78
Konfidensintervall (95%) 86,99;93,18 93,24;96,83 77,57;85,08 29,95;49,04 66,55;93,5 68,37;90,52 80,38;*
S-värde 0,97 0,57 1,14 1,63 3,93 3,18 5,74
SSE-värde 1,88 0,65 2,61 5,29 30,84 20,22 65,88
Iterationer 8 9 7 12 8 10 13
K-värde 0,63 0,58 0,77 4,7 1,11 1,19 0,99
Konfidensintervall (95%) 0,54;0,73 0,44;0,73 0,65;0,89 3,48;6,37 0,47;2,18 0,59;2,15 *;*
R-värde 91,58 96,42 82,96 40,68 81,37 81,14 100
Konfidensintervall (95%) 89,38;93,82 92,61;* 80,67;85,30 37,09;44,84 69,21;94,99 70,37;93,09 *,*
S-värde 0,86 1,51 0,86 0,77 4,56 3,94 6,44
SSE-värde 2,2 6,83 2,24 1,77 62,33 46,69 124,26
Iterationer 6 9 9 10 10 9 200
Ingående malm Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
18
Den modellen som har lägst S- och SSE-värde för Cu och Pb kumulativa utbyte är Klimpels modell. Den
bästa anpassningen visas i figur 4.2 för ingående malm. Grafen till vänster är den anpassade linjen från
Klimpels ekvation mot provpunkterna från ingående malm. Grafen till höger är normalfördelningsgrafen,
punkterna ligger så nära linjen som möjligt vilket visar en god anpassning. Den bästa anpassningen är för
Pb, resterande grafer för värdemineralen finns i appendix.
Figur 4. 2. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgraf är med Klimpels modell och för Pb.
4.1.2 CuPb-råkoncentrat
Första koncentratet från CuPb-flotationen är råkoncentratet som går vidare till repeteringssteget. Det
uttagna CuPb-råkoncentratet floterades med kemikalier liknande så som det skulle ha gjorts i
anrikningsverket. Med torrvikterna från varje prov, och analysresultatet, beräknades utbytet som visas i
tabell 4.3. Det är mineral som floteras, dock så är alla beräkningar på element vilket leder till att
mineralen kommer att benämnas som element. De floterbara elementen är Cu, Pb och Ag. Det är Cu och
Pb som ska vara dominerande element i provet, men det finns även en del restmineral som följt med
bubblorna i råflotationen.
Tabell 4. 3. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen som ska flotera är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.3 redovisas grafiskt i figur 4.3. Där syns tydligare det kumulativa utbytet mot tiden. Där Pb, Cu
och Ag följer varandra i en snabbt stigande kurva i början som sedan planar ut allt eftersom tiden går.
Det visar att flotationen går bra och att kemikalierna gör det de ska, liknande resultatet för ingående
malm. Att ju mindre halt av Cu och Pb, desto högre halt av Zn, Mg och Si floteras. Det beror på att det är
en behållare som floteras ur och att koncentrationen blir lägre för varje dragning. Att det floterar snabbt
tyder på att det är frimalda partiklar vilket innebär att ytan som kemikalierna reagerar på är stor.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 62,20 30,42 33,54 18,21 24,16 23,83 20,06 15,50
Konc 2 90,26 61,66 72,48 43,02 49,43 51,54 48,99 43,09
Konc 3 97,99 77,66 89,04 65,92 69,09 71,49 70,01 71,48
Konc 4 99,46 87,54 95,01 81,45 82,40 84,42 83,64 82,73
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
19
Figur 4. 3. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Nästa del av projektet redovisas i Tabell 4.4. Där visas parametrarna som är lättast att följa, det innebär
att S-värdet ska vara så lågt som möjligt för att det ska vara en bra anpassning. Ekvationen passar inte
om den inte går att lösa på 200 iterationer. Elementen som är viktigast är Cu och Pb, men alla element
visas i tabell 4.4.
Tabell 4. 4. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den modellen som har lägst S- och SSE-värde för Cu och Ag är den klassiska modellen och för Pb är
Klimpels modell den som passar bäst. Den bästa anpassningen visas i figur 4.4, där grafen till vänster är
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
RÅKONCENTRATCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,98 0,44 0,48 0,24 0,33 0,33 0,29
Konfidensintervall (95%) 0,83;1,18 0,30;0,66 0,38;0,61 0,15;0,41 0,19;0,58 0,20;0,55 0,17;0,48
R-värde 97,88 83,3 92,8 78,17 77,72 80 79,84
Konfidensintervall (95%) 94,20;* 74,80;92,28 86,90;98,87 67,01;90,96 66,43;90,55 69,40;91,86 69,14;91,94
S-värde 1,79 3,65 2,58 4,01 4,5 4,24 4,12
SSE-värde 9,62 40,04 19,96 48,27 60,86 58,83 50,8
Iterationer 8 6 6 8 9 8 9
K-värde 2,56 0,95 1,03 0,51 0,69 0,69 0,6
Konfidensintervall (95%) *;* 0,64;1,44 *;1,88 0,31;0,82 0,42;1,17 0,44;1,10 0,36;1,01
R-värde 100 89,4 99,2 85,46 84,29 86,8 87,02
Konfidensintervall (95%) *;* 80,36;99,14 85,37;* 74,18;98,76 73,26;96,82 76,56;98,25 75,10;*
S-värde 2,99 2,44 3,91 2,5 2,72 2,53 2,85
SSE-värde 17,94 11,92 30,51 12,56 14,82 12,78 16,27
Iterationer 200 4 10 8 8 6 7
K-värde 0,52 1,79 1,5 3,6 2,54 2,55 2,99
Konfidensintervall (95%) *;* 1,21;2,60 *;* 2,86;4,53 2,05;3,15 1,93;3,34 2,056;*
R-värde 100 92,97 100 90,9 88,6 91,26 92,02
Konfidensintervall (95%) *;* 84,63;* *;* 85,01;97,35 83,62;93,92 84,79;98,27 82,97;*
S-värde 4 2,69 5,16 1,44 1,39 1,83 2,46
SSE-värde 48,08 21,65 79,85 6,21 5,8 10,02 18,13
Iterationer 200 7 200 7 5 7 9
CuPb-råkoncentrat Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
20
den anpassade linjen från den klassiska ekvationen mot provpunkterna från CuPb-råkoncentrat. Grafen
till höger är normalfördelningsgrafen, där ska punkterna ligga så nära linjen som möjligt för att
anpassningen ska vara bra. Den bästa anpassningen är för Cu, resterande grafer för värdemineralen
finns i appendix.
Figur 4. 4. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Cu.
4.1.3 CuPb-scavengerkoncentrat
Andra koncentratet ifrån CuPb-flotationen är scavengerkoncentratet som går vidare till ommalning. Det
uttagna CuPb-scavengerkoncentratet floterades med kemikalier liknande så som det skulle ha gjorts
efter ommalningen i anrikningsverket, alltså som ingående malm. Det kumulativa utbytet redovisas i
tabell 4.5 där de floterbara elementen är Cu, Pb och Ag. Det är de långsamt floterbara Cu och Pb som
ska vara dominerande element i provet, men det finns även en ganska stor del restmineral som följt
med bubblorna i scavengerflotationen.
Tabell 4. 5. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen som ska flotera är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.5 redovisas grafiskt i figur 4.5 där syns tydligare det kumulativa utbytet mot tiden. Där Pb, Cu
och Ag följer varandra i en snabbt stigande kurva i början som sedan planar ut allt eftersom tiden går.
Detta visar som tidigare att flotationen går optimalt och att kemikalierna används effektivt. De
resterande linjerna visar att allt mer gångartsmaterial floterar allt eftersom tiden går. Flotationen går
långsammare än för CuPb-råkoncentrat vilket tyder på att det är lägre frimalningsgrad.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 41,08 50,44 42,73 30,47 28,51 32,10 28,69 18,70
Konc 2 79,71 83,99 81,33 64,66 59,85 64,66 57,47 50,16
Konc 3 94,93 95,56 97,44 85,30 80,49 84,42 78,50 74,16
Konc 4 98,41 98,01 97,86 92,76 89,26 92,01 88,25 85,22
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
21
Figur 4. 5. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Nästa del av projektet redovisas med parametrarna som är lättast att följa, det innebär att S-värdet ska
vara så lågt som möjligt för en optimal anpassning. Elementen som är viktigast är Cu och Pb, men alla
element visas i tabell 4.6.
Tabell 4. 6 Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Det är den klassiska modellen som är bäst anpassad för Cu, Pb och Ag och visas i figur 4.6. Resterande
grafer för värdemineralen finns i appendix. Grafen till vänster är den anpassade linjen från den klassiska
ekvationen mot provpunkterna för Ag från CuPb-scavengerkoncentrat. Grafen till höger är
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
SCAVENGERKONCENTRATCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,56 0,72 0,58 0,41 0,39 0,43 0,38
Konfidensintervall (95%) 0,50;0,63 0,63;0,82 0,56;0,60 0,33;0,53 0,29;0,53 0,33;0,57 0,27;0,55
R-värde 97,01 96,48 97,9 89,99 85,98 88,92 84,5
Konfidensintervall (95%) 93,90;* 93,48;99,52 96,98;98,82 84,06;96,13 78,96;93,36 82,65;95,43 76,27;93,27
S-värde 1,39 1,38 0,4 2,5 2,92 2,67 3,4
SSE-värde 5,79 5,75 0,51 18,76 25,65 21,36 34,75
Iterationer 7 8 8 6 6 9 7
K-värde 1,34 1,74 1,43 0,88 0,83 0,93 0,81
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* *;1,20 0,66;1,05 0,76;1,16 0,67;2,00
R-värde 100 100 100 96,67 92,59 95,32 91,04
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 89,18;* 86,92;98,54 90,14;* 86,24;96,05
S-värde 4,38 2,8 5,24 1,98 1,46 1,37 1,22
SSE-värde 38,4 15,73 54,98 7,84 4,27 3,77 2,96
Iterationer 200 200 200 9 6 8 5
K-värde 1,09 0,82 1,01 1,9 2,07 1,82 2,11
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* *;* 1,48;* 1,27;* 1,71;2,60
R-värde 100 100 100 100 96,57 99,02 95,02
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* *;* 88,75;* 90,87;* 90,07;*
S-värde 6,13 4,49 6,75 3,22 2,41 2,61 1,48
SSE-värde 112,56 60,38 136,79 31,13 17,4 20,47 6,6
Iterationer 200 200 200 200 8 9 7
Element
Klassiska
CuPb-skavengerkoncentrat
Klimpels
Blandade
22
normalfördelningsgrafen för Cu, där ska punkterna ligga så nära linjen som möjligt för att anpassningen
ska vara bra.
Figur 4. 6. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är den klassiska modellen för Ag respektive Cu.
4.1.4 Ingående ommalning, underlopp cyklon
Pulpen som går in till ommalningskvarnen kommer ifrån underloppet av hydrocyklonen, så att det bara
är de tyngre och större partiklarna som mals. Det uttagna provet floterades med kemikalier så som det
skulle ha gjorts efter ommalningen i anrikningsverket, alltså som ingående malm. De floterbara
elementen är Cu, Pb och Ag dess utbyte redovisas i tabell 4.7. Det är grövre partiklar som är
dominerande, eftersom provet inte är malt. Det är de långsamt floterbara Cu, Pb och Ag, som ska vara
dominerande element i provet, men det finns även en ganska stor del restmineral eftersom det är en
blandning av scavengerkoncentratet och det icke floterbara materialet från repeteringsflotationen.
Tabell 4. 7 Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.7, med det kumulativa utbytet mot tiden, redovisas grafiskt i figur 4.7. Det visar att kemikalierna
används optimalt eftersom Pb, Cu och Ag följer varandra i en snabbt stigande kurva i början som sedan
planar ut allt eftersom tiden går. Till skillnad mot de tidigare provpunkterna är det mer stigning på linjen
mellan koncentrat 3 och 4 för ingående ommalning. Det beror på att det är större partiklar som tar
längre tid att flotera. Detta tyder också på att det finns partiklar som inte är frimalda, de är svårare att
flotera eftersom ytan för kemikalierna att reagera med är mindre.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 19,93 14,31 13,19 4,31 4,77 5,12 4,18 9,14
Konc 2 63,12 50,34 50,17 24,13 25,31 25,63 22,34 30,34
Konc 3 81,69 64,73 68,96 40,14 42,42 41,21 37,57 41,48
Konc 4 90,10 69,98 77,67 48,18 52,22 49,54 46,76 46,58
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
23
Figur 4. 7. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Nästa del av projektet var att undersöka vilken av de tre första ordningens kinetikekvationer som
passade bäst in på flotationsförsöken. De intressantaste elementen är Cu och Pb, men alla element
redovisas i tabell 4.8.
Tabell 4. 8. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den modellen som har lägst S- och SSE-värde för Cu, Ag och Pb är den klassiska modellen som
följaktligen passar bäst. Den bästa anpassningen visas i figur 4.8 där grafen till vänster är den anpassade
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
INGÅENDE OMMALNINGCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,36 0,36 0,3 0,19 0,19 0,2 0,18
Konfidensintervall (95%) 0,21;0,61 0,19;0,65 0,16;0,55 0,11;0,36 0,10;0,33 0,11;0,37 0,10;0,33
R-värde 88,02 69,05 76,04 48 51,93 49,07 46,49
Konfidensintervall (95%) 75,02;* 57,46;81,96 63,06;90,91 39,40;58,20 42,92;62,64 40,41;59,27 38,36;56,23
S-värde 5,45 4,91 5,21 3 3,07 3,06 2,74
SSE-värde 89,06 72,28 81,44 27,04 28,24 28,05 22,54
Iterationer 5 8 6 7 7 6 8
K-värde 0,73 0,72 0,6 0,39 0,38 0,41 0,35
Konfidensintervall (95%) *;2,40 *;3,24 *;2,16 0,11;1,27 0,11;1,11 0,12;1,29 0,11;1,07
R-värde 95,52 74,94 83,07 53,27 57,72 54,29 51,73
Konfidensintervall (95%) 69,27;* 50,68;* 57,84;* 36,39;82,61 40,50;86,89 37,85;81,31 36,33;78,13
S-värde 7,16 6,76 6,6 3,81 3,76 3,76 3,32
SSE-värde 102,63 91,27 87,23 28,97 28,23 28,2 22,01
Iterationer 9 11 8 10 9 10 10
K-värde 2,42 2,44 3,01 4,9 5,18 4,63 5,33
Konfidensintervall (95%) *;* 0,76;* 1,10;* 1,94;13,01 2,22;12,67 1,90;11,61 2,31;12,88
R-värde 100 78,67 87,92 57,51 62,45 58,45 56,04
Konfidensintervall (95%) *;* 58,34;* 66,65;* 42,97;80,82 47,67;85,59 44,41;80,00 42,90;76,68
S-värde 7,17 6,62 6,4 3,6 3,51 3,54 3,07
SSE-värde 154,37 131,52 122,69 38,81 36,96 37,49 28,26
Iterationer 200 12 9 11 10 10 10
Klimpels
Blandade
Ingående ommalning Element
Klassiska
24
linjen från den klassiska ekvationen mot provpunkterna och grafen till höger är normalfördelningsgrafen
för Pb.
Figur 4. 8. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är den klassiska modellen för Pb.
4.1.5 Ommalningsretur
Till ingående CuPb-flotation går även strömmen ommalningsretur som är en blandning mellan
scavengerkoncentrat, utgående från repeteringen, överlopp från hydrocyklonen i ommalningskretsen
och utgående från ommalningskvarnen. Provet från ommalningsretur floterades med kemikalier
liknande provet ingående malm. I detta prov är det långsamt floterbara Cu, Pb och Ag som ska vara
dominerande element i provet, men det finns även en del restmineral eftersom det är en blandning av
scavengerkoncentrat och det icke floterbara materialet från repeteringsflotationen. Det kumulativa
utbytet redovisas i tabell 4.9.
Tabell 4. 9. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen är Cu, Pb och Ag.
I tabell 4.9 redovisas grafiskt det kumulativa utbytet mot tiden i figur 4.9. Detta jämfört med ingående
ommalning tyder på mindre partikelstorlek i provet, vilket innebär bland annat att kvarnen maler
partiklarna och att överloppet på cyklonens flöde har mindre partiklar mot hydrocyklonens underlopp.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 51,70 53,33 44,93 27,77 26,32 29,55 21,42 14,54
Konc 2 85,89 87,65 81,02 58,42 55,85 60,09 49,81 37,73
Konc 3 95,97 96,54 93,68 75,56 72,14 76,35 67,84 55,58
Konc 4 99,03 99,01 98,30 87,29 83,92 86,84 79,69 68,89
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
25
Figur 4. 9. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
I tabell 4.10 redovisas resultatet från Minitab där de viktigaste elementen är Cu och Pb.
Tabell 4. 10. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Det är den klassiska modellen som har lägst S- och SSE-värde för Cu, Ag och Pb, vilket innebär att den
modellen är bäst anpassad och visas i figur 4.10. Grafen till vänster är den anpassade linjen från den
klassiska ekvationen mot provpunkterna och grafen till höger är normalfördelningsgrafen för Pb.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
OMMALNINGSRETURCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,74 0,78 0,62 0,4 0,4 0,43 0,34
Konfidensintervall (95%) 0,65;0,85 0,71;0,87 0,53;0,74 0,25;0,64 0,24;0,65 0,29;0,66 0,20;0,54
R-värde 97,28 97,63 96,04 82,57 79,2 82,4 75,72
Konfidensintervall (95%) 94,24;* 95,31;99,97 92,01;* 72,53;93,43 69,10;90,21 73,35;92,02 65,93;86,59
S-värde 1,41 1,09 1,83 4,22 4,24 3,86 3,93
SSE-värde 5,97 3,54 10 53,41 53,93 44,74 46,35
Iterationer 7 7 7 7 7 6 9
K-värde 1,84 1,96 1,47 0,84 0,83 0,92 0,69
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 0,53;1,38 0,50;1,42 0,61;1,42 0,42;1,18
R-värde 100 100 100 89,05 85,49 88,55 82,2
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 78,26;* 74,27;98,01 79,17;98,72 71,11;94,8
S-värde 3,52 4,03 3,12 2,84 2,95 2,51 2,78
SSE-värde 24,82 32,53 19,45 16,09 17,37 12,62 15,44
Iterationer 200 200 200 5 6 4 5
K-värde 0,76 0,71 0,99 2,06 2,1 1,87 2,55
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 1,41;* 1,41;3,06 1,29;2,66 1,71;3,77
R-värde 100 100 100 93,02 89,37 92,2 86,5
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 84,61;* 80,93;98,70 84,22;* 77,7;96,31
S-värde 5 5,31 4,89 2,59 2,59 2,53 2,53
SSE-värde 74,89 84,44 71,75 20,15 20,14 19,23 19,19
Iterationer 200 200 200 7 7 7 6
Ommalningsretur Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
26
Figur 4. 10. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Pb.
4.1.6 Ommalning överlopp cyklon
Flödet som går in till ommalningskvarnen sker från underloppet av hydrocyklonen, så att det bara är de
tyngre och större partiklarna som mals. Överloppet av cyklonen är en del av strömmens
ommalningsretur som blandas med scavengerkoncentrat, utgående från repeteringen, överlopp från
hydrocyklonen i ommalningskretsen och utgående från ommalningskvarnen. Det uttagna provet bör ha
mindre partiklar och floterades som ingående malm med de floterbara elementen Cu, Pb och Ag. I tabell
4.11 redovisas resultatet för utbytet från försöket. Det är mindre och lättare partiklar som är
dominerande, eftersom det är överlopp från hydrocyklonen. Provet är en blandning av det icke
floterbara materialet i repeteringsflotationen och materialet från scavengerkoncentratet så provet
innehåller en del restmaterial.
Tabell 4. 11. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.11 redovisas grafiskt i figur 4.11. Där syns tydligare det kumulativa utbytet mot tiden och att Pb,
Cu och Ag följer varandra i en snabbt stigande kurva i början som sedan planar ut allt eftersom tiden går.
Det visar på effektiv flotation och att kemikalierna används optimalt.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 51,90 55,15 47,18 28,28 28,06 30,73 21,48 22,52
Konc 2 88,44 90,96 85,01 61,69 62,21 64,44 54,57 58,63
Konc 3 96,60 97,50 94,89 77,18 77,23 78,95 71,53 75,75
Konc 4 99,33 99,39 98,86 90,56 89,91 90,91 86,32 85,88
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
27
Figur 4. 11. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
I tabell 4.12 är de viktigaste elementen Cu och Pb, det redovisas med parametrarna som är lättast att
följa. För att det ska vara en bra anpassning så bör S-värdet vara så lågt som möjligt och om
iterationerna är 200 betyder det att ekvationen inte gick att lösa för provpunkterna, vilket innebär att
ekvationen inte passar.
Tabell 4. 12. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
ÖVERLOPP CYKLON OMMALNINGCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,76 0,83 0,68 0,41 0,42 0,45 0,33
Konfidensintervall (95%) 0,69;0,84 0,76;0,90 0,58;0,79 0,24;0,70 0,25;0,70 0,28;0,72 0,18;0,62
R-värde 98,11 98,64 97,12 85,1 84,76 85,79 81,31
Konfidensintervall (95%) 95,68;* 96,80;* 93,52;* 73,38;97,92 73,54;96,95 75,29;97,01 68,16;96,49
S-värde 1,13 0,87 1,66 4,98 4,79 4,54 5,32
SSE-värde 3,86 2,27 8,22 74,39 68,86 61,81 85
Iterationer 8 8 8 6 8 8 10
K-värde 1,92 2,15 1,64 0,86 0,87 0,95 0,68
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* *;1,71 *;1,76 *;1,78 *;1,58
R-värde 100 100 100 91,84 91,42 92,21 88,48
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 76,87;* 76,33;* 78,68;* 70,44;*
S-värde 5,04 5,23 4,59 4,02 4,08 3,71 4,63
SSE-värde 50,72 61,16 42,2 32,35 33,36 27,59 42,81
Iterationer 200 200 200 5 6 5 3
K-värde 0,72 0,63 0,87 2,03 1,99 1,81 2,63
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 1,22;* 1,15;* 1,09;* 1,45;*
R-värde 100 100 100 95,99 95,48 95,99 93,32
Konfidensintervall (95%) *;* *;* *;* 84,59;* 83,43;* 85,00;* 79,79;*
S-värde 6,15 6,36 5,97 3,58 3,83 3,57 3,96
SSE-värde 113,4 121,48 107,02 38,45 44,03 38,3 47,14
Iterationer 200 200 200 7 7 8 7
Överl cykl ommalning Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
28
Det är den klassiska modellen som passar bäst för Cu, Ag och Pb. Den anpassningen som redovisas i figur
4.12 är den anpassade linjen från den klassiska ekvationen mot provpunkterna och
normalfördelningsgrafen för Pb.
Figur 4. 12. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Pb.
4.1.7 Ingående CuPb separation
Till CuPb-separationen kommer koncentratpulpen från CuPb-repeteringen, i detta steg floteras Cu och
Pb trycks. Det uttagna provet floterade likt CuPb-separationsflotationen i flotationsförsöket. Det
resulterade utbytet redovisas i tabell 4.13. Problemet med en separationsflotation är att
gångartmineralen som är i detta steg hamnar i Pb koncentratet, vilket bland annat är anledningen till
varför repeteringssteget finns. Allt material som är i separationsflotationen hamnar antingen i Cu-
koncentratet eller i Pb-koncentratet, vilket är anrikningsverkets slutprodukter.
Tabell 4. 13. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.13 redovisar det kumulativa utbytet mot tiden vilket också åskådliggörs grafiskt i figur 4.13. Där
följer Cu och Ag varandra i en snabbt stigande kurva i början som sedan planar ut allt eftersom tiden går,
till skillnad mot Pb som trycks. Pb-linjen är stabil längst ner tillsammans med gångartselementen under
hela flotationsförsöket, vilket innebär att kemikalierna används på ett optimalt vis.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 41,90 11,87 33,27 8,53 20,70 12,54 -0,20 23,11
Konc 2 84,40 32,36 66,08 24,49 47,23 34,24 25,50 34,03
Konc 3 97,15 52,47 80,93 44,94 66,12 54,98 59,35 42,26
Konc 4 99,36 70,18 89,09 71,94 83,13 73,45 75,89 65,80
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
29
Figur 4. 13. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Första ordningens kinetikekvationer som passar bäst in på flotationsförsöket visas i tabell 4.14, där det
viktigaste elementet är Cu. Parametrarna som är lättast att följa är S-värdet som ska vara så lågt som
möjligt och om iterationerna är 200 betyder det att ekvationen inte gick att lösa för provpunkterna.
Tabell 4. 14. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den modellen som passar bäst och har lägst S- och SSE-värde för Cu är den klassiska modellen. Den
bästa anpassningen för Cu visas i figur 4.14 där grafen till vänster är den anpassade linjen och grafen till
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
INGÅENDE SEPARATIONCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,59 0,18 0,49 0,11 0,28 0,18 0,13
Konfidensintervall (95%) *;0,70 0,10;0,32 0,36;0,67 0,58;0,18 0,14;0,58 0,10;0,34 *;0,26
R-värde 98,91 68,38 85,48 74,13 78,02 71,44 78,74
Konfidensintervall (95%) 94,39;* 56,97;82,04 78,44;92,78 61,14;94,65 63,81;95,23 59,25;86,07 59,91;*
S-värde 2,05 3,69 3,08 3,3 5,43 3,96 5,8
SSE-värde 12,62 40,76 28,41 32,68 88,48 47,06 100,97
Iterationer 10 11 7 10 10 11 8
K-värde 1,48 0,37 1,06 0,2 0,59 0,38 0,23
Konfidensintervall (95%) *;* 0,18;0,77 0,74;1,59 *;0,49 *;1,32 0,18;0,80 *;1,11
R-värde 100 75,44 91,32 85,25 85,07 78,74 90,68
Konfidensintervall (95%) *;* 60,29;96,47 82,58;* 61,69;* 68,10;* 62,56;* 51,14;*
S-värde 6,97 3,03 2,43 3,46 4,08 3,27 7,67
SSE-värde 97,12 18,36 11,81 24,01 33,34 21,41 117,53
Iterationer 200 10 6 10 7 8 11
K-värde 0,97 5,05 1,58 10 3,07 4,96 8,59
Konfidensintervall (95%) *;* 3,56;7,21 1,00;* 6,21;* 2,05;4,58 3,44;7,19 *;*
R-värde 100 81,31 94,59 94,78 90,16 84,82 100
Konfidensintervall (95%) *;* 72,85;91,40 85,23;* 79,36;* 80,63;* 75,67;95,80 *;*
S-värde 8,14 1,78 3,14 2,13 2,54 1,95 7,01
SSE-värde 198,65 9,49 29,66 13,58 19,28 11,39 147,46
Iterationer 200 4 8 11 5 5 200
Blandade
Ingående CuPb-separation Element
Klassiska
Klimpels
30
höger är normalfördelningsgrafen, där ska punkterna ligga så nära linjen som möjligt för att
anpassningen ska vara bra.
Figur 4. 14. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Cu.
4.2 Zn flotationen Zinkflotationskretsen innefattar provpunkterna 8-11 som visas i flödesschemat, 3.1. Resultatet nedan
redovisar höga utbyten genom hela flotationsprocessen. I sista steget, som kallas 2a repeteringen, är det
svårt att flotera enbart Zn eftersom det är lätt att gångartsmineralen också floteras i detta steg. Övriga
flotationspunkter tyder på att verket går optimalt och att det mesta av Zn i flotationsförsöken tas ut
inom 10 minuters flotationstid.
Första ordningens kinetikmodell som passar bäst enligt resultatet är den klassiska modellen för alla
provpunkter, förutom för 2a Zn repeteringskoncentratet, där passar Klimpels modell bäst.
4.2.1 Ingående Zn flotation
Materialet som inte floterar i CuPb-flotationen transporteras in i Zn-flotation. Det uttagna provet
floterades med kemikalier liknande anrikningsverkets processer för Zn-flotation. Med torrvikterna från
varje prov, och analysresultatet beräknades utbytet som visas i tabell 4.15. Det är mineral som floteras,
dock så är alla beräkningar på elementet vilket leder till att mineralen kommer att benämnas som
element.
Tabell 4. 15. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralet är Zn.
Det kumulativa utbytet mot tiden i tabell 4.15 redovisas grafiskt i figur 4.15. Zn floterar snabbt så
majoriteten av allt Zn tas ut i koncentrat 1 och koncentrat 2. Linjen för Zn mellan 10 min och 30 min är
vågrät, det visar att allt floterbart Zn är floterat och att kemikalierna används optimalt.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 21,42 26,47 24,36 54,90 31,81 33,95 27,65 5,40
Konc 2 50,20 60,70 55,89 91,23 66,58 69,25 62,67 11,07
Konc 3 70,03 84,28 77,87 98,60 85,04 88,80 85,92 18,42
Konc 4 80,43 91,44 85,88 99,28 92,20 95,98 95,09 26,77
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
31
Gångartsmaterialet floterar allt eftersom tiden går, det beror på att det är en behållare som det floteras
ur, men om det hade varit en kontinuerlig process hade istället det som inte ska flotera förts vidare till
sandförtjockaren och inte floterats lika lätt.
Figur 4. 15. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Nästa del av projektet var att se vilken av de tre första ordningens kinetikekvationer som passade bäst in
på flotationsförsöket. Tabell 4.16 redovisar det viktigaste elementet Zn och parametrarna som är lättast
att följa, det innebär att S-värdet ska vara så lågt som möjligt för att det ska vara en bra anpassning. Om
iterationerna är 200 betyder det att ekvationen inte gick att lösa för provpunkterna, vilket innebär att
ekvationen inte passar.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
INGÅENDE ZN-FLOTATIONCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
32
Tabell 4. 16. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Modellen som passar bäst har lägst S- och SSE-värde, vilket för Zn är den klassiska modellen. Den bästa
anpassningen visas i figur 4.16. Grafen till vänster är den anpassade linjen från den klassiska ekvationen
mot provpunkterna. Grafen till höger är normalfördelningsgrafen för Zn, där ska punkterna ligga så nära
linjen som möjligt för att anpassningen ska vara bra. Resterande grafer för värdemineralen finns i
appendix.
Figur 4. 16. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Zn.
4.2.2 Zn råkoncentrat
Materialet som floterar i Zn-flotationens rå-flotation är råkoncentratet, det uttagna provet floterades
med kemikalier så som det skulle ha gjorts i anrikningsverket, alltså som Zn-repeteringen. Det
kumulativa utbytet från flotationsförsöket redovisas i tabell 4.17.
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,33 0,36 0,35 0,82 0,45 0,45 0,37
Konfidensintervall (95%) 0,22;0,49 0,29;0,45 0,27;0,46 0,78;0,86 0,35;0,57 0,36;0,57 0,28;0,48
R-värde 77,19 89,67 83,46 99,15 89,37 93,07 92,12
Konfidensintervall (95%) 69,01;86,08 84,05;94,89 77,45;89,76 98,00;* 83,43;95,50 87,18;99,13 85,01;99,60
S-värde 3,27 2,17 2,44 0,54 2,55 2,52 2,91
SSE-värde 32,01 14,18 17,83 0,88 19,44 19,1 25,44
Iterationer 10 5 7 8 6 7 7
K-värde 0,68 0,77 0,74 2,15 0,95 0,97 0,77
Konfidensintervall (95%) 0,46;1,03 *;1,11 0,54;1,04 *;* *;1,38 *;1,31 *;1,08
R-värde 83,77 96,48 90,24 100 95,77 99,63 99,52
Konfidensintervall (95%) 74,90;93,54 87,10;* 82,27;98,81 *;* 87,08;* 92,25;* 90,61;*
S-värde 2,2 2,41 2,02 6,01 2,36 2 2,28
SSE-värde 9,65 11,6 8,14 72,28 11,1 7,96 10,35
Iterationer 7 7 7 200 8 9 7
K-värde 2,57 2,21 2,35 0,63 1,77 1,58 2,03
Konfidensintervall (95%) 1,75;3,75 *;* 1,51;* *;* 1,11;* *;* *;*
R-värde 88,04 100 94,44 100 99,42 100 100
Konfidensintervall (95%) 79,40;97,72 *;* 84,27;* *;* 88,83;* *;* *;*
S-värde 2,5 3,66 3,06 6,77 3,47 3,83 3,99
SSE-värde 18,7 40,2 28,13 137,52 36,19 44,09 47,75
Iterationer 9 200 7 200 9 200 200
Ingående Zn-flotation Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
33
Tabell 4. 17. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralet är Zn.
Tabell 4.17 redovisas grafiskt i figur 4.17, där syns tydligare det kumulativa utbytet mot tiden. Zn i
råkoncentratet floterar långsammare än för ingående Zn-flotationen. Linjen för Zn mellan 10 minuter
och 30 minuter är vågrät, vilket visar att allt floterbart Zn har floterat och att kemikalierna används
optimalt. Zn har maxpunkten vid 80 % kumulativt utbyte, vilket tyder på att det finns mycket
inneslutningar och halvkorn som inte är floterbara.
Figur 4. 17. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Nästa del av projektet var att se vilken av de tre första ordningens kinetikekvationer som passade bäst in
på flotationsförsöket. Tabell 4.18 visar parametrarna som är lättast att följa, det innebär att S-värdet ska
vara så lågt som möjligt för att det ska vara en bra anpassning. Om iterationerna är 200 betyder det att
ekvationen inte gick att lösa för provpunkterna, vilket innebär att ekvationen inte passar. Elementet som
är viktigast är Zn men alla element visas i tabell 4.18.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 7,34 7,18 6,00 17,70 2,55 7,40 1,78 1,45
Konc 2 20,01 22,42 17,67 44,43 8,45 19,84 6,38 5,06
Konc 3 41,71 50,54 43,76 78,79 34,34 48,85 32,49 23,60
Konc 4 47,80 62,15 53,43 82,42 39,27 53,95 38,34 32,13
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
ZN-RÅKONCCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
34
Tabell 4. 18. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den modellen som passar bäst har lägst S- och SSE-värde, vilket för Zn är den klassiska modellen. Den
bästa anpassningen visas i figur 4.18. Grafen till vänster är den anpassade linjen från den klassiska
ekvationen mot provpunkterna och grafen till höger är normalfördelningsgrafen för Zn.
Figur 4. 18. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Zn.
4.2.3 Zn scavengerkoncentrat
Andra koncentratet från Zn-flotationen är scavengerkoncentratet. Det uttagna Zn-
scavengerkoncentratet floterades med kemikalier liknande Zn-flotationens rå-serie eftersom
ommalningskretsen inte var igång under försöksperioden. Med torrvikterna från varje prov, och
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,18 0,15 0,14 0,26 0,13 0,17 0,11
Konfidensintervall (95%) 0,16;0,21 0,12;0,18 0,11;0,19 0,22;0,29 0,04;0,31 0,11;0,26 *;0,31
R-värde 48,49 63,37 54,89 83,61 41,71 55,73 41,17
Konfidensintervall (95%) 45,99;51,09 59,15;67,90 49,42;61,05 79,92;87,40 29,09;69,60 47,99;64,51 *;*
S-värde 0,82 1,29 1,68 1,37 4,07 2,62 4,47
SSE-värde 2,04 4,99 8,43 5,59 49,73 20,52 60,01
Iterationer 9 9 10 7 14 11 14
K-värde 0,36 0,29 0,27 0,52 0,22 0,33 0,2
Konfidensintervall (95%) 0,19;0,69 0,15;0,54 0,11;0,61 *;1,12 *;2,10 0,94;1,06 *;2,58
R-värde 54,02 71,62 62,38 91,43 48,39 62,61 48,32
Konfidensintervall (95%) 43,54;67,68 57,56;91,02 46,79;87,33 72,78;* *;* 42,16;99,65 *;*
S-värde 2,16 2,6 2,91 4,47 5,46 4,38 5,84
SSE-värde 9,35 13,55 16,94 39,88 59,66 38,38 68,1
Iterationer 11 11 12 10 17 12 18
K-värde 5,22 6,79 7,29 3,42 9,34 5,85 11,05
Konfidensintervall (95%) 2,64;10,47 3,56;13,42 3,38;16,74 1,60;* 1,90;* 2,10;17,20 1,95;*
R-värde 58,19 78,37 68,6 96,54 54,5 67,87 55,36
Konfidensintervall (95%) 46,78;74,15 62,84;* 52,51;95,19 77,67;* 30,53;* 48,59;* 28,69;*
S-värde 2,63 3,1 3,18 5,25 4,96 4,5 5,17
SSE-värde 20,72 28,88 30,41 82,64 73,67 60,7 80,3
Iterationer 11 8 9 10 15 11 12
Klassiska
Klimpels
Blandade
Zn råkoncentrat Element
35
analysresultatet beräknades utbytet som visas i tabell 4.19. Teoretiskt sett så är det de långsamt
floterbara Zn som ska vara det dominerande elementet i provet och mer restmineral än i Zn-
råkoncentrat.
Tabell 4. 19. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralet är Zn.
Det kumulativa utbytet i tabell 4.19 redovisas grafiskt i figur 4.19. Zn i scavengerkoncentratet floterar
långsammare än för ingående Zn-flotationen. Kemikalierna används optimalt och materialet floterar
långsammare än tidigare provpunkter i Zn-serien. Gångartsmaterialet floterar allt eftersom tiden går,
vilket tyder på att det följer med vattnets transportväg.
Figur 4. 19. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Det viktigaste elementet i de tre första ordningens kinetikekvationer är Zn, men alla element visas i
tabell 4.20.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 14,40 10,87 10,38 38,55 4,84 15,36 3,67 3,23
Konc 2 38,10 32,90 29,31 69,66 9,57 28,28 6,44 8,57
Konc 3 69,32 63,75 56,19 94,37 28,41 48,85 24,07 34,64
Konc 4 83,30 81,77 75,04 98,04 45,89 62,04 41,87 63,11
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
ZN-SKAVENGERKONCCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
36
Tabell 4. 20. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den bäst anpassade modellen är den klassiska modellen för Zn och visas i figur 4.18. Grafen till vänster
är den anpassade linjen från den klassiska ekvationen mot provpunkterna och grafen till höger är
normalfördelningsgrafen.
Figur 4. 20. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med den klassiska modellen för Zn.
4.2.4 2a Zn repeteringskoncentrat
Repeteringsflotationen har tre repeteringssteg där provet är taget vid det 2a repeteringssteget och
floterat som det kvarvarande steget i flotationen. Efter det här flotationssteget är slutprodukten Zn-
koncentrat. Det kumulativa utbytet visas i tabell 4.21.
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,19 0,16 0,15 0,46 0,08 0,21 0,06
Konfidensintervall (95%) 0,17;0,23 0,13;0,20 0,12;0,19 0,37;0,58 0,06;0,10 0,12;0,38 0,03;0,10
R-värde 82,75 81,96 75,14 96,36 50,56 60,13 49,64
Konfidensintervall (95%) 78,62;87,05 76,92;87,34 69,12;81,75 90,47;* 45,60;57,29 50,07;71,97 40,83;69,37
S-värde 1,36 1,54 1,79 2,52 0,95 3,41 1,37
SSE-värde 5,54 7,1 9,59 19,02 2,71 38,89 5,64
Iterationer 7 7 9 7 8 12 9
K-värde 0,39 0,31 0,29 1,09 0,14 0,43 0,1
Konfidensintervall (95%) 0,32;0,49 *;0,42 0,23;0,38 *;* 0,07;0,23 0,21;0,90 *;0,24
R-värde 91,51 91,81 84,34 100 60,33 65,86 60,62
Konfidensintervall (95%) 85,50;98,04 83,07;* 77,30;92,32 *;* 48,70;81,77 52,99;82,94 41,92;*
S-värde 1,18 1,55 1,18 2,73 1,27 2,72 1,75
SSE-värde 2,79 4,79 2,78 14,92 3,21 14,79 6,13
Iterationer 7 7 5 200 8 10 9
K-värde 4,73 6,16 6,56 1,36 15,77 4,21 22,4
Konfidensintervall (95%) 3,29;* *;* 5,30;8,15 *;* 10,11;26,21 3,16;5,59 11,48;*
R-värde 98,2 99,83 91,92 100 70,45 70,2 73,64
Konfidensintervall (95%) 87,64;* *;* 85,45;99,25 *;* 58,01;90,55 64,48;76,68 53,51;*
S-värde 2,37 2,2 1,15 4,52 1,22 1,29 1,55
SSE-värde 16,85 14,46 3,99 61,21 4,49 4,96 7,24
Iterationer 9 12 7 200 8 6 10
Zn skavengerkoncentrat Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
37
Tabell 4. 21. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralet är Zn.
Tabell 4.21 redovisas grafiskt i figur 4.21 och visar ett högt utbyte av Zn och att kemikalierna används
optimalt. Alla elementen ligger nära varandra i grafen, vilket tyder på att det är lätt att få med sig
mycket gångartsmineral i detta flotationssteg. Zn-koncentratet kan inte göras lika rent som till exempel
Cu-koncentratet. Det kan också tolkas som att Zn-partiklarna innehåller inneslutningar eller att de är så
pass små att de följer vattnets väg.
Figur 4. 21. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Första ordningens kinetikekvation som passar bäst in på flotationsförsöket är Klimpels modell för Zn.
Det är ekvationen med lägst S-värde som är bäst anpassad, vilket visas i tabell 4.22.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 47,49 33,50 39,21 57,09 45,84 54,95 40,68 13,72
Konc 2 75,33 56,03 63,19 84,05 67,27 80,69 57,77 24,48
Konc 3 89,79 71,90 78,65 96,86 79,38 93,57 70,98 40,90
Konc 4 97,18 85,77 91,55 99,76 91,30 98,24 87,84 72,50
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35
KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
2A REPETERING ZN-KONCCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
38
Tabell 4. 22. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den modellen som har lägst S- och SSE-värde för Zn är Klimpels modell, men något som talar emot detta
är att den modellen nådde upp till 200 iterationer. Enligt graferna ser man dock att Klimpels modell trots
detta passar bäst och den bäst anpassade grafen visas i figur 4.22. Resterande grafer för värdemineralet
finns i appendix.
Figur 4. 22. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med Klimpels modell för Zn.
4.3 Malkretsflotation underlopp cyklon Malkretsflotationsprovet är taget från underloppet av hydrocyklonen, som är placerad efter primär- och
sekundärkvarnen. Överloppet skickas till flotation medan underloppet floteras i malkretsflotation, det
som floterar skickas vidare till CuPb-separation. Med torrvikterna från varje prov och analysresultatet
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,65 0,46 0,52 0,82 0,68 0,8 0,57
Konfidensintervall (95%) 0,43;1,03 0,22;1,03 0,27;1,13 *;1,20 0,33;1,65 0,53;1,26 0,19;2,61
R-värde 92,65 79,02 84,73 96,94 84,03 94,46 78,34
Konfidensintervall (95%) 83,17;* 64,66;95,11 70,60;* 89,43;* 69,78;99,32 85,67;* 58,86;*
S-värde 4,29 6,17 6,2 3,53 6,5 4,11 8,67
SSE-värde 55,23 114,25 115,45 37,29 126,91 50,59 225,54
Iterationer 8 10 10 8 12 9 12
K-värde 1,48 0,99 1,16 2,06 1,55 1,87 1,28
Konfidensintervall (95%) *;1,95 0,43;2,62 *;2,78 *;* *;4,55 *;2,21 *;*
R-värde 97,81 84,67 90,23 100 88,78 99,2 83,29
Konfidensintervall (95%) 92,15;* 67,87;* 74,63;* *;* 73,10;* 95,97;* 57,61;*
S-värde 1,65 4,61 4,42 1,61 4,73 0,98 7,62
SSE-värde 5,48 42,58 39,07 5,17 44,67 1,93 116,2
Iterationer 9 7 8 200 6 9 13
K-värde 1,06 1,72 1,44 0,68 1,05 0,78 1,32
Konfidensintervall (95%) *;* 1,16;2,50 1,02;2,00 *;* 0,67;1,56 *;* 0,52;2,83
R-värde 100 88,11 93,47 100 91,42 100 86,39
Konfidensintervall (95%) *;* 80,40;96,53 86,57;* *;* 83,88;99,47 *;* 72,30;*
S-värde 1,14 2,44 2,29 2,98 2,7 1,23 4,87
SSE-värde 3,92 17,92 15,7 26,61 21,84 4,51 71,07
Iterationer 200 7 6 200 6 200 8
2a repetering Zn-koncentrat Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
39
beräknades utbytet som visas i tabell 4.21. Det är grövre partiklar som är dominerande i provet och
värdemineralen är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4. 23. Kumulativ utbytestabell, där värdemineralen är Cu, Pb och Ag.
Tabell 4.23 redovisas grafiskt i figur 4.23, där syns tydligare det kumulativa utbytet mot tiden. Där Cu, Pb
och Ag följer varandra och resterande element håller sig på så låg nivå som möjligt. Materialet
floterades inte lika lätt som tidigare prover, vilket beror på att det var så pass mycket större partiklar.
Figur 4. 23. Kumulativt utbyte mot flotationstiden för respektive element.
Nästa del av projektet var att se vilken av de tre första ordningens kinetikekvationer som bäst passade in
på flotationsförsöket. Tabell 4.24 visar parametrarna som är lättast att följa, det innebär att S-värdet ska
vara så lågt som möjligt för att det ska vara en bra anpassning. Om iterationerna är 200 betyder det att
ekvationen inte gick att lösa för provpunkterna, vilket innebär att ekvationen inte passar. Elementen
som är viktigast är Cu, Pb och Ag men alla element visas i tabell 4.24.
Utbyte Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx Gangue
Konc 1 19,24 5,14 9,07 0,55 0,35 0,72 0,54 1,16
Konc 2 39,83 17,62 24,04 2,47 1,43 2,17 1,43 4,21
Konc 3 58,61 22,01 41,32 4,61 2,79 3,67 2,61 7,18
Konc 4 64,77 24,25 47,65 7,71 4,16 5,05 3,52 13,50
Beräknat ingående 100 100 100 100 100 100 100 100
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35KU
MU
LATI
VT
UTB
YTE
[%]
FLOTATIONSTID [MIN]
UNDERLOPP CYKLON MALKRETSCu Zn Pb S/FeSx Ag MgO SiO2
40
Tabell 4. 24. Resultat för respektive element och modell från Minitab.
Den modellen som har lägst S- och SSE-värde, och alltså har bäst anpassning, är Klimpels modell för Cu
och den klassiska modellen för Pb och Ag. Graferna visar att det är Klimpels modell för Cu som passar
bäst, vilket visas i figur 4.24. Grafen till vänster är den anpassade linjen från Klimpels ekvation mot
provpunkterna och grafen till höger är normalfördelningsgrafen för Cu. Den bästa grafen visas i figur
4.24, resterande grafer för värdemineralen finns i appendix.
Figur 4. 24. Den bäst anpassade linjen och normalfördelningsgrafen är med Klimpels modell för Cu.
4.4 Sammanfattning av kinetikmodellering Som en överblick av de olika modellerna redovisar tabell 4.25 S-, K-, och R-värdet för respektive
värdeelement och provpunkt. De markerade delarna i tabellen är den bäst anpassade modellen för
respektive provpunkt. Det är den klassiska modellen som är bäst anpassad för majoriteten av element
Modell Parametrar Cu Pb Ag Zn MgO SiO2 S/FeSx
K-värde 0,34 0,37 0,23 0,09 0,11 0,16 0,15
Konfidensintervall (95%) 0,26;0,44 0,19;0,69 0,19;0,27 0,047;0,15 0,08;0,17 0,09;0,27 0,11;0,22
R-värde 62,96 23,71 47,21 8,17 4,26 4,98 3,5
Konfidensintervall (95%) 58,45;67,70 19,58;28,32 44,85;49,67 6,65;11,00 3,71;4,98 4,19;5,94 3,12;3,94
S-värde 1,79 1,76 0,82 0,35 0,15 0,24 0,12
SSE-värde 9,64 9,29 2,03 0,37 0,06 0,18 0,04
Iterationer 9 11 8 13 13 14 14
K-värde 0,71 0,75 0,46 0,16 0,21 0,32 0,31
Konfidensintervall (95%) 0,69;0,73 0,20;3,43 0,33;0,63 0,04;0,44 0,10;0,41 0,15;0,66 0,21;0,45
R-värde 68,08 25,72 51,89 9,55 4,9 5,54 3,91
Konfidensintervall (95%) 67,56;68,61 17,41;37,30 47,04;57,29 6,61;19,68 3,87;6,57 4,38;7,23 3,44;4,48
S-värde 0,12 2,33 1,04 0,4 0,16 0,22 0,08
SSE-värde 0,03 10,87 2,16 0,32 0,05 0,09 0,013
Iterationer 7 13 10 10 10 11 11
K-värde 2,45 2,37 3,99 12,48 9,37 5,98 6,17
Konfidensintervall (95%) 1,90;3,15 0,73;6,75 2,56;6,20 6,75;25,42 6,10;14,82 4,07;8,88 5,32;7,17
R-värde 71,27 26,99 55,28 10,83 5,45 6,01 4,25
Konfidensintervall (95%) 66,58;76,30 20,10;36,35 48,41;63,50 8,49;15,11 4,65;6,57 5,30;6,90 4,04;4,47
S-värde 1,35 2,26 1,7 0,29 0,12 0,14 0,04
SSE-värde 5,46 15,29 8,68 0,25 0,04 0,06 0,004
Iterationer 10 15 10 9 9 9 10
Malkretsflotation Element
Klassiska
Klimpels
Blandade
41
och provpunkter. Den totalt sett bäst anpassade modellen är ändå Klimpels modell för Cu i
malkretsflotationen med 0,12 som S-värde.
Tabell 4. 25. Sammanställd tabell som redovisar S-, K- och R-värdet för värdeelementen av respektive provpunkt.
4.5 Mineralogiska tillägg För att ta reda på möjligheten kring flotationskinetiken ur mineralogisk synvinkel, skickades en del
prover för en XRPD-analys. De tre proverna som innehöll mest svavel enligt XRF-analysen redovisas i
tabell 4.26. Där redovisas även resultatet och mängden magnetkis (Fe1-xS) och svavelkis (FeS2) i
respektive prov.
Tabell 4. 26. Provresultat av magnetkis och svavelkis för de analyserade proven.
Element S-värde K-värde R-värde Element S-värde K-värde R-värde Element S-värde K-värde R-värde
Cu 3,62 0,98 86,02 Cu 0,97 2,35 90,06 Cu 0,86 0,63 91,58
Pb 2,87 1,03 90,94 Pb 0,57 2,5 95,03 Pb 1,51 0,58 96,42
Cu 1,79 0,98 97,88 Cu 2,99 2,56 100 Cu 4 0,52 100
Pb 3,65 0,44 83,3 Pb 2,44 0,95 89,4 Pb 2,69 1,79 92,97
Cu 1,39 0,56 97,01 Cu 4,38 1,34 100 Cu 6,13 1,09 100
Pb 1,38 0,72 96,48 Pb 2,8 1,74 100 Pb 4,49 0,82 100
Cu 5,45 0,36 88,02 Cu 7,16 0,73 95,52 Cu 7,17 2,42 100
Pb 4,91 0,36 69,05 Pb 6,76 0,72 74,94 Pb 6,62 2,44 78,67
Cu 1,41 0,74 97,28 Cu 3,52 1,84 100 Cu 5 0,76 100
Pb 1,09 0,78 97,63 Pb 4,03 1,96 100 Pb 5,31 0,71 100
Cu 1,13 0,76 98,11 Cu 5,04 1,92 100 Cu 6,15 0,72 100
Pb 0,87 0,83 98,64 Pb 5,23 2,15 100 Pb 6,36 0,63 100
Cu 2,05 0,59 98,91 Cu 6,97 1,48 100 Cu 8,14 0,97 100
Pb 3,69 0,18 68,38 Pb 3,03 0,37 75,44 Pb 1,78 5,05 81,31
Ingående Zn-flotationen Zn 0,54 0,82 99,15 Zn 6,01 2,15 100 Zn 6,77 0,63 100
Zn-råkoncentrat Zn 1,37 0,26 83,61 Zn 4,47 0,52 91,43 Zn 5,25 3,42 96,54
Zn-skavengerkoncentrat Zn 2,52 0,46 96,36 Zn 2,73 1,09 100 Zn 4,52 1,36 100
2a repetering Zn-koncentrat Zn 3,53 0,82 96,94 Zn 1,61 2,06 100 Zn 2,98 0,68 100
Cu 1,79 0,34 62,96 Cu 0,12 0,71 68,08 Cu 1,35 2,45 71,27
Pb 1,76 0,37 23,71 Pb 2,33 0,75 25,72 Pb 2,26 2,37 26,99
CuPb-råkoncentrat
Skavengerkoncentrat
Klassiska modellen Klimpels modell Blandade modellen
Ingående flotation
Ingående ommalning
Ommalningsretur
ÖL cyklon ommalning
Ingående CuPb-separation
Malkretsflotationen
Magnetkis Svavelkis
ProvpunktProv från
flotationsförsöket
Skattad
mängd Vikt%
Skattad
mängd
Vikt%
Ingående flotation Koncentrat 2 <0,5 62,5
Ingående ommalning Koncentrat 4 14,5 39
Zn-råkonc Koncentrat 3 68 16,5
XRPD
42
5. Slutsatser Kartläggningen av flotationen i Garpenbergs anrikningsverk visar att:
Flotationsprocessen ger höga utbyten.
Kemikalierna används på ett fördelaktigt vis.
Ommalning i CuPb-flotationen bidrar till högre utbyten.
Malkretsflotationen bidrar till högre utbyten.
SiO2 och MgO floterar med vattnet och /eller då koncentrationen värdemineral sjunker i
flotationscellen.
Statistiska analyser visar att den klassiska modellen passar bäst på majoriteten av provpunkterna och
värdeelementen.
6. Rekommendationer och framtida arbete Den första kartläggningen av flotationen i Garpenbergs flotationsanläggning är gjord. Flera slutsatser
kunde dras men det har även uppstått frågor som skulle vara intressanta att kolla på i framtiden.
Eftersom den här studien baseras på element skulle det vara intressant att se flotationsegenskaperna
även hos mineralen. Spelar magnetkis och svavelkis någon roll i flotationen eller beter sig något av
mineralen likt ett värdemineral?
Det skulle vara intressant att göra en bättre anpassning av kinetiken. Samla in data för att jämföra andra
ordningens kinetikmodeller, gärna ur en mineralogisk synvinkel. Det skulle vara bra att ha ett verktyg
där flotationskinetiken för dagens problem kan ges i en simulering, så att det lättare går avgöra var i
verket problemet ligger när utbytet blir sämre. Detta skulle kunna påskynda processen till åtgärd vid
tillfälliga problem. Även ta reda på om det går att använda kinetiken för att optimera reagenstillsatser
och eventuellt andra processparametrar.
Om utbytena behöver förbättras eller om det är grovt i ingående Zn-flotation kan det krävas ommalning
av Zn eftersom scavengerkoncentratet floterade aningen långsamt. Eftersom utbytena är bra idag,
måste en sådan ändring även ta hänsyn till extra elkostnader för kvarnen mot eventuellt extra betalt för
Zn-slig.
Om ett renare Zn-slig behövs kan en annan förbättringsåtgärd vara att 2a repetering av Zn blir renare,
att det görs en ändring så att det inte följer med lika mycket gångartsmineral i just det steget.
Eftersom Ag också har ett värde skulle en bättre kartläggning av Ag behövas. I detta projekt fanns det
inte möjlighet att göra en bättre kartläggning av elementet än vad som gjorts.
Det vore intressant att studera hur utbytena i varje flotationssteg är per storleksfraktion. Problemet är
att det kommer att gå åt mycket material så ett sådant projekt skulle förslagsvis ske i pilotskala.
43
Litteraturförteckning Adam Isaksson. (2018). Evaluation of scale-up model for flotation with Kristineberg ore. Luleå: Luleå
University of Technology.
B.A. Wills, T.J. Napier-Munn. (1997). Mineral Processing Technology. Burlington: Butterworth-
Heinemann.
B.G. Markman. (den 4 Juli 2016). Teknisk Tidsskrift. Hämtat från
http://runeberg.org/tektid/1928b/0051.html.
Boliden, G. 1. (2018). www.boliden.com. Hämtat från https://www.boliden.com/sv/verksamhet/om-
boliden/vision-varderingar-och-strategi.
Boliden, G. 2. (2018). Hämtat från https://www.mining-technology.com/projects/garpenberg/.
Boliden, G. 3. (2018). www.Boliden.com. Hämtat från https://www.boliden.com/sv/verksamhet/om-
boliden/bolidens-historia.
Boliden, G. 4. (2018). www.Boliden.com. Hämtat från https://www.boliden.com/sv/verksamhet.
Boliden, G. 5. (2018). www.Boliden.com. Hämtat från https://www.boliden.com/sv/verksamhet/gruvor.
Boliden, G. 6. (2018). intranet.boliden. Hämtat från
http://intranet.boliden.internal/se/atboliden/organisation/gruvor/garpenberg/Sidor/default.as
px.
Boliden, G. 7. (2018). www.boliden.com. Hämtat från
https://www.boliden.com/sv/verksamhet/gruvor/boliden-garpenberg.
Bulatovic, S. M. (2007). Handbook of flotation reagents: Chemistry, theory and practice. Ontario,
Canada: SBM Mineral Processing and Engineering Services LTD.
Geochemistry, A. g. (2018). ALS Geochemistry Fee Schedule USD.pdf.
King, R. (2012). Modeling & Simulation of Mineral Processing Systems. Society for Mining, Metallurgy
and exploration.
Marklund, J. (2017). Driftinstruktion flotation. Garpenberg: New Boliden.
Minitab, 1. (2018). http://www.minitab.com/en-us/products/minitab/.
Minitab, 2. (2018). Hämtat från http://blog.minitab.com/blog/adventures-in-statistics-2/regression-
analysis-how-to-interpret-s-the-standard-error-of-the-regression
Minitab, 3. (2018). Hämtat från https://support.minitab.com/en-us/minitab/18/help-and-how-
to/modeling-statistics/regression/how-to/nonlinear-regression/interpret-the-results/all-
statistics-and-graphs/summary-table/
44
panalytical, M. (2018). https://www.malvernpanalytical.com/en/products/product-range/mastersizer-
range/mastersizer-3000/accessories/hydro-lv.
Pålsson, B. ( 15 September 2014). Föreläsning, flotation theory. Hämtat från file:///C:/Users/e-
bolembr/Downloads/FlotationTheory.pdf.
Qi Liu, J. L. (1989). The role of metal hydroxides at material surfaces in dextrin adsorption. Vancouver:
Department of Mining and Mineral Process Engineering, The University of British Columbia.
Xiangning BU, G. X. (den 26 may 2016). Kinetics of flotation. Order of process, rate constant distribution
and ultimate recovery. Xuzhou: Physicochemical Problems of Mineral Processing .
X-Ray Fluorescence, (XRF). (2018). Geochemical instrumentation and analysis. Hämtat från
https://serc.carleton.edu/research_education/geochemsheets/techniques/XRF.html.
X-ray Powder Diffraction. (2018). https://www.ssci-inc.com/services/analytical-services/diffraction-
studies/. Hämtat från SSCI, a divition of AMRI.
Yuan, & Pålsson, B. (1996). Statistical interpretation of flotation kinetics for a complex sulphide ore.
Luleå: Luleå University of Technology.
i
9. Appendix Denna bilaga innehåller ytterligare resultat och information om projektet. Det är inga beskrivningar
kring varje resultat utan beskrivningen finns under respektive provpunkt i resultatdelen. Varje rubrik i
bilagan är benämnd så att det är lätt att hitta det som söks. Grafer, tabeller och bilder har en
beskrivande text för att det ska vara lätt att förstå vad som är vad.
9.1 Rådata Rådatan är från ALS och analysmetoden som provet är analyserat med står i kolumnerna för metod.
Vissa element finns det två olika analyser på, detta för att provet innehöll så pass mycket av det
elementet så att en annan kompletterande analys gjordes. I beräkningarna användes resultatet från
OG62 om det inte fanns en bättre analys från CON02, S-IR08 eller GRA21.
ii
Tabell A9.1 1. Rådata från ALS som resultatberäkningarna är baserade på.
Analyte Recvd Wt, Pb SiO2 Zn S Ag Ag Cu Fe Pb Zn Si Mg
Unit KG % % % % PPM PPM % % % % % %
Method WEI-21 Pb-CON02 Si-CON02 Zn-CON02 S-IR08 Ag-OG62 Ag-GRA21 Cu-OG62 Fe-OG62 Pb-OG62 Zn-OG62 Si-ICP81 Mg-OG62
LDL 0,02 0,01 0,01 0,01 0,01 1 5 0,001 0,01 0,001 0,001 0,1 0,01
UDL 1000 100 100 100 50 1500 10000 50 100 20 30 50 50
Sample Type
76623 0,02 41,2 991 0,228 32,4 10,8 5,04 2,5 0,87
76624 0,02 36,8 436 0,085 29,1 4,07 6,54 6,1 2,13
76625 0,02 14,7 255 0,046 9,27 1,84 9,38 16,2 5,54
76626 0,02 3,99 87 0,015 2,57 0,457 5,38 21,6 6,18
76627 0,02 2,12 29 0,003 1,61 0,08 3,26 23,8 5,3
76691 0,04 34,01 17,15 16,05 1500 2410 1,945 5,64 20 9,83 5,15
76692 0,04 26,48 23,4 14,15 1320 0,665 4,47 20 10,15 7
76693 0,02 16,65 28,3 12,5 689 0,225 4,27 16,1 11,5 9,21
76694 0,02 20,22 24 NSS 15,95 489 0,084 5,69 19,8 15,35 6,43
76695 0,02 18,86 14,2 302 0,023 5,56 19,9 13,55 14,3 3,7
76676 0,02 19,56 20,1 19,14 18,35 796 0,347 6,73 19,35 18,7 5,56
76677 0,02 17,77 15,4 595 0,27 6,12 10,65 17,95 13,9 7,87
76678 0,02 16,24 14,15 376 0,161 6,1 5,56 16,7 16,2 9,36
76679 0,02 13 230 0,088 6,2 2,81 14,05 18,4 9,56
76680 0,02 11,2 98 0,033 6,22 1,875 11,15 20,7 6,4
76681 0,04 30,73 8,91 18,64 23,1 1470 0,867 10,75 20 18,2 2,47
76682 0,04 22,9 7,12 23,41 27,4 1220 0,556 13,7 20 24,8 1,79
76683 0,02 30,12 31,2 929 0,358 17,1 13,7 30 2,9 0,72
76684 0,02 29,14 33,2 857 0,323 19,5 9,97 30 2,8 0,48
76685 0,02 36,07 31,2 341 0,059 14,75 8,83 30 3,4 0,31
76686 0,04 30,03 10,5 22,36 21,5 1500 1600 0,866 7,56 20 22 2,23
76687 0,04 18,53 15,15 23,66 21,3 1155 0,549 8,13 18,15 24,7 3,78
76688 0,02 23,68 20,3 725 0,29 8,03 8,59 24,2 12,1 5,15
76689 0,02 24,52 19,8 400 0,133 8,78 3,61 25,8 12,6 4,94
76690 0,02 15,82 14,8 88 0,025 7,14 0,86 16,85 19 3,43
76701 0,04 29,64 13,25 19,82 18,8 1440 0,704 6,9 20 19,25 3,48
76702 0,04 17,17 19,35 20,88 18,4 1030 0,442 7,49 16,9 21,6 5,59
76703 0,02 23,44 19,15 651 0,239 7,97 7,58 24,4 13 6,29
76704 0,02 29,07 22,7 375 0,115 9,67 3,16 30 10,9 3,95
76705 0,02 21,23 17,85 112 0,029 7,96 1,045 22,5 15,9 2,57
76706 0,04 64,43 0,79 16,85 1500 7960 4,55 5,47 20 4,93 0,14
76707 0,04 67,73 0,94 17,75 1500 4780 2,81 4,27 20 5,61 0,16
76708 0,04 69,09 1,36 17,65 1500 2250 0,877 3,16 20 7,48 0,23
76709 0,05 66,27 1,61 17,1 1345 0,165 3,1 20 10,75 0,19
76710 0,04 71,9 0,97 15,85 1160 0,031 1,98 20 7,2 0,08
76711 0,02 12,7 20,67 30,6 92 0,07 27,1 1,385 21,7 1,13
76712 0,02 14,35 31,8 119 0,094 29,6 1,79 14,35 1,65
76713 0,02 24,2 114 0,089 21,6 1,695 4 17,2 3,48
76714 0,02 12,2 57 0,064 11,5 0,706 0,509 25,9 4,12
76715 0,02 1,02 15 0,018 1,87 0,126 0,08 36 3,45
76716 0,02 2,67 51,54 32,6 82 0,074 10,2 1,155 30 0,3
76717 0,02 2,81 46,35 32,6 95 0,076 14,05 1,46 30 0,35
76718 0,02 9,61 24,26 33,3 93 0,057 27 1,18 26,1 0,94
76719 0,02 22,4 26,7 157 0,073 23,4 2,22 12,55 2,64
76720 0,02 29,3 92 0,076 35,1 0,88 7,4 9,8 1,58
76721 0,02 7 44,25 28,8 311 0,195 6,79 5,61 30 1,38
76722 0,02 10,25 35,83 24,3 569 0,322 6,67 11,4 30 2,23
76723 0,02 23,4 18,15 379 0,199 12,45 7,49 13,35 5,59
76724 0,02 14,1 322 0,108 14 5,3 2,4 18,3 9,38
76725 0,02 23,6 248 0,075 25,2 3,12 0,747 14,2 6,16
76726 0,02 1,29 56,85 33,3 77 0,073 6,4 0,688 30 0,21
76727 0,02 1,52 56,45 32,8 99 0,09 6,29 0,973 30 0,24
76728 0,02 4,25 51,65 31,6 123 0,09 6,85 1,32 30 0,59
76729 0,02 26,5 25,9 232 0,104 15,25 2,61 27,4 7,4 2,09
76730 0,04 24,4 19,45 302 0,079 22,1 5,32 4,31 3,98
76731 0,02 NSS NSS 14,85 1500 2790 0,909 5,18 20 4,1 0,96
76732 0,04 21,97 31,5 12,45 1020 0,401 6,51 20 5,92 2,69
76733 0,02 14,5 1330 0,413 9,25 7,95 7,46 19,2 3,6
76734 0,02 8,15 298 0,083 5,69 2,48 6,61 23,8 4,16
76735 0,05 23,7 104 0,02 16,85 3,54 8,3 18,2 2
UL cyklon
malkrets
Ingående
flotation
CuPb-
råkonc
CuPb-
skavkonc
Ingående
ommalning
Ommalning
retur
Överlopp
cyklon
ommalning
Ingående
separation
Ingående
Zn-flotation
Zn råkonc
Zn
skavkonc
2a
repetering
Zn konc
iii
9.2 Kemikalieberäkningar Den här delen innehåller tabeller med information om flotationsförsöken, kemikaliedosering i
flotationsförsöket och en beräkning av kemikaliemängden som faktiskt tillsattes i g/ton. Det finns även
tabell på torrvikterna för respektive prov och provpunkt. Den första tabellen för respektive provpunkt
visar datumet som provet togs och provnumret i Lotus Notes. Andra tabellen visar provets vikt, och
försökets temperatur, pH och blandningstid innan blåsmaskinen startades. Den tredje visar
kemikalietillsatsen och den fjärde tabellen visar torrvikten för respektive koncentrat efter
flotationsförsöket. Med den informationen är den faktiska kemikalietillsatsen beräknad vilket visas i den
sista tabellen.
9.2.1 Ingående malm
Datum
Namn Ingående malm
2018-09-17
8790
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,4174 2,5 0,00137 9,7 21,8 5 min
3,5579 2,5 0,00142 9,8 21,4 5 min
Verkets Blandning Dosering 1 Dosering 2
[g/ton] [g/ml] [ml] [ml]
Zn(SO4) 23,2 0,01 3 3
Dextrin 39,5 0,01 5 6
KAX 14,5 0,01 2 2
Nasfroth 240 9,2 (droppar) 3+0+0+0+(2+2) 3+0+0+0+3
Provnummer 76627 76626 76625 76624 76623
Torrvikt CuPb-MP 4 3 2 1
[g] 1113,3 92,9 58,4 83,3 70,8
[g] 1147,9 98,9 65 82 90,8
Summa (g) 2261,2 191,8 123,4 165,3 161,6
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Zn(SO4) 22,3
Dextrin 37,9
KAX 13,9
iv
9.2.2 CuPb råkoncentrat
9.2.3 CuPb scavengerkoncentrat
Datum
Namn
2018-09-19
CuPb råconc
15695
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,251 3 0,00108 7,2 21,6 5 min
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Dextrin 3,95 0,01 0,4
Dikromat 3,13 0,01 0,3
Nasfroth 240 0,13 (droppar) 3+0+0+0+2
Provnummer 76695 76694 76693 76692 76691
Torrvikt CuPb-rest 4 3 2 1
[g] 151 111,6 219,7 269,6 204,4
Riktig kemikalie tillsats
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Dextrin 4,5
Dikromat 3,5
Datum
Namn
2018-09-19
CuPb skavengerkonc
15696
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,127 3 0,00104 8,7 20,8 4min
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Nasfroth 240 - (droppar) 2+0+0+0+2
Provnummer 76680 76679 76678 76677 76676
Torrvikt CuPb MP 4 3 2 1
[g] 76,8 62,9 150,4 227,7 188,4
v
9.2.4 Ingående ommalning
9.2.5 Ommalningsretur
Datum
Namn
2018-09-20
Ingående ommalning
15697
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
5,52 2 0,00276 8,4 20,7 4
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Nasfroth 240 (droppar) 3+0+0+0+2
Provnummer 76685 76684 76683 76682 76681
Torrvikt Ommalning-rest 4 3 2 1
[g] 1823,7 283 563,4 844,1 249,8
Datum
Namn
2018-09-21
Ommalningsretur
15698
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
2,89 3 0,00096 8,1 19,9 3 min
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Nasfroth 240 (droppar) 2+0+0+0+(2+2)
Provnummer 76690 76689 76688 76687 76686
Torrvikt CuPb-MP 4 3 2 1
[g] 136,4 81,3 122,9 220 210,9
vi
9.2.6 Överlopp cyklon ommalning
9.2.7 Ingående separation
Datum
Namn
2018-09-20
Överlopp cyklon
15700
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,31 3 0,00110 8,4 20,4 3
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Nasfroth 240 (droppar) 2+0+0+0+2
Provnummer 76705 76704 76703 76702 76701
Torrvikt Överlopp cyklon rest 4 3 2 1
[g] 77,4 80,1 115,1 278,5 248,4
Datum
Namn
2018-09-21
Ingående separation
15701
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
4,776 2 0,00239 8,2 19,7 5 min
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Dextrin 4,41 0,01 1
Dikromat 5 0,01 1
Nasfroth 240 (droppar) 2+0+0+0+2
Provnummer 76710 76709 76708 76707 76706
Torrvikt Pb-konc 4 3 2 Cu-konc 1
[g] 771,7 497,4 541,4 563 342,8
Riktig kemikalie tillsats
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Dextrin 3,9
Dikromat 4,4
vii
9.2.8 Ingående Zn-flotation
Datum
Namn
2018-09-25
Zn flotation ingående
15702
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,56 2,5 0,00142 11,6 20 5 min
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Cu(SO4) 470,6 0,1 6,7
Dextrin 88,2 0,1 1,3
Ibux 22,1 0,01 3,1
Nordkalk (g) 1,2
Nasfroth 240 11,8 (droppar) 2+0+0+0+2
Provnummer 76715 76714 76713 76712 76711
Torrvikt Zn MP 4 3 2 1
[g] 597,4 89,2 122,4 168,2 168,1
Riktig kemikalie tillsats
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Cu(SO4) 585,1
Dextrin 109,7
Ibux 27,4
viii
9.2.9 Zn råkoncentrat
9.2.10 Zn scavengerkoncentrat
Datum
Namn
2018-09-25
Zink råkonc
15703
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
4,286 2,5 0,00171 11,6 19 5min
Verkets Blandning Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml]
Dextrin 58,8 0,1 1,0
Ibux 3,8 0,01 0,7
Nordkalk (g) 0,5
Nasfroth 240 (droppar) 2+0+0+0+0
Provnummer 76720 76719 76718 76717 76716
Torrvikt Zn-rest 4 3 2 1
[g] 1069,1 130 592,5 259,5 154,5
Riktig kemikalie tillsats
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Dextrin 45,7
Ibux 3,0
Datum
Namn
2018-09-26
Zn scavenger konc
15704
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,045 3 0,00102 11,5 19,3 4 min
Blandning Dosering
[ml]
Nordkalk g 0,4
Nasfroth 240 (droppar) 2+0+0+0+0
Provnummer 76725 76724 76723 76722 76721
Torrvikt Zn MP 4 3 2 1
[g] 181,2 105,4 127,7 59,9 60,1
ix
9.2.11 2a repetering Zn koncentrat
Datum
Namn
2018-10-02
2a repeteringskonc
15705
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
3,671 3 0,00122 11,6 19,1 10 min
3,571 3 0,00119 11,6 21,4 5 min
Verkets Blandning Dosering Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml] [ml]
Dextrin 43,8 0,1 0,5 0,5
Ibux 3,8 0,01 0,5 0,5
Nordkalk (g) 0,1 0,2
Nasfroth 240 (droppar) 2+0+0+0+2 2+0+0+0+3
Provnummer 76730 76729 76728 76727 76726
Torrvikt Retur 4 3 2 1
[g] 30,1 89 118,5 205,2 593,6
[g] 29,6 29,6 149,8 311,5 493
Summa 59,7 118,6 268,3 516,7 1086,6
Riktig kemikalie tillsats
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Dextrin 51,6
Ibux 4,5
x
9.2.12 Underlopp cyklon malkrets
Datum
Namn
2018-10-01
Underlopp cyklon
15706
Våtvikt [kg] %fast Vikt [ton] pH Temp *C Blandningstid
5,038 2 0,00252 8,5 19,9 5 min
5,017 2 0,00251 8,8 20 5 min
Verkets Blandning Dosering Dosering
[g/ton] [g/ml] [ml] [ml]
Zn(SO4) 122,22 0,1 3,1 3,1
Dextrin 9,72 0,1 0,2 0,2
KAX 1,25 0,01 0,3 0,3
Nasfroth 240 1,11 (droppar) 3+0+0+3+2 3+0+0+3+3
Provnummer 76735 76734 76733 76732 76731
Torrvikt malkrets MP 4 3 2 1
[g] 2945,3 136,2 110,2 114,4 61,7
[g] 3153,3 121,1 47,2 63,4 11,6
summa 6098,6 257,3 157,4 177,8 73,3
Riktig kemikalie tillsats
Kemikalie tillsats Dosering [g/ton]
Zn(SO4) 90,8
Dextrin 7,2
KAX 0,9
xi
9.3 Utbytes beräkningar Avsnitt 9.3 visar beräkningarna som gjordes med hjälp av rådatan för att ta fram utbytet av respektive
provpunkt. Dessa är gjorda för att få fram de kumulativa tabellerna och graferna som visas i
resultatdelen.
9.3.1 Ingående malm
9.3.2 CuPb råkoncentrat
9.3.3 CuPb scavengerkoncentrat
9.3.4 Ingående ommalning
9.3.5 Ommalningsretur
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 161,6 5,57 0,0991 0,228 5,04 10,8 32,4 41,2 0,87 2,5 36,68 5,45 46,3 55,6 7,1 59,9 34,2 33,1 1,0 0,7 43,8 0,4
mp1 Middl 1 2741,7 94,43 0,0068 0,0107 3,88 0,43 3,68 4,91 5,18 22,24 2,78 87,68 53,7 44,4 92,9 40,1 65,8 66,9 99,0 99,3 56,2 99,6
2 Rougher con 2 165,3 5,69 0,0436 0,085 6,54 4,07 29,1 36,8 2,13 6,1 32,64 19,27 20,8 21,2 9,4 23,1 31,4 30,2 2,5 1,6 39,9 1,3
Sum1-2 Sum R con 1-2 326,9 11,26 0,0710 0,1557 5,80 7,40 30,73 38,98 1,51 4,32 34,64 12,44 67,1 76,8 16,5 83,0 65,6 63,3 3,4 2,3 83,6 1,7
mp2 Middl 2 2576,4 88,74 0,0044 0,0060 3,71 0,19 2,05 2,86 5,38 23,27 0,86 92,07 32,9 23,2 83,5 17,0 34,4 36,7 96,6 97,7 16,4 98,3
3 Rougher con 3 123,4 4,25 0,0255 0,046 9,38 1,84 9,27 14,7 5,54 16,2 9,41 63,84 9,1 8,6 10,1 7,8 7,5 9,0 4,8 3,3 8,6 3,3
Sum1-3 Sum R con 1-3 450,3 15,51 0,0586 0,1256 6,78 5,87 24,85 32,32 2,61 7,58 27,72 26,52 76,2 85,4 26,6 90,8 73,0 72,4 8,2 5,6 92,2 5,0
mp3 Middl 3 2453,0 84,49 0,0034 0,0039 3,43 0,11 1,69 2,27 5,37 23,63 0,43 93,49 23,8 14,6 73,4 9,2 27,0 27,6 91,8 94,4 7,8 95,0
4 Rougher con 4 191,8 6,61 0,0087 0,015 5,38 0,457 2,57 3,99 6,18 21,6 1,05 88,66 4,8 4,3 9,0 3,0 3,2 3,8 8,3 6,8 1,5 7,0
Sum1-4 Sum R con 1-4 642,1 22,12 0,0437 0,0926 6,36 4,26 18,19 23,86 3,68 11,76 19,76 45,08 81,0 89,8 35,7 93,8 76,2 76,2 16,5 12,3 93,7 12,0
mp4 Tail 2261,2 77,88 0,0029 0,003 3,26 0,08 1,61 2,12 5,3 23,8 0,38 93,90 19,0 10,2 64,3 6,2 23,8 23,8 83,5 87,7 6,3 88,0
Calc.Feed 2903,3 100,00 0,0119 0,0228 3,95 1,00 5,28 6,93 4,94 21,14 4,66 83,10 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 204,4 21,37 0,15 1,945 9,83 34,01 5,64 16,05 5,15 17,15 3,77 31,89 33,5 62,2 18,2 30,4 24,2 23,8 16,9 16,8 20,1 15,5
mp1 Middl 1 751,9 78,63 0,0808 0,3213 12,00 21,15 4,81 13,95 6,90 23,09 4,09 47,25 66,5 37,8 81,8 69,6 75,8 76,2 83,1 83,2 79,9 84,5
2 Rougher con 2 269,6 28,19 0,132 0,665 10,15 26,48 4,47 14,15 7 23,4 4,13 43,03 38,9 28,1 24,8 31,2 25,3 27,7 30,2 30,2 28,9 27,6
Sum1-2 Sum R con 1-2 474,0 49,57 0,1398 1,2170 10,01 29,73 4,97 14,97 6,20 20,70 3,97 38,23 72,5 90,3 43,0 61,7 49,4 51,5 47,1 47,0 49,0 43,1
mp2 Middl 2 482,3 50,43 0,0522 0,1291 13,03 18,17 5,00 13,83 6,84 22,92 4,07 49,62 27,5 9,7 57,0 38,3 50,6 48,5 52,9 53,0 51,0 56,9
3 Rougher con 3 219,7 22,97 0,0689 0,225 11,5 16,65 4,27 12,5 9,21 28,3 3,68 54,33 16,6 7,7 22,9 16,0 19,7 19,9 32,4 29,8 21,0 28,4
Sum1-3 Sum R con 1-3 693,7 72,54 0,1173 0,9028 10,48 25,59 4,75 14,19 7,15 23,11 3,88 43,33 89,0 98,0 65,9 77,7 69,1 71,5 79,5 76,8 70,0 71,5
mp3 Middl 3 262,6 27,46 0,0381 0,0489 14,31 19,44 5,62 14,94 4,86 18,42 4,39 45,67 11,0 2,0 34,1 22,3 30,9 28,5 20,5 23,2 30,0 28,5
4 Rougher con 4 111,6 11,67 0,0489 0,084 15,35 20,22 5,69 15,95 6,43 24 4,70 42,40 6,0 1,5 15,5 9,9 13,3 12,9 11,5 12,8 13,6 11,3
Sum1-4 Sum R con 1-4 805,3 84,21 0,1078 0,7893 11,16 24,84 4,88 14,43 7,05 23,23 3,99 43,20 95,0 99,5 81,5 87,5 82,4 84,4 91,0 89,7 83,6 82,7
mp4 Tail 151 15,79 0,0302 0,023 13,55 18,86 5,56 14,2 3,7 14,3 4,17 48,10 5,0 0,5 18,5 12,5 17,6 15,6 9,0 10,3 16,4 17,3
Calc.Feed 956,3 100,00 0,0956 0,6683 11,54 23,90 4,99 14,39 6,52 21,82 4,02 43,97 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 188,4 26,68 0,0796 0,347 19,14 19,35 6,73 18,35 5,56 20,1 4,95 36,02 42,7 41,1 30,5 50,4 28,5 32,1 19,6 31,2 28,7 18,7
mp1 Middl 1 517,8 73,32 0,0388 0,1811 15,89 6,92 6,14 14,12 8,29 16,12 4,48 56,98 57,3 58,9 69,5 49,6 71,5 67,9 80,4 68,8 71,3 81,3
2 Rougher con 2 227,7 32,24 0,0595 0,27 17,77 10,65 6,12 15,4 7,87 13,9 4,11 50,14 38,6 38,6 34,2 33,6 31,3 32,6 33,6 26,1 28,8 31,5
Sum1-2 Sum R con 1-2 416,1 58,92 0,0686 0,3049 18,39 14,59 6,40 16,74 6,82 16,71 4,49 43,75 81,3 79,7 64,7 84,0 59,9 64,7 53,2 57,3 57,5 50,2
mp2 Middl 2 290,1 41,08 0,0226 0,1113 14,42 3,99 6,15 13,12 8,62 17,87 4,77 62,34 18,7 20,3 35,3 16,0 40,1 35,3 46,8 42,7 42,5 49,8
3 Rougher con 3 150,4 21,30 0,0376 0,161 16,24 5,56 6,1 14,15 9,36 16,2 4,55 57,90 16,1 15,2 20,6 11,6 20,6 19,8 26,4 20,1 21,0 24,0
Sum1-3 Sum R con 1-3 566,5 80,22 0,0604 0,2667 17,82 12,19 6,32 16,05 7,50 16,57 4,51 47,51 97,4 94,9 85,3 95,6 80,5 84,4 79,5 77,4 78,5 74,2
mp3 Middl 3 139,7 19,78 0,0064 0,0578 12,46 2,30 6,21 12,01 7,82 19,66 5,01 67,13 2,6 5,1 14,7 4,4 19,5 15,6 20,5 22,6 21,5 25,8
4 Rougher con 4 62,9 8,91 0,0023 0,088 14,05 2,81 6,2 13 9,56 18,4 5,04 63,81 0,4 3,5 7,5 2,4 8,8 7,6 11,3 9,5 9,8 11,1
Sum1-4 Sum R con 1-4 629,4 89,12 0,0546 0,2488 17,44 11,25 6,31 15,74 7,70 16,76 4,56 49,13 97,9 98,4 92,8 98,0 89,3 92,0 90,8 86,9 88,3 85,2
mp4 Tail 76,8 10,88 0,0098 0,033 11,15 1,875 6,22 11,2 6,4 20,7 4,98 69,85 2,1 1,6 7,2 2,0 10,7 8,0 9,2 13,1 11,7 14,8
Calc.Feed 706,2 100,00 0,0497 0,2253 16,76 10,23 6,30 15,25 7,56 17,18 4,61 51,39 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 249,8 6,64 0,147 0,867 18,2 30,73 10,75 23,1 2,47 8,91 7,97 16,92 13,2 19,9 4,3 14,3 4,8 5,1 19,1 13,2 4,2 9,1
mp1 Middl 1 3514,2 93,36 0,0688 0,2476 28,75 13,08 15,26 30,45 0,74 4,17 13,00 11,96 86,8 80,1 95,7 85,7 95,2 94,9 80,9 86,8 95,8 90,9
2 Rougher con 2 844,1 22,43 0,122 0,556 24,8 22,9 13,7 27,4 1,79 7,12 10,26 11,61 37,0 43,2 19,8 36,0 20,5 20,5 46,7 35,6 18,2 21,2
Sum1-2 Sum R con 1-2 1093,9 29,06 0,1277 0,6270 23,29 24,69 13,03 26,42 1,95 7,53 9,74 12,82 50,2 63,1 24,1 50,3 25,3 25,6 65,8 48,8 22,3 30,3
mp2 Middl 2 2670,1 70,94 0,0520 0,1501 30,00 9,98 15,75 31,41 0,41 3,23 13,86 12,06 49,8 36,9 75,9 49,7 74,7 74,4 34,2 51,2 77,7 69,7
3 Rougher con 3 563,4 14,97 0,0929 0,358 30 13,7 17,1 31,2 0,72 2,9 12,88 9,14 18,8 18,6 16,0 14,4 17,1 15,6 12,5 9,7 15,2 11,1
Sum1-3 Sum R con 1-3 1657,3 44,03 0,1159 0,5356 25,57 20,95 14,41 28,04 1,53 5,96 10,81 11,57 69,0 81,7 40,1 64,7 42,4 41,2 78,3 58,5 37,6 41,5
mp3 Middl 3 2106,7 55,97 0,0410 0,0945 30,00 8,98 15,39 31,47 0,33 3,32 14,13 12,84 31,0 18,3 59,9 35,3 57,6 58,8 21,7 41,5 62,4 58,5
4 Rougher con 4 283 7,52 0,0857 0,323 30 9,97 19,5 33,2 0,48 2,8 15,48 8,34 8,7 8,4 8,0 5,3 9,8 8,3 4,2 4,7 9,2 5,1
Sum1-4 Sum R con 1-4 1940,3 51,55 0,1115 0,5046 26,22 19,35 15,15 28,80 1,38 5,50 11,49 11,10 77,7 90,1 48,2 70,0 52,2 49,5 82,5 63,2 46,8 46,6
mp4 Tail 1823,7 48,45 0,0341 0,059 30 8,83 14,75 31,2 0,31 3,4 13,92 13,54 22,3 9,9 51,8 30,0 47,8 50,5 17,5 36,8 53,2 53,4
Calc.Feed 3764,0 100,00 0,0740 0,2887 28,05 14,25 14,96 29,96 0,86 4,48 12,66 12,28 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 210,9 27,34 0,15 0,866 22,36 30,03 7,56 21,5 2,23 10,5 4,27 18,42 44,9 51,7 27,8 53,3 26,3 29,6 16,8 20,8 21,4 14,5
mp1 Middl 1 560,6 72,66 0,0692 0,3044 21,88 9,89 7,96 19,28 4,16 15,05 5,89 40,73 55,1 48,3 72,2 46,7 73,7 70,4 83,2 79,2 78,6 85,5
2 Rougher con 2 220 28,52 0,1155 0,549 23,66 18,53 8,13 21,3 3,78 15,15 5,43 28,16 36,1 34,2 30,7 34,3 29,5 30,5 29,7 31,3 28,4 23,2
Sum1-2 Sum R con 1-2 430,9 55,85 0,1324 0,7042 23,02 24,16 7,85 21,40 3,02 12,87 4,86 23,39 81,0 85,9 58,4 87,7 55,8 60,1 46,4 52,1 49,8 37,7
mp2 Middl 2 340,6 44,15 0,0392 0,1464 20,73 4,31 7,85 17,98 4,41 14,98 6,20 48,85 19,0 14,1 41,6 12,3 44,2 39,9 53,6 47,9 50,2 62,3
3 Rougher con 3 122,9 15,93 0,0725 0,29 23,68 8,59 8,03 20,3 5,15 12,1 6,17 38,82 12,7 10,1 17,1 8,9 16,3 16,3 22,6 14,0 18,0 17,9
Sum1-3 Sum R con 1-3 553,8 71,78 0,1191 0,6122 23,17 20,70 7,89 21,15 3,49 12,70 5,15 26,82 93,7 96,0 75,6 96,5 72,1 76,4 69,0 66,0 67,8 55,6
mp3 Middl 3 217,7 28,22 0,0205 0,0653 19,07 1,89 7,75 16,67 3,99 16,61 6,21 54,52 6,3 4,0 24,4 3,5 27,9 23,6 31,0 34,0 32,2 44,4
4 Rougher con 4 81,3 10,54 0,04 0,133 24,52 3,61 8,78 19,8 4,94 12,6 6,13 43,73 4,6 3,1 11,7 2,5 11,8 10,5 14,3 9,6 11,9 13,3
Sum1-4 Sum R con 1-4 635,1 82,32 0,1090 0,5509 23,34 18,52 8,00 20,98 3,68 12,69 5,28 28,98 98,3 99,0 87,3 99,0 83,9 86,8 83,3 75,7 79,7 68,9
mp4 Tail 136,4 17,68 0,0088 0,025 15,82 0,86 7,14 14,8 3,43 19 6,26 60,95 1,7 1,0 12,7 1,0 16,1 13,2 16,7 24,3 20,3 31,1
Calc.Feed 771,5 100,00 0,0913 0,4579 22,01 15,39 7,85 19,89 3,63 13,80 5,45 34,63 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
xii
9.3.6 Överlopp cyklon ommalning
9.3.7 Ingående separation
9.3.8 Ingående Zn-flotation
9.3.9 Zn råkoncentrat
9.3.10 Zn scavengerkoncentrat
9.3.11 2a repetering Zn koncentrat
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 248,4 31,07 0,144 0,704 19,82 29,64 6,9 18,8 3,48 13,25 3,14 25,69 47,2 51,9 28,3 55,1 28,1 30,7 23,6 26,8 21,5 22,5
mp1 Middl 1 551,1 68,93 0,0727 0,2941 22,65 10,87 7,97 19,10 5,07 16,31 5,17 39,84 52,8 48,1 71,7 44,9 71,9 69,3 76,4 73,2 78,5 77,5
2 Rougher con 2 278,5 34,83 0,103 0,442 20,88 17,17 7,49 18,4 5,59 19,35 4,31 36,74 37,8 36,5 33,4 35,8 34,2 33,7 42,5 43,9 33,1 36,1
Sum1-2 Sum R con 1-2 526,9 65,90 0,1223 0,5655 20,38 23,05 7,21 18,59 4,60 16,47 3,76 31,53 85,0 88,4 61,7 91,0 62,2 64,4 66,1 70,7 54,6 58,6
mp2 Middl 2 272,6 34,10 0,0417 0,1429 24,47 4,43 8,47 19,82 4,55 13,21 6,05 43,01 15,0 11,6 38,3 9,0 37,8 35,6 33,9 29,3 45,4 41,4
3 Rougher con 3 115,1 14,40 0,0651 0,239 23,44 7,58 7,97 19,15 6,29 13 5,35 42,16 9,9 8,2 15,5 6,5 15,0 14,5 19,8 12,2 17,0 17,1
Sum1-3 Sum R con 1-3 642,0 80,30 0,1121 0,5070 20,93 20,28 7,35 18,69 4,90 15,85 4,04 33,44 94,9 96,6 77,2 97,5 77,2 78,9 85,9 82,9 71,5 75,7
mp3 Middl 3 157,5 19,70 0,0246 0,0727 25,22 2,12 8,83 20,32 3,27 13,36 6,56 43,63 5,1 3,4 22,8 2,5 22,8 21,1 14,1 17,1 28,5 24,3
4 Rougher con 4 80,1 10,02 0,0375 0,115 29,07 3,16 9,67 22,7 3,95 10,9 6,70 35,83 4,0 2,7 13,4 1,9 12,7 12,0 8,6 7,1 14,8 10,1
Sum1-4 Sum R con 1-4 722,1 90,32 0,1038 0,4635 21,83 18,38 7,61 19,13 4,79 15,30 4,34 33,70 98,9 99,3 90,6 99,4 89,9 90,9 94,6 90,0 86,3 85,9
mp4 Tail 77,4 9,68 0,0112 0,029 21,23 1,045 7,96 17,85 2,57 15,9 6,41 51,71 1,1 0,7 9,4 0,6 10,1 9,1 5,4 10,0 13,7 14,1
Calc.Feed 799,5 100,00 0,0948 0,4214 21,77 16,70 7,64 19,01 4,58 15,36 4,54 35,44 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 342,8 12,62 0,796 4,55 4,93 64,43 5,47 16,85 0,14 0,79 -0,02 4,86 33,3 41,9 8,5 11,9 20,7 12,5 11,5 8,8 -0,2 23,1
mp1 Middl 1 2373,5 87,38 0,2306 0,9112 7,63 69,09 3,03 16,97 0,16 1,19 1,65 2,34 66,7 58,1 91,5 88,1 79,3 87,5 88,5 91,2 100,2 76,9
2 Rougher con 2 563 20,73 0,478 2,81 5,61 67,73 4,27 17,75 0,16 0,94 1,78 1,40 32,8 42,5 16,0 20,5 26,5 21,7 21,5 17,2 25,7 10,9
Sum1-2 Sum R con 1-2 905,8 33,35 0,5983 3,4685 5,35 66,48 4,72 17,41 0,15 0,88 1,10 2,71 66,1 84,4 24,5 32,4 47,2 34,2 33,0 25,9 25,5 34,0
mp2 Middl 2 1810,5 66,65 0,1537 0,3208 8,26 69,51 2,64 16,73 0,16 1,26 1,60 2,63 33,9 15,6 75,5 67,6 52,8 65,8 67,0 74,1 74,5 66,0
3 Rougher con 3 541,4 19,93 0,225 0,877 7,48 69,09 3,16 17,65 0,23 1,36 2,44 1,10 14,9 12,8 20,5 20,1 18,9 20,7 29,7 23,9 33,8 8,2
Sum1-3 Sum R con 1-3 1447,2 53,28 0,4587 2,4990 6,15 67,46 4,14 17,50 0,18 1,06 1,60 2,11 80,9 97,2 44,9 52,5 66,1 55,0 62,7 49,8 59,4 42,3
mp3 Middl 3 1269,1 46,72 0,1233 0,0835 8,59 69,69 2,42 16,34 0,12 1,22 1,25 3,28 19,1 2,8 55,1 47,5 33,9 45,0 37,3 50,2 40,6 57,7
4 Rougher con 4 497,4 18,31 0,1345 0,165 10,75 66,27 3,1 17,1 0,19 1,61 1,30 3,41 8,2 2,2 27,0 17,7 17,0 18,5 22,6 26,0 16,5 23,5
Sum1-4 Sum R con 1-4 1944,6 71,59 0,3758 1,9020 7,33 67,15 3,87 17,40 0,18 1,20 1,52 2,44 89,1 99,4 71,9 70,2 83,1 73,4 85,3 75,7 75,9 65,8
mp4 Tail 771,7 28,41 0,116 0,031 7,2 71,9 1,98 15,85 0,08 0,97 1,22 3,20 10,9 0,6 28,1 29,8 16,9 26,6 14,7 24,3 24,1 34,2
Calc.Feed 2716,3 100,00 0,3020 1,3705 7,29 68,50 3,34 16,96 0,15 1,14 1,43 2,66 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 168,1 14,68 0,0092 0,07 21,7 1,385 27,1 30,6 1,13 12,7 18,82 25,63 24,4 21,4 54,9 26,5 31,8 33,9 5,7 7,0 27,6 5,4
mp1 Middl 1 977,2 85,32 0,0049 0,0442 3,07 0,66 9,99 10,24 3,21 29,00 8,47 77,23 75,6 78,6 45,1 73,5 68,2 66,1 94,3 93,0 72,4 94,6
2 Rougher con 2 168,2 14,69 0,0119 0,094 14,35 1,79 29,6 31,8 1,65 14,35 23,83 26,90 31,5 28,8 36,3 34,2 34,8 35,3 8,4 7,9 35,0 5,7
Sum1-2 Sum R con 1-2 336,3 29,36 0,0106 0,0820 18,02 1,59 28,35 31,20 1,39 13,53 21,33 26,27 55,9 50,2 91,2 60,7 66,6 69,2 14,1 14,9 62,7 11,1
mp2 Middl 2 809,0 70,64 0,0035 0,0338 0,72 0,43 5,92 5,76 3,53 32,04 5,28 87,69 44,1 49,8 8,8 39,3 33,4 30,8 85,9 85,1 37,3 88,9
3 Rougher con 3 122,4 10,69 0,0114 0,089 4 1,695 21,6 24,2 3,48 17,2 21,74 47,88 22,0 19,8 7,4 23,6 18,5 19,5 12,8 6,9 23,2 7,3
Sum1-3 Sum R con 1-3 458,7 40,05 0,0108 0,0839 14,28 1,62 26,55 29,33 1,95 14,51 21,44 32,03 77,9 70,0 98,6 84,3 85,0 88,8 26,9 21,8 85,9 18,4
mp3 Middl 3 686,6 59,95 0,0020 0,0240 0,14 0,20 3,12 2,47 3,54 34,69 2,35 94,79 22,1 30,0 1,4 15,7 15,0 11,2 73,1 78,2 14,1 81,6
4 Rougher con 4 89,2 7,79 0,0057 0,064 0,509 0,706 11,5 12,2 4,12 25,9 11,76 74,66 8,0 10,4 0,7 7,2 7,2 7,2 11,1 7,6 9,2 8,3
Sum1-4 Sum R con 1-4 547,9 47,84 0,0100 0,0806 12,04 1,47 24,10 26,54 2,30 16,36 19,86 38,97 85,9 80,4 99,3 91,4 92,2 96,0 38,0 29,4 95,1 26,8
mp4 Tail 597,4 52,16 0,0015 0,018 0,08 0,126 1,87 1,02 3,45 36 0,94 97,79 14,1 19,6 0,7 8,6 7,8 4,0 62,0 70,6 4,9 73,2
Calc.Feed 1145,3 100,00 0,0055 0,0480 5,80 0,77 12,50 13,23 2,90 26,60 9,99 69,65 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 154,5 7,00 0,0082 0,074 51,54 1,155 10,2 32,6 0,3 2,67 5,04 5,41 6,0 7,3 17,7 7,2 2,6 7,4 1,7 2,0 1,8 1,5
mp1 Middl 1 2051,1 93,00 0,0097 0,0703 18,06 1,12 29,36 30,71 1,31 9,66 20,90 27,64 94,0 92,7 82,3 92,8 97,4 92,6 98,3 98,0 98,2 98,5
2 Rougher con 2 259,5 11,77 0,0095 0,076 46,35 1,46 14,05 32,6 0,35 2,81 7,74 8,00 11,7 12,7 26,7 15,2 5,9 12,4 3,3 3,6 4,6 3,6
Sum1-2 Sum R con 1-2 414,0 18,77 0,0090 0,0753 48,29 1,35 12,61 32,60 0,33 2,76 6,73 7,03 17,7 20,0 44,4 22,4 8,5 19,8 5,0 5,6 6,4 5,1
mp2 Middl 2 1791,6 81,23 0,0097 0,0695 13,96 1,08 31,57 30,43 1,45 10,65 22,80 30,48 82,3 80,0 55,6 77,6 91,5 80,2 95,0 94,4 93,6 94,9
3 Rougher con 3 592,5 26,86 0,0093 0,057 26,1 1,18 27 33,3 0,94 9,61 19,23 17,99 26,1 21,7 34,4 28,1 25,9 29,0 20,4 28,2 26,1 18,5
Sum1-3 Sum R con 1-3 1006,5 45,63 0,0092 0,0645 35,23 1,25 21,08 33,01 0,69 6,79 14,09 13,48 43,8 41,7 78,8 50,5 34,3 48,8 25,5 33,8 32,5 23,6
mp3 Middl 3 1199,1 54,37 0,0099 0,0757 7,96 1,03 33,83 29,02 1,69 11,17 24,57 36,65 56,2 58,3 21,2 49,5 65,7 51,2 74,5 66,2 67,5 76,4
4 Rougher con 4 130 5,89 0,0157 0,073 12,55 2,22 23,4 26,7 2,64 22,4 19,64 37,75 9,7 6,1 3,6 11,6 4,9 5,1 12,6 14,4 5,9 8,5
Sum1-4 Sum R con 1-4 1136,5 51,53 0,0099 0,0655 32,63 1,36 21,35 32,29 0,91 8,58 14,72 16,26 53,4 47,8 82,4 62,2 39,3 53,9 38,0 48,2 38,3 32,1
mp4 Tail 1069,1 48,47 0,0092 0,076 7,4 0,88 35,1 29,3 1,58 9,8 25,17 36,52 46,6 52,2 17,6 37,8 60,7 46,1 62,0 51,8 61,7 67,9
Calc.Feed 2205,6 100,00 0,0096 0,0706 20,40 1,13 28,01 30,84 1,24 9,17 19,79 26,08 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 60,1 11,25 0,0311 0,195 44,25 5,61 6,79 28,8 1,38 7 4,31 13,12 10,4 14,4 38,5 10,9 4,8 15,4 2,7 4,9 3,7 3,2
mp1 Middl 1 474,2 88,75 0,0340 0,1469 8,94 5,83 16,94 20,11 6,23 17,09 14,35 49,78 89,6 85,6 61,5 89,1 95,2 84,6 97,3 95,1 96,3 96,8
2 Rougher con 2 59,9 11,21 0,0569 0,322 35,83 11,4 6,67 24,3 2,23 10,25 3,27 21,72 18,9 23,7 31,1 22,0 4,7 12,9 4,4 7,2 2,8 5,3
Sum1-2 Sum R con 1-2 120,0 22,46 0,0440 0,2584 40,05 8,50 6,73 26,55 1,80 8,62 3,79 17,42 29,3 38,1 69,7 32,9 9,6 28,3 7,1 12,1 6,4 8,6
mp2 Middl 2 414,3 77,54 0,0307 0,1216 5,05 5,02 18,42 19,50 6,80 18,08 15,95 53,84 70,7 61,9 30,3 67,1 90,4 71,7 92,9 87,9 93,6 91,4
3 Rougher con 3 127,7 23,90 0,0379 0,199 13,35 7,49 12,45 18,15 5,59 23,4 9,75 49,82 26,9 31,2 24,7 30,8 18,8 20,6 23,5 35,1 17,6 26,1
Sum1-3 Sum R con 1-3 247,7 46,36 0,0408 0,2278 26,28 7,98 9,68 22,22 3,76 16,24 6,86 34,12 56,2 69,3 94,4 63,7 28,4 48,9 30,7 47,2 24,1 34,6
mp3 Middl 3 286,6 53,64 0,0275 0,0871 1,35 3,92 21,08 20,11 7,34 15,71 18,71 55,63 43,8 30,7 5,6 36,3 71,6 51,1 69,3 52,8 75,9 65,4
4 Rougher con 4 105,4 19,73 0,0322 0,108 2,4 5,3 14 14,1 9,38 18,3 11,92 65,88 18,8 14,0 3,7 18,0 17,5 13,2 32,6 22,6 17,8 28,5
Sum1-4 Sum R con 1-4 353,1 66,09 0,0383 0,1920 19,15 7,18 10,97 19,80 5,43 16,86 8,37 43,60 75,0 83,3 98,0 81,8 45,9 62,0 63,2 69,8 41,9 63,1
mp4 Tail 181,2 33,91 0,0248 0,075 0,747 3,12 25,2 23,6 6,16 14,2 22,66 49,67 25,0 16,7 2,0 18,2 54,1 38,0 36,8 30,2 58,1 36,9
Calc.Feed 534,3 100,00 0,0337 0,1523 12,91 5,80 15,80 21,09 5,68 15,95 13,22 45,66 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 1086,6 53,01 0,0077 0,073 56,85 0,688 6,4 33,3 0,21 1,29 2,99 1,48 39,2 47,5 57,1 33,5 45,8 55,0 22,9 24,8 40,7 13,7
mp1 Middl 1 963,3 46,99 0,0135 0,0910 48,19 1,54 8,53 30,79 0,80 4,42 4,92 10,53 60,8 52,5 42,9 66,5 54,2 45,0 77,1 75,2 59,3 86,3
2 Rougher con 2 516,7 25,21 0,0099 0,09 56,45 0,973 6,29 32,8 0,24 1,52 2,64 2,45 24,0 27,8 27,0 22,5 21,4 25,7 12,5 13,9 17,1 10,8
Sum1-2 Sum R con 1-2 1603,3 78,21 0,0084 0,0785 56,72 0,78 6,36 33,14 0,22 1,36 2,88 1,79 63,2 75,3 84,0 56,0 67,3 80,7 35,4 38,6 57,8 24,5
mp2 Middl 2 446,6 21,79 0,0176 0,0922 38,64 2,20 11,12 28,46 1,44 7,78 7,56 19,87 36,8 24,7 16,0 44,0 32,7 19,3 64,6 61,4 42,2 75,5
3 Rougher con 3 268,3 13,09 0,0123 0,09 51,65 1,32 6,85 31,6 0,59 4,25 3,94 7,19 15,5 14,5 12,8 15,9 12,1 12,9 15,9 20,1 13,2 16,4
Sum1-3 Sum R con 1-3 1871,6 91,30 0,0090 0,0801 55,99 0,86 6,43 32,92 0,27 1,78 3,03 2,57 78,7 89,8 96,9 71,9 79,4 93,6 51,3 58,8 71,0 40,9
mp3 Middl 3 178,3 8,70 0,0255 0,0956 19,07 3,52 17,54 23,74 2,72 13,09 13,01 38,96 21,3 10,2 3,1 28,1 20,6 6,4 48,7 41,2 29,0 59,1
4 Rougher con 4 118,6 5,79 0,0232 0,104 26,5 2,61 15,25 25,9 2,09 7,4 11,36 31,32 12,9 7,4 2,9 13,9 11,9 4,7 24,9 15,5 16,9 31,6
Sum1-4 Sum R con 1-4 1990,2 97,09 0,0098 0,0816 54,24 0,96 6,96 32,50 0,38 2,11 3,53 4,28 91,6 97,2 99,8 85,8 91,3 98,2 76,1 74,3 87,8 72,5
mp4 Tail 59,7 2,91 0,0302 0,079 4,31 5,32 22,1 19,45 3,98 24,4 16,29 54,14 8,4 2,8 0,2 14,2 8,7 1,8 23,9 25,7 12,2 27,5
Calc.Feed 2049,9 100,00 0,0104 0,0815 52,78 1,09 7,40 32,12 0,49 2,76 3,90 5,73 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
xiii
9.3.12 Underlopp cyklon malkrets
9.4 Selektivitetsgrafer Varje graf visar selektiviteten i varje provpunkt. Graferna presenteras i följd från provpunkt 1 (ingående
malm) till provpunkt 11 (malkrets flotation).
Product Weight Assays (%) Distributions (%)
Notation Name (g) (%) Ag Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSxGangueAg Cu Zn Pb Fe S MgO SiO2 S/FeSx Gangue
1 Rougher con 1 73,3 1,08 0,15 0,909 4,1 20 5,18 14,85 0,96 13,46 8,76 50,25 9,1 19,2 0,5 5,1 0,4 0,7 0,5 0,8 0,5 1,2
mp1 Middl 1 6691,1 98,92 0,0165 0,0418 8,15 4,04 15,97 22,59 2,14 18,79 17,62 46,87 90,9 80,8 99,5 94,9 99,6 99,3 99,5 99,2 99,5 98,8
2 Rougher con 2 177,8 2,63 0,102 0,401 5,92 20 6,51 12,45 2,69 31,5 5,91 54,50 15,0 20,6 1,9 12,5 1,1 1,5 3,3 4,4 0,9 3,1
Sum1-2 Sum R con 1-2 251,1 3,71 0,1160 0,5493 5,39 20,00 6,12 13,15 2,18 26,23 6,74 53,26 24,0 39,8 2,5 17,6 1,4 2,2 3,8 5,2 1,4 4,2
mp2 Middl 2 6513,3 96,29 0,0141 0,0320 8,21 3,60 16,23 22,86 2,12 18,45 17,94 46,66 76,0 60,2 97,5 82,4 98,6 97,8 96,2 94,8 98,6 95,8
3 Rougher con 3 157,4 2,33 0,133 0,413 7,46 7,95 9,25 14,5 3,6 19,2 8,94 59,78 17,3 18,8 2,1 4,4 1,4 1,5 3,9 2,4 1,2 3,0
Sum1-3 Sum R con 1-3 408,5 6,04 0,1226 0,4968 6,19 15,36 7,33 13,67 2,73 23,52 7,59 55,77 41,3 58,6 4,6 22,0 2,8 3,7 7,8 7,6 2,6 7,2
mp3 Middl 3 6355,9 93,96 0,0112 0,0226 8,23 3,50 16,40 23,07 2,09 18,43 18,16 46,34 58,7 41,4 95,4 78,0 97,2 96,3 92,2 92,4 97,4 92,8
4 Rougher con 4 257,3 3,80 0,0298 0,083 6,61 2,48 5,69 8,15 4,16 23,8 4,19 77,88 6,3 6,2 3,1 2,2 1,4 1,4 7,4 4,8 0,9 6,3
Sum1-4 Sum R con 1-4 665,8 9,84 0,0867 0,3369 6,35 10,38 6,69 11,54 3,28 23,63 6,27 64,32 47,7 64,8 7,7 24,3 4,2 5,0 15,2 12,4 3,5 13,5
mp4 Tail 6098,6 90,16 0,0104 0,02 8,3 3,54 16,85 23,7 2 18,2 18,75 45,01 52,3 35,2 92,3 75,7 95,8 95,0 84,8 87,6 96,5 86,5
Calc.Feed 6764,4 100,00 0,0179 0,0512 8,11 4,21 15,85 22,50 2,13 18,73 17,52 46,91 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
0
20
40
60
80
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
INGÅENDE MALMAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
CUPB-RÅKONCENTRATAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
xiv
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 20 40 60 80 100
SCA
V
PB RECOVERY (%)
CUPB-SKAVENGERKONCENTRATAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
INGÅENDE OMMALNINGAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
20
40
60
80
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
OMMALNINGSRETURAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
xv
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
ÖVERLOPP CYKLON OMMALNINGAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
INGÅENDE SEPARATIONAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
20
40
60
80
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
INGÅENDE ZN-FLOTATIONAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
xvi
0
20
40
60
80
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
ZN-RÅKONCENTRATAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
20
40
60
80
100
0 20 40 60 80 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
2A REPETERING ZN-KONCENTRATAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
0
20
40
60
80
100
0 20 40 60 80 100
SCA
V
PB RECOVERY (%)
ZN-SKAVENGERKONCENTRATAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
xvii
9.5 Bilaga Minitab Denna bilaga innehåller arbetet från Minitab. De grafiska resultaten är de sämre anpassningarna för
värdeelementen. Den bästa anpassningen är i rapportens resultatdel. Först är graferna för den klassiska
modellen, sedan för Klimpels modell och sist den blandade modellen för respektive provpunkt.
9.5.1 Grafiskt resultat från Minitab
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
DIS
TRIB
UTI
ON
(%
)
PB RECOVERY (%)
UNDERLOPP CYKLON MALKRETSAg Cu Zn S/FeSx MgO SiO2 Gangue
xviii
9.5.1.1 Ingående malm
Den klassiska modellen.
xix
Klimpels modell för ingående malm.
xx
Blandarmodellen för ingående malm.
xxi
9.5.1.2 CuPb råkoncentrat
Den klassiska modellen.
xxii
Klimpels modell för CuPb-råkoncentrat.
xxiii
Blandarmodellen för CuPb-råkoncentrat.
xxiv
9.5.1.3 CuPb scavengerkoncentrat
Den klassiska modellen.
xxv
Klimpels modell för CuPb-scavengerkoncentrat.
xxvi
Blandarmodellen för CuPb-scavengerkoncentrat.
xxvii
9.5.1.4 Ingående ommalning
Den klassiska modellen.
xxviii
Klimpels modell för ingående ommalning.
xxix
Blandarmodellen för ingående ommalning.
xxx
9.5.1.5 Ommalningsretur
Den klassiska modellen.
xxxi
Klimpels modell för ommalningsretur.
xxxii
Blandarmodellen ommalningsretur.
xxxiii
9.5.1.6 Överlopp cyklon ommalning
Den klassiska modellen.
xxxiv
Klimpels modell för överlopp cyklon ommalning.
xxxv
Blandarmodellen för ommalning överlopp hydrocyklon.
xxxvi
9.5.1.7 Ingående separation
Den klassiska modellen.
xxxvii
Klimpels modell för ingående separation.
xxxviii
Blandarmodellen ingående separation.
xxxix
9.5.1.8 Ingående Zn-flotation
Klimpels modell.
Blandarmodellen.
xl
9.5.1.9 Zn råkoncentrat
Klimpels modell.
Blandarmodellen.
xli
9.5.1.10 Zn scavengerkoncentrat
Klimpels modell.
Blandarmodellen.
xlii
9.5.1.11 2a repetering Zn koncentrat
Den klassiska modellen.
Blandarmodellen.
xliii
9.5.1.12 Underlopp cyklon malkrets
Den klassiska modellen.
xliv
Klimpels modell för malkretsflotationen.
xlv
Blandarmodellen för malkretsflotationen.
xlvi
9.6 Mineral-data (XRPD) Informationen som XRPD-analysen gav visar hur mycket svavelkis och magnetkis det finns i proverna
innehållande mest svavel, enligt XRF-analysen. Först en tabell som beskriver hur väl varje prov passar
ren magnetkis eller svavelkis. Hur varje topp ser ut visas sedan i figurerna för respektive mineral.
XRPD-data jämfört med ren svavelkis (starkaste topp ca 33 °).
Mineral: Magnetkis Svavelkis
d-värde: 2.06 Å 2.71
Prov Topphöjd Intensitet
Skattad
mängd
vikt % Topphöjd Intensitet
Skattad
mängd
vikt %
Magnetkis 2225 405 100
Svavelkis 9080 641 100
Ingående 0 < 0.5 5626 62
0 < 0.5 403 63
Ommald 387 17 3207 35
48 12 275 43
Zn-råkonc 1691 76 1266 14
243 60 122 19
0
5000
10000
Counts
Position [°2Theta] (Copper (Cu))
31 32 33 34 35
8P03362_96
8P03362_104
8P03362_103
8P03362_102
Röd = Svavelkis
Svart = Ingående malm
Grön = Ommald Ingående malm
Blå = Zn-koncentrat
xlvii
XRPD-data jämfört med ren magnetkis (starkaste topp ca 43.8 °).
0
2000
4000
Counts
Position [°2Theta] (Copper (Cu))
42 43 44 45
8P03362_93
8P03362_104
8P03362_103
8P03362_102
Svart = Ingående malm
Grön = Ommald Ingående malm
Blå = Zn-koncentrat
Röd = Magnetkis