kartläggning av flotationskinetik i garpenbergs anrikningsverk ...1296973/...förord tack till...

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


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.


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


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


K-värde 0,98 0,44 0,48 0,24 0,33 0,33 0,29


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


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.


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


21


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


K-värde 0,56 0,72 0,58 0,41 0,39 0,43 0,38


R-värde 97,01 96,48 97,9 89,99 85,98 88,92 84,5


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


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.


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


23


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.


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


K-värde 0,36 0,36 0,3 0,19 0,19 0,2 0,18


R-värde 88,02 69,05 76,04 48 51,93 49,07 46,49


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


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.


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


25


I tabell 4.10 redovisas resultatet från Minitab där de viktigaste elementen är Cu och Pb.


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


K-värde 0,74 0,78 0,62 0,4 0,4 0,43 0,34


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


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 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.


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


27


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.


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


K-värde 0,76 0,83 0,68 0,41 0,42 0,45 0,33


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


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


R-värde 100 100 100 95,99 95,48 95,99 93,32


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 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.


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


29


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.


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


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.


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


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.


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


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.


K-värde 0,33 0,36 0,35 0,82 0,45 0,45 0,37


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


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


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 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.


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.


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


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


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.


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


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.


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.


Det viktigaste elementet i de tre första ordningens kinetikekvationer är Zn, men alla element visas i

tabell 4.20.


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


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


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.


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.


K-värde 0,19 0,16 0,15 0,46 0,08 0,21 0,06


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


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 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.


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.


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


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


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


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 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.


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.


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


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


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


K-värde 0,34 0,37 0,23 0,09 0,11 0,16 0,15


R-värde 62,96 23,71 47,21 8,17 4,26 4,98 3,5


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


R-värde 68,08 25,72 51,89 9,55 4,9 5,54 3,91


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


R-värde 71,27 26,99 55,28 10,83 5,45 6,01 4,25


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


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


Dextrin 4,5

Dikromat 3,5

Datum

Namn

2018-09-19

CuPb skavengerkonc

15696


3,127 3 0,00104 8,7 20,8 4min


[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


Datum

Namn

2018-09-20

Ingående ommalning

15697


5,52 2 0,00276 8,4 20,7 4


[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


2,89 3 0,00096 8,1 19,9 3 min


[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


3,31 3 0,00110 8,4 20,4 3


[g/ton] [g/ml] [ml]


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


4,776 2 0,00239 8,2 19,7 5 min


[g/ton] [g/ml] [ml]

Dextrin 4,41 0,01 1

Dikromat 5 0,01 1


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



Dextrin 3,9

Dikromat 4,4

vii

9.2.8 Ingående Zn-flotation

Datum

Namn

2018-09-25

Zn flotation ingående

15702


3,56 2,5 0,00142 11,6 20 5 min


[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



Cu(SO4) 585,1

Dextrin 109,7

Ibux 27,4

viii



Datum

Namn

2018-09-25

Zink råkonc

15703


4,286 2,5 0,00171 11,6 19 5min


[g/ton] [g/ml] [ml]

Dextrin 58,8 0,1 1,0

Ibux 3,8 0,01 0,7

Nordkalk (g) 0,5


Provnummer 76720 76719 76718 76717 76716

Torrvikt Zn-rest 4 3 2 1

[g] 1069,1 130 592,5 259,5 154,5



Dextrin 45,7

Ibux 3,0

Datum

Namn

2018-09-26

Zn scavenger konc

15704


3,045 3 0,00102 11,5 19,3 4 min

Blandning Dosering

[ml]

Nordkalk g 0,4


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


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


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



Dextrin 51,6

Ibux 4,5

x

9.2.12 Underlopp cyklon malkrets

Datum

Namn

2018-10-01

Underlopp cyklon

15706


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


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



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


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



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



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


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



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



9.3.11 2a repetering Zn koncentrat



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



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



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



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



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


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).


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


xxii

Klimpels modell för CuPb-råkoncentrat.

xxiii

Blandarmodellen för CuPb-råkoncentrat.

xxiv

9.5.1.3 CuPb scavengerkoncentrat


xxv

Klimpels modell för CuPb-scavengerkoncentrat.

xxvi

Blandarmodellen för CuPb-scavengerkoncentrat.

xxvii

9.5.1.4 Ingående ommalning


xxviii

Klimpels modell för ingående ommalning.

xxix

Blandarmodellen för ingående ommalning.

xxx

9.5.1.5 Ommalningsretur


xxxi

Klimpels modell för ommalningsretur.

xxxii

Blandarmodellen ommalningsretur.

xxxiii

9.5.1.6 Överlopp cyklon ommalning


xxxiv

Klimpels modell för överlopp cyklon ommalning.

xxxv

Blandarmodellen för ommalning överlopp hydrocyklon.

xxxvi

9.5.1.7 Ingående separation


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


Blandarmodellen.

xliii

9.5.1.12 Underlopp cyklon malkrets


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

kartläggning av flotationskinetik i garpenbergs anrikningsverk ...1296973/...förord tack till...

Documents