Full resolution (JPEG) - On this page / på denna sida - Häfte 7. 14 juli 1928 - Om differentialflotation, av byråingenjör Harald Carlborg
<< prev. page << föreg. sida << >> nästa sida >> next page >>
Below is the raw OCR text
from the above scanned image.
Do you see an error? Proofread the page now!
Här nedan syns maskintolkade texten från faksimilbilden ovan.
Ser du något fel? Korrekturläs sidan nu!
This page has never been proofread. / Denna sida har aldrig korrekturlästs.
54
TEKNISK TIDSKRIFT
11 febr. 1928
nomförts, särskilt där kalk användes för att göra den
alkalisk.
Vid flotation och särskilt vid differentialflotation får
man på inga villkor förbise det inflytande, som det
använda vattnet kan hava, dels i och för sig och dels
genom att det, även om det från början är rent, nr
rågodset löser salter, som kunna vara flotationsgifter,
dvs. verka retarderande eller dödande på samtliga
mineral och kanske dessutom förstöra skummet. Så finnas i
regel i de övre, oxiderade delarna av kisfyndigheterna
och ännu mera i gamla avfallshopar järn- och
kopparsulfat, i vissa fall aluminiumsulfat osv. Dessutom kan
oxidation med åtföljande sulfatbildning inträda under
anrikningens gång, särskilt i kul- och rörkvarnarna.
Oxidation i det senare fallet bör undvikas så mycket som
möjligt, också därför, att ytorna hos mineralkorn
angripas, så att de bliva mindre lättfloterade. Vid
flota-tionsförsök å under längre tid förvarade, relativt långt
nedkrossade malmprov bör möjligheten, att oxidation
inträffat, hållas för ögonen.
Frågan om flotationsgifters egenskaper och
verkningssätt är mycket viktig, men som den ej har direkt
sammanhang med enbart differentialflotation skall den i
detta sammanhang ej närmare behandlas.
Beträffande differentialfloteringens genomförande kan
man ur en synpunkt särskilja tvenne olika
tillvägagångssätt. I ena fallet frånskiljer man gångarten genom en
primär kollektiv flotation och behandlar det så erhållna
råkoncentratet med differentialflotation. Detta kan vara
särskilt lämpligt, när gångarten kvantitativt spelar stor
roll, så att kvantiteten pulp, som skall behandlas, redan
på ett tidigt stadium blir avsevärt reducerad. I
förbigående kan påpekas, att det erhållna råkoncentratet kan
vidarebehandlas med någon annan anrikningsmetod än
flotation, t. e. på skakbord. Ofta blir dock härvid
resultatet mindre tillfredsställande, dels för att de använda
flotationsagenserna äro svåra att avlägsna och kunna
verka störande, och dels för att de för flotation lämpliga
kornstorlekarna kunna vara relativt svåra att behandla
med våtanrikning.
I det andra fallet kan man direkt med
differentialflotation behandla den först framställda pulpen och
successivt frånskilja malmmineralen tills blott gångart
återstår. Vilket förfarande, som i ett visst fall är det
lämpligaste, beror av rågodsets beskaffenhet.
Slutligen må anföras några exempel på i praktiken
använda flotationsförfaranden.
Vad beträffar differentialflotation av malmer med
kopparsulfidmineral och pyrit, har anrikningen i många
fall kunnat genomföras på ganska enkelt sätt,
åtminstone sedan den rätta lösningen en gång blivit funnen.
Vanligt är t. e. att använda pine oil som skumbildare,
xantat som samlare och kalk som hjälpagens för pyritens
tillbakahållande, så att den går i avfallet.
Ett exempel på huru svavelkisen kan tillgodogöras i
en malm med kopparkis och pyrit har man från
Eustis-gruvan i Quebec, Canada. Sedan kopparn utvunnits
med kalk, TT-blandning och pine oil, avvattnas
avfalls-pulpen och göres sur med svavelsyra, varpå den floteras
med xantat och kreosot. Kopparsligen håller 24 % Cu
vid en kopparutvinning av 92 %, och pyritsligen upp
emot 50 % S vid en utvinning av 90 %.
Beträffande komplexa bly-zinkmalmers flotering må
tagas ett exempel ur senaste svensk praxis.
Vid Brunnsviks eller Rösjö gruvor i Ludvika socken
är anrikningsprocessen, sådan den utarbetats av
bergsingenjören Josef Berglund, följande. Malmen är en
skarnmalm med blyglans, zinkblände, magnetkis och
magnetit jämte kvarts, mörk glimmer och huvudsakligen
pyroxen som gångarter. Rågodshalten är 3—3,5 % Pb
och 7—9 % Zn. Anrikningsverkets anordning framgår
av schemat fig. 1. Efter krossning i kul- och rörkvarn
till c:a 50 % under 200 mesh, varvid i kulkvarnen
tillsättes råsoda, borttages först magnetit och magnetkis
på Gröndals magnetiska separatorer, varigenom
kvantiteten reduceras med c:a 30 %. Sedan behandlas pulpen
på apparater av modifierad Forrestertyp och med den på
schemat angivna totallängden. Först floteras på blyglans
under användning av pine oil och xantat samt
cyan-kalium och zinksulfat för zinkbländets retardering. Ett
råkoncentrat uttages på flotator I och avfallet därifrån
behandlas i flotator II, på vilken erhålles en
mellanprodukt, som återsändes till flotator I. Avfallet floteras
därefter på samma sätt i tvenne apparater på blände
under tillsättande av ytterligare xantat och pine oil samt
kopparsulfat för bländets aktivering.
De så erhållna råsligerna renas på var sin flotator av
samma typ, i regel utan tillsättande av nya agenser.
Om blyglansen ibland vill flocka sig, motverkas detta
genom tillsats av något natronvattenglas. Totala
agens-åtgången pr ton rågods till verket är följande: 1,5—2
kg soda, 70—80 gr xantat, 60 cm3 pine oil, 100 gr
cyan-kalium, 225 gr zinksulfat och 300—500 gr kopparsulfat.
Ibland användes ett hundratal gram fosfokresylsyra som
ersättning för xantat och pine oil.
Blysligen håller 57 % Pb och 10 % Zn samt
zink-sligen 43 % Zn och 1,8 % Pb. Avfallet håller 0,6—1 %
Zn och 0,5 % Pb. Metallutvinningen blir efter
driftsanalyserna c:a 85 % men efter skeppningsanalyserna
77 %. Skillnaden torde möjligen få tillskrivas
ofullkomligheter vid provtagningen och kanske en viss sligförlust
vid transport och lagring.
Vid Silvhyttan i Norrbärke socken anrikas en
liknande, ehuru något fattigare malm enligt samma metod. T. v.
arbetas huvudsakligen med rågods från varp, som äro
rätt mycket dekomponerande, vadan svårigheterna äro
större än vid Brunnsvik. Finkrossningen måste drivas
Fig. 1. Schema för Brunnsviks anrikningsverk.
<< prev. page << föreg. sida << >> nästa sida >> next page >>
