甲基黄药和丁基黄药在黄铜矿（001）和（112）面的#br# 吸附机理研究#br#

黄铜矿作为铜最主要的赋存矿物，主要通过浮选与其他脉石矿物进行分离。但是，黄铜矿破碎过程 会暴露出不同晶面，由于每个晶面性质存在差异，导致黄铜矿浮选过程中不同晶面与药剂的作用机理不同，造成不 同的浮选效果。基于密度泛函理论，研究了甲基黄药和丁基黄药在黄铜矿（001）-M 面和（112）-M 面的吸附机理。 计算结果表明，相比于（001）-M 面，（112）-M 面更稳定。2 种黄药主要通过静电作用吸附在黄铜矿（112）-M 面，而 甲基黄药通过 C—S 单键中的 S 原子与黄铜矿表面 Cu 原子成键，丁基黄药通过 2 个 S 原子分别与（001）-M 面上的 Cu 和 Fe 原子成键。因此，2 种黄药在黄铜矿（001）-M 和（112）-M 的吸附机理不同。     

一种新型辉钼矿抑制剂及其在铜钼浮选分离中的机理研究

针对目前铜钼浮选分离所使用的传统黄铜矿抑制剂存在毒性大、对环境污染严重等问题,开发出新型辉钼矿的抑制剂以实现铜钼的有效分离具有重要的意义。本文拟开发黄腐酸(FA)作为新型高效的辉钼矿抑制剂,通过单矿物浮选试验和人工混合矿浮选试验探究抑制剂浓度、矿浆pH、捕收剂浓度等因素对黄铜矿和辉钼矿可浮性及铜钼分离效果的影响,并采用FTIR和Zeta电位表征手段探究FA在黄铜矿和辉钼矿表面的吸附行为。浮选试验结果表明,FA在pH为4~12的范围内能够有效地抑制辉钼矿的浮选,而对黄铜矿的浮选影响不大;FA能够显著地扩大辉钼矿和黄铜矿之间可浮性的差异。在pH为9,FA浓度为200mg/L,SIBX浓度为20mg/L条件下,人工混合矿试验取得了较好的结果,黄铜矿回收率高达70.20%,辉钼矿回收率仅有16.83%。FTIR和Zeta电位结果表明,FA能够克服静电斥力吸附在辉钼矿表面,并且FA与SIBX在黄铜矿表面存在竞争吸附,SIBX能够取代黄铜矿表面已吸附的FA,使其表面恢复疏水性,而SIBX几乎不影响FA在辉钼矿表面的吸附,使辉钼矿表面保持亲水性,从而能够实现铜钼的有效分离。     

Ca2 在粗细粒辉钼矿表面吸附及对可浮性影响

为了探明Ca~(2+)对粗细粒辉钼矿浮选行为和吸附特性的影响,通过纯矿物浮选试验,采用Zeta电位测试、Ca~(2+)溶液化学分析、XPS等手段探讨了Ca~(2+)在粗细粒辉钼矿表面吸附及对可浮性的影响。矿浆中Ca~(2+)会明显恶化辉钼矿的浮选效果,且对细粒级影响更加明显;在浓度为0.01mol/L Ca~(2+)溶液体系中,pH<12.39时,主要以钙离子和羟基钙离子形式存在,排除了Ca(OH)2沉淀罩盖纯矿物表面造成辉钼矿回收率下降的影响因素;经Ca~(2+)作用过的辉钼矿表面电位绝对值显著变小,证明Ca~(2+)在辉钼矿表面发生了较强的吸附。此外,XPS谱图分峰处理结果表明,细粒级辉钼矿表面CaMoO4相对含量较粗粒高出1.15倍。钙离子对细粒辉钼矿可浮性恶化更加明显,是由于Ca~(2+)在辉钼矿"棱"面发生了化学吸附反应,在其表面形成CaMoO4亲水薄膜,降低了矿物可浮性。     

巯基乙酸钠抑制黄铜矿机理的研究

傅里叶红外光谱分析和俄歇电子能谱研究揭示,疏基乙酸钠呈化学吸附固着在黄铜矿表面,其吸附层特性与接触时间等因素有关。吸附有Cu(SCH_2COO)_3~-的黄铜矿表面亲水,巯基乙酸钠几乎与辉钼矿不作用,故可用来浮选分离铜钼矿石。     

铜钼硫化矿浮选分离中 H2O2的作用机理研究

基于铜钼浮选分离试验,结合微量热法和 X 射线光电子能谱（XPS）揭示了 H₂O₂对黄铜矿和辉钼矿的 氧化机理和热动力学规律,旨在为铜钼硫化矿绿色、高效浮选分离提供参考。结果表明：pH=10 时,浓度为 0.01% 的 H₂O₂对黄铜矿与辉钼矿单矿物浮选回收率并未产生显著影响,其中黄铜矿回收率从 88.64% 下降至 83.34%,辉钼 矿回收率从 88.61% 下降至 88.50%;浓度为 1% 的 H₂O₂对黄铜矿与辉钼矿具有较好分离效果,黄铜矿浮选回收率显 著降低至 6.8%,而辉钼矿回收率为 78.48%;浓度为 0.01% 的 H₂O₂ 与黄铜矿、辉钼矿的反应热分别为 2 228.9 mJ、 521.6 mJ,而 H₂O₂浓度增加至 1% 时,黄铜矿的反应热急剧上升至 101 328.6 mJ,反应速率常数 k 从 0.14×10-3 s^-1上升 至 0.37×10-3 s^-1;XPS 分析结果表明,经 H₂O₂处理后黄铜矿表面可能生成 FeOOH 和硫酸盐等亲水物质,导致其可浮 性降低,说明高浓度 H2O2在黄铜矿表面产生了强烈氧化作用,但对辉钼矿的氧化效果并不显著。     

微波预处理对铜钼硫化矿海水浮选的影响机理

随着淡水资源的日益匮乏，越来越多的选矿厂利用海水进行矿物浮选分离。黄铜矿和辉钼矿分别是 主要的含铜和含钼矿物，常伴生在一起，通常通过添加浮选药剂达到铜钼分离的目的。但是，含浮选药剂的溶液后 期处理困难，且排放后会造成环境污染。而利用微波对矿物进行处理，可以改变矿物表面性质，促进浮选分离。但 微波对黄铜矿和辉钼矿浮选的影响机理尚不明确。分别对纯水、海水中微波预处理的黄铜矿和辉钼矿进行了浮选 试验、接触角测试、红外光谱分析以及 SEM 分析。结果表明：纯水、海水条件下微波预处理均会促进黄铜矿氧化， 降低其可浮性；而微波预处理对辉钼矿浮选影响不显著。接触角测试结果表明：纯水条件下，延长微波处理时间会 降低黄铜矿表面接触角，但辉钼矿接触角无显著变化；海水条件下，微波处理时间的延长也会导致黄铜矿接触角下 降，但辉钼矿表面接触角增加。红外光谱分析结果表明：黄铜矿经微波处理后被氧化，生成铁的氧化物以及硫酸 盐，导致黄铜矿表面亲水；辉钼矿经微波处理后，表面亲水的 Mg（OH）2被去除，辉钼矿疏水性提高。SEM 分析结果 表明：微波处理后会促进黄铜矿氧化，生成物可能为铁的氧化物和硫酸盐；微波处理对辉钼矿氧化作用不显著，对 其表面亲水的 Mg（OH）2有去除作用。     

L-半胱氨酸与NaHS组合抑制剂在铜钼分离浮选中的应用及其机理研究

针对目前铜钼分离中黄铜矿抑制剂用量大、环境污染严重等问题,采用L-半胱氨酸(L-CYS)与NaHS组合抑制剂,对黄铜矿和辉钼矿浮选分离进行了研究。在黄药体系下,分别考察了单一抑制剂L-CYS、NaHS和组合抑制剂对单矿物及人工混合矿的浮选影响。矿物浮选结果表明：在pH=8,药剂配比为1:30,药剂用量为310mg/L时,组合抑制剂对黄铜矿的抑制效果最佳。此时组合抑制剂相较于单一抑制剂,NaHS用量由600mg/L减少到300mg/L,药剂用量减少了一半。Zeta电位结果表明,L-CYS、NaHS均可以吸附在黄铜矿表面,同时二者在组合使用时可以在黄铜矿表面发生共吸附。红外光谱结果表明,丁基黄药在黄铜矿表面发生化学吸附,NaHS可以解吸黄铜矿表面的黄药,L-CYS单独使用无法去除黄铜矿表面的黄药。二者组合使用时,首先NaHS解吸矿物表面的黄药,然后NaHS和L-CYS共同吸附在黄铜矿表面,从而使黄铜矿表面亲水。     

巯基乙酸抑制黄铜矿的化学竞争吸附和电化学还原协同作用机理研究

研究了巯基乙酸对黄铜矿的抑制作用及机理，提出了巯基乙酸与黄铜矿化学竞争吸附和电化学还原协同作用机理。结果表明：由于巯基乙酸在黄铜矿表面的化学竞争吸附和电化学还原协同作用，使巯基乙酸在吸附与矿物表面的同时能解吸矿物表面黄药，从面坚黄铜矿产生强烈的抑制作用。     

白钨矿晶体化学及浮选现状

白钨矿是国家战略性矿产资源。浮选是基于不同矿物表面物理化学性质的差异实现不同矿物之间彼此分离的方法,也是目前高效处理利用白钨矿的最主要方法。基于白钨矿的晶体（表面）结构,研究并总结了表面断裂键性质、解理及暴露面性质、表面（自由）能、润湿性、表面电性、吸附性等白钨矿的表面物理化学性质及其各向异性,归纳了晶体结构特征与表面性质之间的关系,分析了不同表面性质之间的关联,解释了白钨矿的分选原理。研究发现,表面断裂键密度（D_b）和表面能存在正相关性,（112）、（001）和（101）面是白钨矿最主要的暴露面,具有较小的D_b和表面能,其D_b大小关系为：（101）面>（112）面>（001）面,所以自然条件下（112）面和（001）面为主要解理和暴露面,（101）面则需要较大外力才能解理。Db越大,矿物亲水性越强,（112）面亲水性比（001）面更强。表面活性氧和钙质点及其断裂键差异可解释表面电性及吸附性的各向异性。表面Ca质点断裂键数多,反应活性高,与药剂结合能高且构型稳定,（001）面具有更高活性氧原子密度,可能通过氢键作用结合更多的OH-,导致更高的负表面电势。通过优化磨矿过程中的影响参数,可调控颗粒的高活性晶面暴露情况及颗粒形貌,暴露高活性的（101）面和（112）面,减少（001）面的暴露比例,强化白钨矿的浮选行为。研究结果对于强化白钨矿的浮选分离回收具有重要的指导价值。     

辉钼矿晶面各向异性及其对浮选的影响机制

辉钼矿的晶面各向异性导致其"表面"和"棱面"具有截然不同的性质,进而影响到辉钼矿的浮选效果。通过密度泛函理论,从原子级别直观地阐释了辉钼矿"表面"和"棱面"性质差异的原因,并分别讨论了水、煤油和黄药在辉钼矿表面的作用。结果表明辉钼矿的"表面"为强疏水面,"棱面"为强亲水面。此外,煤油主要是通过静电作用吸附在辉钼矿的含S原子面,而黄药则是通过其C-S单键中S原子与辉钼矿"棱面"Mo原子的成键作用吸附于辉钼矿的"棱面"。      

Floatability of chalcopyrite and molybdenite in the presence of lignosulfonates. Part I. Adsorption studies

The adsorption of six lignosulfonates on molybdenite and chalcopyrite was studied through direct adsorption measurements and size exclusion chromatography at natural pH (5.0–5.5) and pH 11. The tests were carried out using different reagents for pH adjustments, i.e., potassium hydroxide (KOH), lime (CaO), and sodium carbonate (soda ash – Na₂CO₃). In the case of chalcopyrite, all the tests were performed in the presence of potassium ethyl xanthate – a chalcopyrite collector – added ahead of lignosulfonates. Overall, lignosulfonates give higher adsorption densities on chalcopyrite than on molybdenite. The adsorption density on both minerals was a function of not only the pH but also of the type of pH modifier used. Additions of lime enhanced lignosulfonate adsorption at higher pH but the adsorption of lignosulfonates dramatically decreased when soda ash or KOH were used for pH control. For all the lignosulfonates tested, higher molecular weight fractions tended to preferentially adsorb over lower molecular weight components. The results also indicated that electrostatic forces and chemical interactions between the anionic polyelectrolytes and metal-hydroxy sites on the mineral surfaces largely controlled the adsorption process.     

Floatability of chalcopyrite and molybdenite in the presence of lignosulfonates. Part II. Hallimond tube flotation

The effect of six lignosulfonates on the Hallimond tube flotation of chalcopyrite and molybdenite was studied as a function of pH, with the use of common pH modifiers (soda ash, potassium hydroxide, and lime). By comparing the flotation results with the adsorption data collected in Part I of this contribution, it becomes evident that the depression of chalcopyrite flotation takes places only when lignosulfonates adsorb on the mineral surface and, at the same time, a fraction of the xanthate collector is desorbed from the mineral surface. These two conditions are met only at high pH adjusted with lime. The depression of the natural floatability of molybdenite is relatively easy using all six lignosulfonates, but once the mineral is rendered strongly hydrophobic by the addition of an oily collector (dodecane), the depression of molybdenite by lignosulfonates is very difficult and only calcium lignosulfonates, and the highest molecular weight sodium salt, produce significant levels of depression. Overall, the results suggest that it is possible to selectively float chalcopyrite from molybdenite using lignosulfonates by depressing molybdenite. This can be achieved over a wide pH range provided that a pH modifier other than lime is used for pH control. Although the results showed that chalcopyrite flotation and molybdenite depression can be achieved under similar physicochemical conditions, further tests with real ores under industrial conditions have to be carried out with particular attention to the effect of process water quality.     

氧化预处理对铜钼浮选分离效果的影响

以NaClO或H₂O₂为氧化剂,研究了氧化对铜钼浮选分离试验效果的影响。探究了氧化剂用量、氧化时间和矿浆pH值等因素对黄铜矿和辉钼矿可浮性的影响以及作用机理。单矿物浮选实验结果表明,NaClO或H₂O₂氧化处理均可选择性抑制黄铜矿,且几乎不影响辉钼矿的可浮性。混合矿浮选实验结果表明,NaClO或H₂O₂氧化预处理-浮选都能实现铜钼有效分离,且分离效果均优于传统的黄铜矿抑制剂硫化钠。接触角测量结果表明,NaClO或H₂O₂氧化处理都可选择性地使黄铜矿表面亲水。Zeta电位和XPS分析结果表明,黄铜矿表面变得亲水是因为氧化处理后矿物表面生成了不溶于水的亲水性氧化物和氢氧化物。     

矿浆电位对铜钼浮选分离的影响及机理分析

为探究矿浆电位对铜钼矿浮选的影响，采用黄铜矿、辉钼矿纯矿物作为样品，进行了矿浆pH、浮选药剂种类及用量对矿浆电位影响的研究。结果表明，黄铜矿上浮最佳矿浆电位为360 mV，pH为8。硫化钠、硫酸铵、碳酸钠三种调整剂按质量比1:1:1混合使用时，黄铜矿更易达到上浮电位区间。同时，当矿浆pH为9左右时，巯基乙酸能很好地抑制黄铜矿的上浮，并且对辉钼矿具有很好的选择性作用效果，有利于二者的分离。机理分析结果表明，在矿浆pH为8时，矿浆中生成大量的CuS是促进黄铜矿上浮的主要原因。      

印度洋海盆沉积物中稀土的赋存状态及其浸出研究

印度洋海盆沉积物作为重要的稀土资源，已成为保障我国稀土供应的重要途径。为探究利用印度洋海盆沉积物提取稀土的可行性，通过激光粒度分析、化学物相分析、SEM分析等考察了某印度洋海盆沉积 物中稀土元素赋存状态，并采用硫酸为浸出剂，研究硫酸浓度、液固比、浸出温度及时间对稀土浸出率的影响，对最佳条件下获得的浸出液通过氨水中和沉淀净化。结果表明：①沉积物颗粒极细，体积平均粒径仅 4.47 μm，其主要矿物组成为黏土、锰氧化物、石英、长石、云母、绿泥石和石盐，其中稀土主要赋存于磷灰石中，占总稀土比例达73.10%；②在硫酸浓度2 mol/L，液固比7∶1，浸出温度55 ℃，浸出时间120 min的 最佳条件下，主要稀土元素La、Ce、Nd和Y的浸出率分别为80.57%，66.33%，88.42%和93.25%，高价值的重稀土Gd、Dy和Er浸出率分别为92.63%、55.30%和93.17%。③稀土浸出液成分复杂，且稀土含量偏低，仅有100 mg/L左右，采用氨水调节pH值至5.14，可有效去除Al和Fe，但稀土损失率也达到了30.85%。该研究结果对进一步开发利用深海稀土资源具有重要意义。     

H2O2及海水对铜钼硫化矿浮选分离的影响及机理研究

自然界中黄铜矿与辉钼矿常伴生存在，黄铜矿和辉钼矿的分离常采用浮选方法，而现有的浮选分离法存在环境污染较大等问题。为探究一种清洁、高效的铜钼硫化矿浮选分离方法，在以海水或纯水造浆的情况下，以H₂O₂为氧化剂对黄铜矿和辉钼矿进行预处理，然后进行纯矿物浮选试验和人工混合矿浮选试验，并通过接触角测定和XPS分析来揭示其影响机理。结果表明：①在海水和纯水中，黄铜矿经H₂O₂处理后，可浮性显著降低；在海水中，H₂O₂预处理能提高辉钼矿的可浮性，而在纯水中H2O2的预处理反而会降低辉钼矿的可浮性。②黄铜矿经H₂O₂预处理后可浮性降低，与黄铜矿颗粒表面被H2O2氧化，形成亲水氧化物有关；无论在纯水还是海水中，H₂O₂对辉钼矿可浮性的影响相对较小，主要与H₂O₂对辉钼矿表面的氧化作用较弱有关。③无论在纯水还是海水中，经H₂O₂预处理的黄铜矿与辉钼矿的人工混合矿能较好地实现分离，且在海水中的分离效果更好，这对海水代替纯水进行铜钼浮选分离具有重要的指导意义。     

细粒嵌布硫化钼矿铜钼高效分离技术

在硫化钼矿选矿中,铜钼分离一直是矿物加工领域的难题,绿色高效黄铜矿抑制剂的研发是研究方向.本文针对中原某地细粒嵌布型极低品位硫化钼矿,基于其钼分选指标差、铜钼分离难度大等技术难题,依次开发出了辉钼矿组合捕收剂、黄铜矿绿色抑制剂以及浮选起泡剂,采用“阶段磨矿-铜钼富集-铜钼分离”工艺流程,获得了钼品位49.72％、钼回收率84.55％,铜含量0.16％的钼精矿,实验指标优异,研究成果为细粒嵌布型硫化钼矿铜钼高效分离提供了有益借鉴.     

六偏磷酸钠抑锌浮铜分选过程中的微量热动力学机理

在单矿物浮选试验的基础上,结合微量热法和吸附量测试研究了六偏磷酸钠对黄铜矿和闪锌矿的作用效果,旨在从热动力学角度阐释六偏磷酸钠的抑制作用机理,为铜锌硫化矿的高效浮选分离提供依据。浮选试验结果表明：pH=9时,浓度为2×10-4 mol·L-1的六偏磷酸钠对黄铜矿与Cu2+活化后的闪锌矿有较好分离效果,与不添加六偏磷酸钠相比,黄铜矿浮选回收率由95.15%小幅降至90.77%,而Cu2+活化后的闪锌矿浮选回收率则由85.13%大幅降低至28.51%。微量热测试结果表明,乙硫氮在黄铜矿和Cu2+活化后的闪锌矿表面吸附过程的表观活化能分别为36.95 kJ·mol-1和57.28 kJ·mol-1,经六偏磷酸钠作用后,乙硫氮在两种矿物表面吸附的表观活化能分别升高了13.07%,37.08%,而表观活化能差值则显著升高了80.72%。这表明乙硫氮更容易在黄铜矿表面吸附,六偏磷酸钠可以显著增大了乙硫氮在Cu2+活化后的闪锌矿表面的吸附难度,而对乙硫氮在黄铜矿表面的吸附影响较小,从而扩大两者的可浮性差异,吸附量测试结果也支持了这一结论。     

The use of canola oil as an environmentally friendly flotation collector in sulphide mineral processing

The efficiency of mineral flotation relies on the ability to selectively recover different value minerals into their respective concentrates at optimum grades and recoveries based on the differing hydrophobicities. Many of the common hydrophobizing reagents (collectors) currently used in flotation have significant occupational and environmental implications, and hence there is a quest for environmentally benign chemical additives that give similar or better performance than the more toxic conventional reagents. In this paper, we provide substantial experimental evidence that the use of edible, fatty acid-based oils (canola and palm) can foster the flotation recovery of chalcopyrite and molybdenite minerals more selectively against pyrite than the conventional collectors, sodium isopropyl, potassium amyl xanthates and diesel oil.Single and mixed chalcopyrite/pyrite minerals and plant sulphide ores’ flotation studies using canola and palm oils, in contrast with conventional collectors, are reported herein. The results indicate greater efficacy of the canola and palm oils in comparison with the conventional collectors for chalcopyrite and molybdenite recoveries and product upgrades. This is believed to be due to the edible oils’ specific interactions with iron oxides sites preferentially formed in situ on the surfaces of the chalcopyrite or molybdenite in the pulp rather than on the pyrite surfaces, causing limited recovery of the pyrite. Complementary contact angle results confirmed that more canola oil is adsorbed onto chalcopyrite surfaces than onto pyrite surfaces. For the mineral mixtures tested, the edible oil’s degree of unsaturation had a noticeable effect on its performance as a collector. A higher pyrite recovery and slightly lower chalcopyrite grade was obtained with palm oil than with canola oil. These findings suggest that the use of canola oil has a potential to add to the existing array of flotation collectors and would represent a combined opportunity for both the mining and agricultural sectors, with concomitant health, environmental and economic benefits.