广东肇庆某尾矿中赤/褐铁矿反浮选技术研究

广东肇庆某尾矿含铁38.97%,主要赋存于赤铁矿和褐铁矿中.为有效富集回收尾矿中的铁矿物,采用反浮选工艺为原则流程,以自主研发的阳离子捕收剂YA作脉石矿物捕收剂、NaOH作pH值调整剂、改性淀粉作铁矿物抑制剂,经过一粗一精三扫的闭路试验流程,获得了含铁55.47%、铁回收率81.32%的铁精矿.尾矿中铁矿物得到了较好的富集回收.     

高岭土与石英浮选分离研究

针对煤系高岭土脱除共伴生细粒石英的需求,通过高岭土与石英单矿物浮选试验,研究了油酸钠和十二胺两种捕收剂,以及氯化钙、氢氟酸、六偏磷酸钠、水玻璃、淀粉等调整剂在不同矿浆pH值下对高岭土和石英浮选分离的影响。当采用十二胺为捕收剂、淀粉为抑制剂、矿浆pH3时,高岭土和石英的浮选回收率差别最大。     

某石英砂浮选降铁工艺及机理研究

对某石英砂沉降脱泥洗矿后浮选除铁工艺进行研究,考察调浆酸种类、矿浆pH值、调浆时间、捕收剂用量、浮选矿浆浓度等条件对石英砂精矿中铁含量的影响。结果表明：捕收剂采用十二烷基磺酸钠(SDS)反浮选脱除该石英砂中赤铁矿可以达到降铁的目的;浮选降铁较优的工艺条件为,石英砂原矿经脱泥后分级,106～450μm粒级的石英砂入浮,盐酸调节矿浆pH值至3、调浆时间2 min、浮选矿浆浓度20%、捕收剂SDS用量400 g/t、起泡剂松油醇用量25 g/t。最终可获得SiO₂含量达98.84%、Fe₂O₃含量仅0.022%的石英砂精矿,满足无色玻璃工业的入料要求。此外,通过动电位测试发现,矿浆pH值约为3时处于石英和赤铁矿的等电点中间位置,此时捕收剂阴离子会选择性地作用于赤铁矿表面,从机理上初步解释了该pH值条件下赤铁矿得到较好脱除的原因。     

中性条件下蓝晶石矿物的浮选行为研究

通过单矿物浮选实验、动电位、吸附量及红外光谱测试分析,考察了蓝晶石、石英、黑云母的浮选行为以及矿物与药剂的作用机理。浮选实验结果表明,在中性条件下,单独用十二胺盐酸盐(DAC)作捕收剂,3者可浮性差异不大,不能有效分离,必须添加抑制剂。3种抑制剂在相同的质量浓度下,对蓝晶石矿物的抑制强弱顺序为:淀粉水玻璃氟化钠。金属阳离子的添加对3种矿物的浮选影响也不同,对蓝晶石及石英的抑制强弱顺序为:Al 3+Fe3+Mg2+Ca2+,对黑云母的抑制顺序为Ca2+Mg2+Al 3+Fe3+,黑云母总体趋势变化不明显。动电位、吸附量及红外光谱分析表明,淀粉在蓝晶石表面的吸附为物理吸附,并且主要通过氢键作用来实现,这样淀粉对蓝晶石具有更强的抑制能力,能有效地实现蓝晶石矿物的反浮选分离。     

抑制剂对红柱石和石英浮选分离的影响研究

通过单矿物浮选试验考察了红柱石和石英在捕收剂CSB作用下的浮选行为、Fe<'3+>对红柱石和石英可浮性的影响以及几种抑制剂对红柱石和石英的抑制效果.结果表明:用CSB作捕收剂时,红柱石和石英在pH=3.0～3.1的强酸性条件下可有效分离;当矿浆中存在Fe<'3+>时.石英被明显活化,红柱石和石英的浮选行为趋于一致,达不...     

石英砂表面吸附的铁杂质对除铁效率影响的研究

通过对凤阳县干法和湿法石英砂中铁杂质矿物类型及含量的测试,结果表明干法石英砂中铁杂质含量和磁化率明显高于湿法石英砂;利用扫描电子显微镜对两类石英砂中杂质颗粒进行形貌观察和颗粒尺寸分析,利用X射线能谱分析仪对两类石英砂中杂质颗粒进行化学成分分析,结果显示两类石英砂经过强磁选后表面都吸附有含铁杂质颗粒,粒度在0.5 ～5μm之间.试验表明用磁选法很难去除粒度小、含量低、磁性弱的铁杂质.干法石英砂中铁含量高于湿法石英砂的原因是其表面吸附含铁杂质颗粒较多,石英砂的除铁效率直接取决于石英砂表面含铁杂质颗粒的有效去除.     

几种捕收剂对胶磷矿浮选脱硅的影响

在胶磷矿浮选实践中常用脂肪酸类捕收剂正浮选脱硅,存在矿浆需加温、浮多抑少、药耗大、成本增加的问题。本研究采用油酸钠、十二烷基苯磺酸钠、十二胺和十六烷基三甲基溴化铵4种捕收剂进行胶磷矿、石英及长石、高岭土和埃洛石单矿物浮选实验,结果表明,油酸钠、十二胺和十六烷基三甲基溴化铵对以上矿物均有捕收作用,对胶磷矿、硅酸盐类矿物选择性差;十二胺反浮选硅酸盐类矿物时,不同矿物的最佳浮选矿浆pH值不同,这是反浮选脱硅效果较差的原因之一。     

硫铁矿在碱性环境中的提纯试验研究

硫精矿是重要的化工原料之一,如果将硫精矿中硫的品位提高至48%以上,则硫精矿煅烧制酸得到的含铁废渣既可以用来炼铁、炼钢,又可以用来开发铁红、铁氧体磁性材料、液体聚合硫酸铁等,最终实现硫、铁资源的综合利用。因此在弱碱性条件下对原矿品位为23.83%的硫铁矿进行提纯试验,试验的流程为:使用氧化钙作为pH调整剂、硫酸铜作为活化剂、水玻璃作为硅酸盐抑制剂、LT606作为捕收剂进行粗选;再磨得到的粗精矿,并在再磨过程中添加碳酸钠和强氧化类药剂,深度氧化硫铁矿矿物表面;再通过阳离子反浮选,除去剩余脉石矿物,得到易于过滤,品位高达48.20%、回收率为86.25%的硫精矿。     

中性条件下蓝晶石矿浮选试验研究

针对河北邢台卫鲁地区蓝晶石选矿流程中强磁选后的非磁性产品进行浮选试验研究,结果表明,在磨矿细度为-200目质量分数占65.00%,十二胺盐酸盐作为捕收剂用量为40g/t,柴油作为辅助捕收剂用量为300g/t,矿浆质量分数为30%,淀粉作为抑制剂用量为360g/t,矿浆pH=6.5左右的中性浮选条件下进行了1粗4扫的开路反浮选,最终获得产率为14.28%,Al2O3品位为60.31%,蓝晶石品位为96.16%的高纯蓝晶石精矿。     

十二胺体系下蓝晶石与石英浮选试验研究

通过蓝晶石、石英单矿物浮选试验,研究了pH值、捕收剂用量对两种矿物可浮性的影响。在此基础上以淀粉为原料进行了药剂AP的合成,并进行了单矿物浮选试验,试验结果表明该药剂用量为22.5mg/L时,蓝晶石回收率仅为2.54%,而此时石英的回收率为93.21%。在单矿物试验基础上进行了混合矿物浮选试验,当十二胺用量为90mg/L、AP用量为120mg/L时,经一次浮选可获得Al2O3品位为59.87%、回收率为84.75%的蓝晶石精矿。     

氧化铁对石英砂表面改性的研究

用反复沉淀法和加热蒸发法制备氧化铁/石英砂改性滤料,测定了其表面的铁含量、氧化铁膜的附着性能和比表面积,用电子显微镜观察了其表面形态,用X射线衍射进行了氧化铁膜的物相分析。     

The anodic oxide film on iron in neutral solution

The composition of the anodic passive oxide film on iron in neutral solution has been investigated by cathodic reduction, chemical analysis and ellipsometry. The cathodic reduction using a borate solution of pH 6·35 containing arsenic trioxide as inhibitor estimates iron in the film to be all iron (III), indicating that no magnetite layer is present. Oxygen in the film is estimated from the ellipsometric thickness to be in excess of the stoichiometric ferric oxide, suggesting the presence of bound water. The average composition is represented as Fe₂O₃.0·4H₂O, in which hydrogen may be replaced partly with iron-ion vacancy. The anodic oxide film is composed of an inner anhydrous ferric oxide layer, which thickens with the potential and an outer layer of hydrous ferric oxide whose thickness depends on the condition of passivation and environment.     

Foam Separation of Lead(ll) and Cad mi urn (II) from Waste Water

Abstract

Foam separation techniques are evaluated to determine if they would be feasible for removing lead(II) and cadmium(II) from highly contaminated waste water. Variables such as pH, ionic strength, collector concentration, and interfering ions were studied to determine their effects on ion flotation. Increased ionic strength, calcium(II), and phosphate interference made ion flotation impractical. Precipitate flotation of lead sulfide and cadmium sulfide left approximately 0.20 ppm lead(II) and 0.08 ppm cadmium(II) in the bulk solution under optimum conditions—somewhat above the levels considered safe to release into the environment. Adsorbing colloid flotation gave excellent results; lead sulfide and cadmium sulfide were adsorbed to ferrous sulfide which was then removed by foaming with hexadecyltrimethylam-monium bromide. Lead(II) levels were reduced from 0.80 to 0.025 ppm in 34 min foaming with 15 ppm iron(III) added. Cadmium(II) levels were reduced from 1.0 to 0.008 ppm in 45 min foaming with 25 ppm iron(III) added.     

从云南某高硫铅锌矿尾矿中综合回收锌的试验研究

云南某高硫铅锌矿尾矿平均含Pb 0.84%、Zn 3.67%,综合回收价值较高,其中含铅矿物主要为方铅矿和白铅矿,含锌矿物主要为闪锌矿和菱锌矿。实验室选矿试验研究表明,采用“硫化矿优先浮选–浮硫尾矿脱泥–氧化锌浮选”工艺可较好地实现尾矿中有价矿物的高效回收,进一步研究发现在氧化锌浮选过程中,粗选和扫选分别采用不同碳链长度的胺类捕收剂,可明显提高锌精矿的品位和回收率,并避免氧化锌浮选时泡沫量大、消泡困难等问题,最终可获得含锌23.46%,回收率13.04%的硫化锌精矿及含锌27.86%,回收率51.69%的氧化锌精矿,累计锌总回收率可达64.73%,实现该尾矿中有价矿物的高效回收,研究结果为该尾矿的综合回收利用提供了重要的研究数据及基础。     

十二胺体系中铁离子对霓石浮选的影响及其作用机理

以十二胺(DDA)为捕收剂,通过单矿物浮选实验考察了不同矿浆pH值和铁离子浓度下霓石的浮选行为,利用人工混合矿浮选实验研究了铁离子对霓石?镜铁矿分离效果的影响。结合Zeta电位检测、Fe3+水解组分浓度计算、玻尔兹曼理论分析和分子动力学模拟研究了在DDA体系中铁离子对霓石的抑制机理。结果表明,铁离子对霓石的可浮性抑制作用较大,在pH=6.8及DDA浓度3.6×10?4 mol/L、无铁离子条件下,霓石回收率高达75.72%,溶液中铁离子浓度为3.0×10?4 mol/L时,霓石回收率仅为25.32%,同时人工混合矿浮选泡沫产品中铁品位由34.20%降低至28.71%,回收率由33.29%降低至18.35%。pH=3~11时,铁离子以荷正电的羟基络合物沉淀形式吸附在霓石表面,增大了霓石的亲水性,降低了霓石的可浮性,铁离子在霓石表面吸附使霓石零电点由2.14增至6.70,表面正电性增大减弱了阳离子捕收剂DDA与霓石表面的静电吸附,使霓石界面层内的RNH3+浓度小于界面层外,DDA吸附层松散程度增大,霓石(110)面法线方向DDA浓度分布向正方向偏移,造成霓石可浮性下降。     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

MLA在广东斑岩型锡石矿嵌布特征及赋存状态研究中的应用

利用矿物自动分析系统(MLA)和X射线荧光光谱仪、原子吸收分光光度计等对广东某斑岩型锡矿小于2 mm的原矿进行工艺矿物学研究，考察矿物组成、嵌布粒度、连生及包裹关系。结果表明，锡石主要呈细粒浸染状嵌布于脉石矿物中，嵌布粒度细微，最大粒度约为0.250 mm，最小为0.001 mm，主要集中在0.020?0.090 mm之间，单体解离度仅为9.98%，连生体主要与石英、黄玉连生。约93%的锡石(硬度6.5)被石英(硬度7)、黄玉(硬度8)包裹或与之连生，属难磨难选矿石，原矿伴有少量钼、铋、钨、铜等有价元素。选矿原则流程可确定为优先浮选回收硫化矿(钼、铋、铜、钨)，窄级颗粒分别(或依次)重选回收锡石。     

石英砂表面负载铁氧化物的方法和特性

以石英砂(0.5mm)为载体,建立流化床-Fenton系统,在pH值为3.5、Fe²⁺/H₂O₂摩尔比为2:1和进水量为试验装置设计进水量的1/3～1/2条件下,连续加入Fenton试剂,使得铁氧化物在载体表面结晶。这是因为凹凸不平的石英砂和均匀的流化状态有利于铁氧化物的覆膜,同时具有高效传质的流化床进一步强化覆膜过程。通过XRD分析可知,铁氧化物的主要成分是FeOOH、Fe₂O₃、FeO和Fe₂(SO₄)₃。同时将此系统用于处理有机硅废水和合成制药废水,在优化操作条件下,COD和TOC的去除率可达80%和85%,总铁(Fe³⁺)的消减量达26%。     

晶体化学在氧化铜矿物浮选中的应用研究进展

晶体化学是矿物分选的重要理论基础之一,在矿物浮选领域中发挥着重要作用. 本工作总结了晶体化学的研究内容及其在氧化铜矿物浮选中的应用,介绍了氧化铜矿物晶体结构特征、表面特性及可浮性研究现状,综述了晶体化学在氧化铜矿物浮选药剂作用机理研究及浮选条件控制等方面的应用,指出了晶体化学在矿物浮选中的应用研究方向.     

Optimization of the decarbonizing ratio of boron carbide powders by reverse flotation using response surface methodology

Free carbon is the main impurity in boron carbide and has many side effects on the quality of boron carbide. In this study, reverse flotation was used for the first time to remove free carbon in boron carbide. The response surface methodology was utilized to optimize the reverse flotation factors, and the samples were analyzed by X-ray diffraction, scanning electron microscope, laser particle size analyzer, and chemical analysis. The study results reveal that the main factors affecting the decarbonization ratio were slurry concentration, collector dosage, foaming agent dosage and pH value. Furthermore, the results also show that reverse flotation could be applied effectively to the removal of free carbon in boron carbide. Slurry concentration of 25.14%, collector dosage of 567.9 g/t, foaming agent dosage of 199.32 g/t and pH value of 8.4 were found to be the best conditions. Under the optimal conditions, the decarbonization ratio is 84.23%. Mass ratio of free carbon in boron carbide reduced from 2.98 to 0.47.