Lead and Zinc Ore

Lead and Zinc Ore

7.3.1   Natural   Minerals   of    Lead   and   Zinc    and   Their   Floatability

Lead  and  zinc  are  closely  related  in  nature,especially  in  primary  deposits.They  have  the  same

7.3 Lead and Zinc Ore

source   of   ore-forming    materials,very    similar   geochemical    behavior,similar    outer   electronic structure,strong  sulfur  affinity  and  the  same  soluble  complexes.

There  are  more  than  250  kinds  of  lead-zinc  minerals  found  in  the  earth’s  crust,about   1/3  of which are  sulfides and  sulfates.Galena  and  sphalerite are the main industrial mineral for  smelting lead  and  zinc,followed  by  smithsonite  and  cerussite.

According  to  the  oxidation  rate  of  lead  or  zinc,its  industrial  types  include   sulfide  ore  with oxidation  rate  less  than   10%,oxidized   ore  with   oxidation  rate  more  than   30%,mixed  ore  with oxidation  rate  between   10%to  30%.

The        ore         structure        includes         disseminated,dense         massive,brecciated,banded,and veinlet,etc.

Galena   contains    86.6%Pb,often   containing    Ag,Bi,Sb,Se,etc.Galena   is    lead   gray    in   color with   gray   black   stripe    and   metallic   luster.Its   hardness   is   2-3   and   density    7.4-7.6g/cm³.It mainly  occurs  in  the  polymetallic  sulfide  deposits  of middle  temperature  hydrothermal  solution.  Galena is almost always associated with sphalerite and is easily weathered to anglesite and cerussite on the  surface.

Sphalerite  contains  67.1%Zn,and  usually  various  kinds   of  isomorphic   elements  such  as  Fe.

With  the  increasing  of  iron  content,the  color  changes  from  light  to  dark,from  light  yellow  to black,with  white  to  brown  stripes,and  the  luster  changes  from  resin  luster  to  semi  metal  luster; from  transparent  to  translucent.The  hardness  is   3.5-4   and  the   density  is   3.9-4.1g/cm³,which decreases with the  increase  of Fe  content.Sphalerite  is  easy  to  be  weathered  into  smithsonite  on the  surface.

Cerussite  is  transparent  or  translucent  white,and  its  inclusions  containing  lead  are  gray,light green  or  blue,with  metallic  luster,sometimes  with  grease  or  pearl  luster.Cerussite  is  formed  by the oxidation of galena to anglesite and then reacted with carbonate solution.

Smithsonite  has  a  hardness  of  4-5  and  density  4-4.5g/cm³ .

7.3.1.1   Floatability   of   Galena   PbS

Galena  is  easy  to  be  collected  with  thiocompound  collectors  in  a  wide  pH  range.Xanthate, dithiophosphate,dithiocarbamate  and  white  agent  are  all  effective.Neutral  oil  such  as  diesel   oil also  has  a  good  collection  on  galena,especially  fine  galena,and  is  thus  often  used  as  auxiliary collector.Dithiophosphate   is    weaker    in   collection    than    that   of   xanthate,but    shows    better selectivity,and  is  especially  suitable  for  galena  containing  silver.Dithiocarbamate  and  white  agent also show good selectivity in galena flotation.

Impurities  have   a  great  influence  on  the   floatability  of  galena,for  example,silver  or  copper improves  the  floatability  of  galena,while  zinc,manganese  or  antimony  decreases  its  floatability.  Impurities also affect the effect of depressants.For example,galena containing very fine inclusions of zinc  or  manganese  is  more  strongly  depressed  by  cyanide  than  those  containing  bismuth  or copper.The most suitable pH for galena flotation of is 7-10.

Chapter  7  Beneficiation  Practice  of Non-ferrous  Metallic  Ores

Many   metal   cations    can   significantly    depress   galena,and    the   depressing    increases   with increasing  valence,for  example,Cr²+and  Al³+have  a  strong  depressing  effect  on  galena.Sodium or  potassium  dichromate  is  the  most  important  depressant  of  galena  and  the  depressing  occurs easily  in  the  alkaline  medium  but  reduces  in  acid  medium.The  galena  depressed  by  dichromate can be partially activated by FeSO₄,hydrochloric acid or by NaCl in acid medium.Galena is more readily  depressed  by  sodium  sulfide  than  other  sulfide  minerals,but  this  depression  is  temporary and will disappear after a period of time.Water glass is also the depressant of galena,but weaker than  dichromate.Sodium  phosphate,phosphoric  acid  and  sulfite  can  also  depress  galena.

7.3.1.2   Floatability   of   Sphalerite   ZnS

The floatability of sphalerite depends largely on the impurities in the lattice,especially the content of iron.Generally,sphalerite  with  high  iron  content  has  poor  floatability,while  that  with  cadmium is  easy  to  float.Many  sphalerites  in  nature  have  improved  their  floatability  due  to  the  natural activation  of heavy  metal  ions,especially  copper  ions,or  due  to  its  oxidation.

Low-grade  xanthate  has  little  or  even  no  collection  on   sphalerite  but  can  collect   sphalerite activated by  Cu²+.High-grade  xanthate  can  be  used  to  collect  sphalerite  without  activation.

The activation of sphalerite by copper sulfate depends greatly on the pH of pulp,being strongest at  pH=6  and  pH=11.When  some  sphalerites  are  seriously  activated,contain  inclusions  of  copper minerals  in  micro  or  colloidal  form,have  copper  ion  infiltration  in  the  lattice,or  there  is  more Cu²+in  the  pulp,it  often  brings  about  great  difficulty  for  the  separation  of  copper  and  zinc  by flotation.

The   main   depressants   of   sphalerite   are   cyanide,zinc   sulfate,sodium   sulfide,sulfite   and   its salts,sodium       thiosulfate,etc.

7.3.2      Beneficiation Process for Lead and Zinc Sulfides

7.3.2.1       Flotation  Process

Lead  zinc  sulfide  ores  generally  have  low  mineral  content,and  most  of  minerals   are   finely disseminated,often   associated   with    a   variety   of   valuable    components   which   have    obvious differences in floatability.All these make flotation the most adoptable method for lead zinc sulfide ore beneficiation.There are various of flotation processes involving selective flotation process,bulk flotation    process,iso-floatation    process,differential    bulk    flotation    process,branched     flotation process  in  series,and  so  on.

(1)Selective  flotation  process  is  suitable  for  small  plants  with  few  gangue  minerals,and  can generally  obtain  high-quality  concentrate.

(2)Bulk flotation process is  suitable  for the poor and can obtain high recovery,sometimes with primary  grinding   and  roughing  to   discard  tailings.However,the  useful   components   are   often difficult to separate due to large quantity of reagent on their surface adsopted during bulk flotation,  so it is difficult to get high-quality concentrate.

7.3  Lead and Zinc Ore

(3)Iso-flotation  process  utilizes  the  natural  floatability  of  minerals,avoiding  large  quantity  of regulators  which  may  cause  complex  physical  and  chemical  problems.There  are  no  excessive depressants  and  the  valuable  minerals  can  be  floated  completely,which  helps  to  improve  the recovery.There   are   also   no   excessive   activators,which   helps   to   improve   the   quality   of   the concentrates  and  save reagents  consumption.

(4)Differential    bulk    flotation    process,also     called    as     asynchronous    flotation    process,is developed  on  the  basis  of iso-flotation.In  this  process,lead  is  not  floated  completely  in  one  time as  in  iso-flotation,but  is  floated  in  two  steps  of  bulk  flotation,where  lead  and  zinc  are  both floated.In  the  first  step  which  is  like  iso-slotation,with  no  regulators  used,only  part  of  the  lead is floated.Those galena particles with poorer floatability are floated together with sphalerite which is   activated   by   copper   sulfate   in   the   second   step   flotation.This   process   is   applicable   for polymetallic sulfide ore to improve the recovery of associated gold and silve.

(5)Branched flotation process in series is to split the pulp into two or more branches.The froth of the rougher from the first branch is combined with the feed to the  second branch,followed by roughing,and  then  connected  in  series.Corresponding  reagents  is  added  at  the  same  time.

7.3.2.2   Separation   of  Lead  and   Sulfur

Pyrite  is  usually   associated  with   lead-zinc  ores,and  the   separation  process   of  lead   and  sulfur depends on the dissemination characteristics of pyrite.

If there is a small amount of pyrite which is in coarse grains,sulfur flotation process with zinc depressed  can  be  adopted.The  reagent  regime  can  be  the  combination  of  sodium  carbonate,zinc sulfate  and  sodium  sulfide,or  zinc  sulfate  and  sodium  sulfide,or  sodium  sulfite,sodium  sulfate and zinc  sulfate.

If there  is  some  pyrite  with  good  floatability,pyrite  will  float  with  galena  in  the  traditional process.If  pH  is  increased  to   depress  pyrite,galena  will   also  be   depressed.In  this   case,a  large quantity  of  lime  is  usually  used  to   depress  pyrite   and  high-grade  xanthate   is  used  to   collect galena.

7.3.2.3  Separation  of  Zinc  and  Sulfur

In  the  separation  of  zinc  and  sulfur,cupric  sulfate  and  lime  are  used  to  activate  sphalerite  and depress pyrite,respectively.And the pulp is heated to 50℃ to improve the separation efficiency of zinc  and  sulfur.

7.3.3      Beneficiation Practice in Fankou Lead Zinc Ores

7.3.3.1       Introduction  to  Fankou  Lead  Zinc  Mine

Fankou  Lead  Zinc  Concentrator  handles   1.5-1.65million   tons  of  run-of-mine   ore   annually.Its main products  are  high  lead  concentrate,high  zinc  concentrate,bulk  concentrate  of  lead  and  zinc, and  sulfur  concentrate.The  annual  output  of  lead  and  zinc  metals  is   165000-180000  tons,and

Chapter  7  Beneficiation  Practice  of Non-ferrous  Metallic  Ores

standard  sulfur  concentrate   550000-700000  tons.

The ore in Fankou is mainly a complex and dense lead-zinc sulfide ore with pyrite content of up to   45%.Galena,sphalerite    and   pyrite    are   distributed    unevenly   in    size    and   have    complex structure,with    -0.074mm     accounting     for     35%,17%and    49%,and-0.02mm     accounting     for 16%,4%and    8%,respectively.It   is    difficult   to   beneficiate.

The  technology  innovation  and  production  practice  of  Fankou  complex  lead-zinc  ore  dressing have been carried out for decades,which made great contribution to the development of sulfide ore dressing  technology  in  China.The  non-cyanide  technology,high  alkali  fine  grinding  technology, asynchronous   bulk   flotation    technology,rapid   flotation    technology   with    mixed   reagents,and potential  controlled  flotation  technology  have  been  successful,which  have  solved  the  difficult problem of complex sulfide ore dressing and contributed to improvements of the sulfide ore dressing technology in China to be the world’s advanced level.

7.3.3.2   Development   of   Flotation   Process

Bulk  flotation  process  was  used  when   the  plant  was  built   in   1968.The  run-of-mine   ore  was ground  to  -0.074mm  accounting  for  70%.The  lead-zinc  bulk  concentrate  was  obtained  by  bulk flotation  using  lime,copper  sulfate  and  ethyl  xanthate.After  regrinding,the  bulk  concentrate  was separated  using   lime,cyanide   and   zinc   sulfate,to   get   lead   and   zinc   concentrate,respectively.  Sulfur  concentrate  was  obtained  from  flotation  of  the  bulk  tailings.This  process  used  cyanide, which brought about environmental pollution and gave low separation efficiency.

In  the  mid-1970s,environmental  protection  has  been  paid   increasing   attention.The   process gave  up  cyanide  and  produces  high-grade  bulk  concentrate  for  Imperial  Smelting  Process(ISP), which can treat bulk concentrate instead of separate concentrate as in traditional smelters.

The   liberation   degree   of   galena   is   only   60%when   -0.074mm   accounts   for   70%,so   fine grinding was necessary.But fine grinding made large quantity of fine pyrite,galena and their lock particles  present   quite  similar  floatability,resulting  in  difficult  separation.After  a  long  time  of research,selective  flotation  process  at  high  alkali  condition  with  strong  collector  was  developed.  The  run-of-mine  ore  was  ground  to-0.074mm  accounting  for  85%and  the  lead  concentrate  was reground  to-0.038mm  accounting  for  85%-90%.Large  quantity  of  lime  and  butyl  xanthate  were added into the ball mill,where high alkali environment depressed the newly liberated pyrite,while butyl  xanthate  protecting  the   fresh   galena   surface.Lead   concentrate   is   obtained   in   selective flotation   involving   one   roughing,one   scavenging   and   four   cleanings   using   zinc   sulfate   and terpineol.This  process  made  progress  in  increasing  both  the  lead  recovery  and  the  quality  and recovery  of  zinc  concentrate,but  the  lime  depression  is  not  complete,making  the  separation  of lead  and  iron  difficult,and  resulting   in  high   circulating  load.The  grade  of  lead  concentrate  is about    50%-52%.Differential  bulk  flotation,also  called  asynchronous  flotation,was  tested  to  be  successful  in 1987   and   produced   coarse   bulk   concentrate,which   was   reground   and   cleaned.However,there were  several problems.It  showed  poor  adaptability  to the market because bulk  concentrate  is  the only     product.Overgrinding     happened      during     regrinding     of     the      coarse     bulk     concentrate      although recovery    was     increased.Fluctuation    and     lost     happened    because     the     floated    material     was    of     large quantity     in     bulk     flotation.In     addition,aniline     aerofloat     is     readily     to     decompose     which     presented great    pressure     for     environmental    protection.

On     the     basis      of     selective     flotation      at     high     alkali      condition,mixed     collectors      and     organic depressant  were  then  used,and  zinc   sulfate  was   stopped,returning  the   cleaning  tailings  by skipping,increased     the     lead      grade     from     53%to      58%.

In  1998  and   1999,potential  controlled  flotation  completed  its  industrial  test  successfully, combining    the    theory    of    modern    sulfide    potential    control    with    production    practice,further    made    the relationship between mineral flotation behavior and pulp potential clear,and optimized the reagent regime    and    flowsheet    structure    as    well.

7.3.3.3      FKNSP Process

FKNSP    is    the     latest     developed    harmonious     ore    dressing     technology    for     complex    lead     zinc    iron sulfide  ore,adopting  the  concept  and  principle  of  “harmony”,making  full  use  of the  inherent characteristics and floatability of minerals in the ore and realized energy saving.It produces four products,lead  concentrate,zinc  concentrate,bulk  concentrate  and  sulfur  concentrate,described as    follows    in    Fig.7.4.

Considering    the     fact    that     most     of    the    main     metal     minerals    have     been    liberated     at     coarser

grinding,coarse     grinding      of     run-of-mine     ore      and     regrinding      of     middlings      are     used,aiming      toregrind    the     small    amount     of    lock    particles     that    are     difficult     or    slow     to    float,saving     electricity

Chapter  7  Beneficiation  Practice  of Non-ferrous  Metallic  Ores

consumption.Most of the coarse and easy-to-float particles of lead or zinc are floated quickly in a short  time  to  produce  lead  or  zinc  concentrate,reducing  overgrinding  of  liberated  minerals  and unnecessary recycling load.The middlings which are difficult to treat are combined and reground to   produce   bulk   concentrate   of   high   quality,increasing   metal   recovery   and   shortening   the flowsheet.This  process  makes  full  use  of  the  combined  effect  of  flotation  reagents  and  adopts mixed  reagents  to  strengthen  the  separation  efficiency  of  lead   and   zinc  minerals.The  quick flotation  of  most  of  the  lead  and  zinc  concentrates  helps  to  eliminate  the  cumulative  effect  of flotation reagents  and  the negative  impact  caused by  excessive  reagents.This  harmonious process and  product  structure,and  targeted  flotation  reagent  regime,reduce  the  circulation  load  in  the flowsheet and total flotation time.

The FKNSP process consists of quick flotation of lead,slow flotation of lead,quick flotation of zinc,slow  flotation  of zinc,and bulk  flotation.The reagent regime  and  flotation time  are  described  below.

The  ore  is  ground  in  a  two-stage  closed-circuit.Butyl  xanthate,ethyl  dithiocarbamate  and  lime are  added  into  the  primary  ball  mill  at  dosage  of  65g/t,65g/t,and   5000g/t,respectively.

(1)Quick  flotation  of  lead.It  includes  one  rougher   and  three   cleaners,with  flotation  time   of 6min,11min,9min,and    23min,respectively.Frother    is    the     only    reagent    added     in    roughing operation,and  small  amount  of  butyl  xanthate,ethyl  dithiocarbamate  and  lime  are  added  in  each  cleaning  operation.The  middlings  return  in   sequence,while  the  rougher  tailings  go   for   slow  flotation  of  lead.Sodium  humate(PS)is  also  used  in  the  second  cleaning  operation  to  depress  pyrite.Sodium   humate   is   nontoxic,tasteless,environmentally   friendly,and   of   low   consumption, reducing the amount of lime and gives good adaptability to water quality.

(2)Slow   flotation   of  lead.It  includes  one  rougher  and  one   scavenger.Lime,butyl  xanthate, and   ethylthionitrogen    are   added    in   rougher    at   500g/t,125g/t    and    12.5g/t,respectively.Butyl xanthate  is  added  in  scavenger  at  15g/t.

(3)Quick  flotation  of zinc.It  consists  of one  rougher  and  three  cleaners.Butyl  xanthate  and  oil

Ⅱ  are  added  in  the  agitating  bulk  at   120g/t   and   15g/t,respectively.Copper   sulfate,lime,butyl xanthate  are  added  prior  to  each  cleaning  operation  at  a  decreasing  dosage.The  flotation  time  is  7min,7min,13min  and  26min,respectively.The  tailings  of  the  roughing   go  to   slow  flotation  of zinc.

(4)Slow  flotation  of  zinc.It  consists  of  one  rougher  and  three  scavengers.Butyl  xanthate  and oil  Ⅱ   are   added   in  roughing   at   20g/t   and   5g/t,respectively.The   concentrate   of  the   rougher returns  to  the  regrinding   circuit  closed  by   cyclone.Butyl  xanthate  is  added  in  scavengers.The tailings  of  the  scavenger  is  dewatered  followed  by  sulfur  flotation.The  flotation  time  is  4min,  3min,4min    and    4min,respectively.

(5)Bulk  flotation.The  froth  from  both  slow  flotations  of  lead   and  zinc  are  combined  and reground,followed  by  bulk   flotation   to   obtain   bulk   concentrate   of  lead   and   zinc.The   bulk  flotation    consists    of    five     cleaners,with    flotation    time     6min,5min,5min,5min,and    20min, respectively.