含钙矿物浮选过程中Ca-油酸胶体捕收剂的作用机理

研究了油酸钠浮选白钨矿、萤石和方解石过程中Ca-油酸[Ca(OL)₂]胶体的存在及其对浮选的影响。溶液化学计算表明,三种含钙矿物溶解的钙离子可以与油酸阴离子反应生成Ca(OL)₂胶体,并且在碱性条件下作为溶液中的主要组分存在和发挥作用。纯矿物试验结果表明,Ca(OL)₂胶体对白钨矿和萤石的捕收能力较油酸钠强,对方解石的捕收能力较油酸钠弱。Ca(OL)₂胶体吸附后的三种矿物表面疏水性差异增大,白钨矿、萤石表面疏水性强于油酸钠作用后,而方解石表面疏水性弱于油酸钠作用后。Ca(OL)₂胶体在白钨矿表面发生化学吸附,在萤石和方解石表面以化学吸附为主,当pH < 9.0时存在一定的静电吸附作用。油酸钠浮选含钙矿物过程中除油酸阴离子直接作用于矿物表面的路径外,存在另外一种重要的作用路径:钙离子与油酸阴离子在溶液中首先生成Ca(OL)₂胶体,Ca(OL)₂胶体在溶液中迁移至矿物表面发生吸附。      

Fe3+与水玻璃组合抑制剂对萤石和方解石浮选分离的影响

萤石和方解石表面都存在Ca2+的活性位点且两种矿物表面性质相近，导致萤石和方解石的分离难度较大。通过单矿物浮选试验、吸附量测定、Zeta电位测量以及浮选溶液化学计算，并引入Fe3+，将其与水玻璃混合，研究该组合抑制剂对萤石和方解石浮选分离的影响及其机理。浮选试验结果表明，与水玻璃相比，Fe-水玻璃选择性抑制了方解石的浮选，实现了两种矿物的分离。机理测试结果表明，Fe3+与水玻璃在溶液中反应的产物Fe-水玻璃聚合物以及水玻璃的水解组分Si（OH）₄在方解石表面发生较强的吸附作用，阻碍了油酸钠的进一步吸附，从而抑制了方解石的浮选。      

某共生镜铁矿的反浮选试验研究

赤铁矿反浮选工艺在工业生产实践中获得了广泛的应用。在目前所有的生产实践和研究工作当中，石英是赤铁矿矿石中主要的脉石矿物和浮选对象。本试验针对某含有13％方解石、10％石英和8％绿泥石的铜矿共生镜铁矿，研究了采用反浮选工艺对脉石矿物和镜铁矿进行浮选分离的可能性，获得了比较满意的选矿指标，精矿品位和回收率分别为65．28％和79．05％。采用阴离子捕收剂油酸钠将矿石中的石英和方解石浮选分离以后，采用阳离子捕收剂醚胺浮选绿泥石时呈现出良好的选择性。     

螯合抑制剂BAPTA在菱镁矿与方解石浮选分离中的作用机理

由于菱镁矿和方解石具有相似的晶体结构和化学性质，故通过浮选较难实现二者的有效分离。BAPTA作为一种Ca-选择性螯合剂，被用以改善菱镁矿与方解石的浮选分离。浮选试验结果表明，在油酸钠体系下，BAPTA能选择性地抑制方解石上浮，且在矿浆pH值11.0、BAPTA用量30 mg/L和油酸钠用量100 mg/L的条件下，可较好实现菱镁矿(回收率91.06%)与方解石(回收率7.37%)的浮选分离。利用Zeta电位、FTIR和XPS等检测方法研究了BAPTA的选择抑制机理，结果表明，BAPTA能选择性地与方解石表面的Ca发生反应，吸附并罩盖在方解石表面，阻止油酸钠在方解石表面吸附，消除油酸钠给方解石带来的零电点负移的影响，但BAPTA对菱镁矿表面的Mg作用较小，故对菱镁矿吸附油酸钠的影响较小。      

阳离子-阴离子组合捕收剂浮选分离白钨矿和方解石

通过纯矿物浮选试验、红外光谱分析、表面张力测定以及动电位测试研究了阳离子捕收剂十二胺(DDA)和阴离子捕收剂油酸钠(NaOL)及其组合捕收剂在白钨矿和方解石浮选分离中的作用及机理。结果表明,当pH值为7左右,DDA和NaOL组合捕收剂总用量为1.5×10^-4 mol/L、组合比为9∶1时,白钨矿回收率达到95%,比单独使用DDA、NaOL以及DDA和NaOL组合比为1∶9时明显提高;在该比例下预先加入2.0×10^-3 mol/L的酸化水玻璃,白钨矿回收率仍然达到90%,而方解石回收率由80%下降到了40%,这可以实现白钨矿和方解石的浮选分离。     

柠檬酸对萤石和方解石的抑制效果研究

通过单矿物浮选试验、人工混合矿试验、Zeta电位测定、接触角测试及X射线光电子能谱(XPS)测试分析,考察了柠檬酸对萤石和方解石在浮选中的作用机理。结果表明,在油酸钠体系下,柠檬酸对萤石的抑制效果强于方解石,柠檬酸抑制两种矿物受pH值的影响较小。对于萤石和方解石的混合矿,随着pH值的升高,萤石精矿的品位和回收率开始下降。Zeta电位、接触角测试及XPS分析结果表明,萤石比方解石表面电位高,Ca 2p轨道的电子结合能大,更容易与柠檬酸结合。柠檬酸作用后,萤石比方解石电位负移大,接触角降低明显,Ca 2p轨道中Ca-COOR的相对含量占比多。萤石与方解石混合时,随着矿浆pH值的升高,Ca 2p轨道中Ca-CO₃的相对含量占比逐渐升高。     

萤石与金云母浮选分离研究

研究了萤石和金云母纯矿物、混合矿和实际矿石的浮选行为。纯矿物浮选试验结果表明:在中性至弱碱性条件下,油酸钠能很好地浮选萤石,而对金云母几乎不浮;混入难免金属离子Fe3+和Al3+后,萤石被抑制而金云母被活化,采用碳酸钠和硫化钠作为调整剂,可以改善萤石与金云母的浮选分离。当pH值为10.0、硫化钠和油酸钠的浓度分别为2.0×10-3mol/L和3.0×10-5mol/L时,能较好地分离萤石和金云母的人工混矿;对含萤石22.27%、金云母75%的实际矿石,采用药剂制度为Na2CO310.00 kg/t、Na2S 20.00 kg/t、油酸钠0.13 kg/t,进行1段粗选得到萤石粗精矿含CaF255.40%、回收率为88.01%。     

菱镁矿、白云石和方解石的浮选第一性原理研究

为了更好地实现菱镁矿的浮选脱钙,基于密度泛函理论,通过Materials Studio（MS）软件模拟优化了菱镁矿、白云石和方解石的晶体结构、解理面、与常见浮选药剂的作用模型,计算了这3种矿物的能带结构、态密度、表面能、与常见浮选药剂的前线轨道以及相互作用能等参数,从微观角度研究了钙镁碳酸盐矿物的浮选机理。理论研究表明：菱镁矿、白云石和方解石均为绝缘体,六偏磷酸钠和水玻璃比油酸钠和十二胺更容易与这3种矿物结合;菱镁矿{104}、白云石{110}、方解石{104}是这3种矿物的完全解理面;这3种矿物的钙镁离子与油酸钠的羰基氧发生了化学吸附,与十二胺是物理吸附,N-H…O氢键起了重要作用;推测出十二胺对钙镁碳酸盐矿物浮选有一定的选择性。第一性原理的推测结果基本得到了纯矿物浮选试验的验证,因此,第一性原理对浮选分离药剂的选择和机理研究有一定的指导意义。     

方解石与共伴生矿物浮选交互影响研究进展北大核心

方解石与共伴生矿物常通过浮选方法分离,其分选效果取决于浮选药剂性能和矿物表面性质差异。然而,混合矿体系中矿物颗粒间存在交互作用,如异相凝聚或溶解组分吸附、迁移、反应等,影响高效浮选药剂选择性吸附和矿物间表面性质差异,是高效浮选药剂在实际矿石分选体系中失去选择性的一个重要原因,也是复杂矿石难以分选的一个重要因素。归纳综述了氧化物矿物、碳酸盐矿物和含钙盐类矿物与方解石浮选分离过程中的交互影响机制及调控方法,分析了含有方解石体系的矿物交互影响研究现状与发展趋势,为方解石与共伴生矿物高效浮选分离研究提供借鉴。     

常见金属离子对白云母和石英浮选特性的影响

为给白云母和石英浮选分离提供理论基础,在Ca2+、Mg2+、Fe3+、Al3+作用下,分别考察了十二胺和油酸钠作捕收剂时,纯矿物白云母和石英的浮选特性,并测定了其Zeta电位。试验结果表明:（1）金属离子能够提升白云母、石英表面的Zeta电位,从而影响捕收剂在矿物表面上的吸附;（2）十二胺作捕收剂时,Ca2+、Mg2+能提高矿物Zeta电位而减弱十二胺的静电吸附强度,抑制二者上浮;Fe3+、Al3+在矿浆pH=4~6时,可使白云母、石英表面Zeta电位由负变正,极大地削弱十二胺的吸附,抑制浮选;（3）油酸钠作捕收剂时,金属离子均能活化白云母、石英浮选,且金属离子价态越高,活化作用越强;碱性越强,活化作用越明显;Ca2+、Mg2+在强碱性条件下活化作用极强,远强于Al3+、Fe3+。      

钡离子对萤石、重晶石和方解石浮选行为的影响

难免离子对盐类矿物的浮选有重要影响,Ba~(2+)为萤石-重晶石-方解石型伴生矿的难免离子。通过单矿物浮选试验,考察在pH值为5~9时,Ba~(2+)对油酸钠浮选萤石、重晶石及方解石的影响。通过溶液化学计算、zeta电位测试分析,探讨了Ba~(2+)对3种矿物的作用机理。浮选结果表明:Ba~(2+)对萤石和方解石有抑制作用,对重晶石有活化作用。zeta电位测试结果与溶液化学分析表明:在pH值为5~9时,钡离子以Ba~(2+)组分存在,能与萤石和方解石进行阳离子交换,置换出的Ca~(2+)能消耗溶液中的OL-和(OL)_2~(2-),从而抑制萤石和方解石。Ba~(2+)能减小重晶石表面负电荷,减小颗粒间的排斥力,更易产生颗粒团聚体,增加了重晶石颗粒与气泡碰撞的几率,从而活化重晶石。     

脂肪酸钠浮选盐类矿物的作用机理研究

本文通过ζ-电位测定,红外光谱分析,吸附量测定,浮选实验及溶液化学计算,研究了脂肪酸钠浮选盐类矿物的作用机理。结果表明,油酸钠在盐类矿物表面发生了化学吸附或表面反应,使盐类矿物表面负ζ-电位显著增加,油酸钠在盐类矿物表面的吸附行为与金属油酸盐生成的溶液化学条件有一致关系,磷灰石、萤石、重晶石、白钨矿、方解石浮选回收率显著上升所需捕收剂浓度,对应于表面脂肪酸钙(钡)沉淀生成所需脂肪酸钠的浓度。这表明,脂肪酸类捕收剂与盐类矿物的作用机理是表面化学反应生成金属脂肪酸盐沉淀。     

The flotation separation of scheelite from calcite using acidified sodium silicate as depressant

The flotation separation of scheelite from calcite using sodium oleate as collector and acidified sodium silicate as depressant has been studied. The results show that sodium oleate has collecting ability to both scheelite and calcite and the flotation separation of scheelite from calcite cannot be realized if collector is used only. The depressant acidified sodium silicate has selective depression effect on calcite and the optimum ratio of sodium silicate to oxalic is 3:1. The use of acidified sodium silicate as depressant can achieve the flotation separation of scheelite from calcite. Infrared studies and zeta potential measurements showed that the pre-adsorption of acidified sodium silicate interferes with the adsorption of sodium oleate on calcite surface while does not interfere with its adsorption on scheelite surface.     

超声处理对水玻璃和油酸钠体系中方解石浮选行为的影响及其机理研究

选用频率40 kHz的超声波,探究了不同超声功率以及不同超声处理时间对pH=8.0、水玻璃用量300 mg/L、油酸钠用量1.5×10^-4 mol/L的药剂体系中方解石浮选行为的影响;通过吸附量测定分析了方解石表面的油酸钠含量变化,借助XPS测试分析了方解石表面元素的变化,采用Zeta电位测试分析了方解石表面吸附药剂的变化。经超声频率40 kHz、功率150 W、超声时间15 min处理后,方解石浮选回收率可由无超声处理时的8.5%增加至82.7%。超声处理使方解石表面油酸钠吸附量增加、方解石表面Si2p含量减少、C1s含量增加、O1s分峰拟合图中水玻璃组分的峰面积减小、油酸钠组分的峰面积增大,方解石表面Zeta电位几乎无变化。超声处理能使水玻璃和油酸钠混合体系中受抑制方解石表面的水玻璃解吸,空出的吸附位点被油酸钠吸附,使得方解石可浮性显著提升。     

油酸钠和增效剂浮选磷灰石及其作用机理研究

本文以增效剂(MA)和油酸钠作为捕收剂,在哈里蒙德管中浮选磷灰石和白云石的单矿物和人工混合矿物。试验结果表明,MA和油酸钠组成的混合药剂有协同效应。在碱性矿浆中,能选择性地分离磷灰石和白云石。 研究中,测定了捕收剂胶束浓度和吸附量。结果表明,MA可以改变油酸钠的预胶束浓度,促使油酸钠在磷灰石表面吸附,油酸钠和MA以物理和化学吸附,共吸附于矿物表面。     

没食子酸对方解石的抑制作用及作用机理

为了给解决非硫化矿石浮选体系中方解石的抑制难题提供借鉴,通过单矿物浮选试验、捕收剂吸附量测定和红外光谱检测,系统研究了油酸钠浮选体系中没食子酸对方解石的抑制作用及作用机理。结果表明：在矿浆pH为9~11、油酸钠用量为1.0×10^-4 mol/L条件下,添加5×10^-5 mol/L没食子酸可将方解石完全抑制。没食子酸之所以对方解石有良好的抑制作用,是因为其分子中的两个羟基能与方解石表面的Ca2+离子形成螯合物,该螯合物可阻止油酸钠在方解石表面的吸附,并在方解石表面形成亲水膜。     

ZnSO4·7H2O与水玻璃组合抑制剂对萤石、方解石浮选分离的影响

萤石是氟化学工业的重要原料。随着易选萤石矿的逐渐枯竭，难选伴生型萤石矿的资源利用越来越受到重视。由于萤石和方解石的表面物理化学性质相似，方解石型萤石矿的分离一直是选矿界的难题。通过单矿物浮选试验、吸附量测定、Zeta电位测量以及浮选溶液化学计算，研究了ZnSO4?7H2O与水玻璃组合抑制剂对萤石、方解石浮选分离的影响及其机理。浮选试验结果表明，相对于水玻璃，Zn-水玻璃（ZnSO4?7H2O与水玻璃混合物）对方解石的选择性抑制效果远大于萤石，可以达到两种矿物的有效分离。吸附量测定、Zeta电位测量和浮选溶液化学计算结果表明，Zn2+与水玻璃混合后，在溶液中生成的Zn-水玻璃聚合物以及Si(OH)4可以选择性吸附在方解石表面，阻碍了NaOL在方解石表面的吸附，从而达到萤石和方解石的分离。      

不同抑制剂对萤石与方解石浮选分离影响

通过单矿物浮选试验研究了腐殖酸钠、单宁酸和六偏磷酸钠对方解石和萤石浮选的影响。单矿物试验结果表明,以单宁酸为抑制剂的浮选体系下,萤石和方解石浮选差异最大。人工混合矿试验结果表明,使用单宁酸能够实现萤石和方解石浮选分离。吸附量测试表明,单宁酸在方解石表面的吸附量要多于在萤石表面吸附量,这是单宁酸对方解石抑制作用强而对萤石抑制弱的主要原因。     

某含萤石铍矿综合回收铍和萤石的试验研究

某含萤石铍矿中含BeO 0.33%、CaF₂ 36.53%,含铍矿物为金绿宝石,其他有用矿物为萤石,主要脉石矿物为方解石、白云石、绿泥石等,碳酸盐含量高达44.80%,选别难度极大。基于金绿宝石与碳酸盐矿物的密度差异,以及与主要矿物的可浮性差异,试验采用重液分选—优先浮选萤石—反浮选脉石的工艺流程处理该矿。针对-15 mm的原矿,首先对-15+0.5 mm粒级产品采用重液分选脱除了35.47%的脉石矿物,其中70%以上为碳酸盐矿物;再合并重液分选精矿与-0.5 mm粒级产品在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,采用组合捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮浮选脱除方铅矿等硫化矿,然后利用组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠浮选萤石得到含CaF₂ 95.02%、回收率为65.96%的萤石精矿,浮选尾矿脱泥后反浮选脉石矿物,可获得含BeO 1.32%、回收率为70.92%的铍精矿。铍精矿后续可采用冶金方法提取获得氧化铍产品。     

Flotation behaviors of ilmenite,titanaugite, and forsterite using sodium oleate as the collector

The flotation behaviors of ilmenite, titanaugite, and forsterite using sodium oleate as the collector were investigated using microflotation experiments, zeta-potential measurements, Fourier transform infrared (FT-IR) analyses, X-ray photoelectron spectroscopy (XPS) analyses and the artificially mixed minerals flotation experiments. The results of the microflotation experiments indicate that ilmenite exhibits good floatability when pH > 4.0. Titanaugite possesses a certain floatability at pH 4.0–6.0 and pH > 10.0, and forsterite possesses certain floatability at pH 5.0–7.0 and pH > 9.0. The results of FT-IR and XPS analyses indicate that sodium oleate mainly interacts with Fe, resulting in ilmenite flotation; that the Ca and Mg on the titanaugite surface chemically reacted with sodium oleate, and that the Mg on the forsterite surface chemically reacted with sodium oleate under acidic condition. However, sodium oleate mainly reacted with the Ca and Mg on the titanaugite surface, whereas sodium oleate mainly reacted with the Mg on the ilmenite and forsterite surfaces under alkaline conditions. The results of the artificially mixed minerals flotation experiment demonstrate that the concentrate of TiO₂ grade increases from 16.92% to 30.19% at pH 5.4, which represents the appropriate conditions for the flotation separation of ilmenite from titanaugite and forsterite under weak acidic conditions.