铜镍硫化矿浮选中Cu(Ⅱ)和Ni(Ⅱ)离子对蛇纹石的活化机理

通过纯矿物浮选、Zeta电位测试、红外光谱分析及溶液化学计算分析,研究Cu(Ⅱ)和Ni(Ⅱ)离子对蛇纹石浮选的活化机理。结果表明:溶液pH6.5时,铜离子在水溶液中的优势组分为氢氧化铜沉淀;氢氧化铜沉淀覆盖在蛇纹石表面,与黄原酸根反应,从而活化蛇纹石浮选。溶液pH8时,镍离子在水溶液中优势组分为氢氧化镍沉淀,能吸附于蛇纹石表面使其活化,但其活化作用弱于Cu2+。在酸性pH值范围内,铜、镍在水溶液中主要以Cu2+、Ni2+形式存在,对蛇纹石浮选没有活化作用。     

六偏磷酸钠在硫化铜镍矿浮选中的分散机理

通过浮选实验、沉降实验、Zeta电位测试、红外光谱测试和显微镜下观测考察六偏磷酸钠在硫化铜镍矿浮选中的作用,研究六偏磷酸钠的分散作用机理。人工混合矿实验结果表明:镍黄铁矿易与蛇纹石发生异相凝聚,降低镍黄铁矿的浮选回收率;六偏磷酸钠能提高人工混合矿的分散性,实现镍黄铁矿与蛇纹石的浮选分离。硫化铜镍矿实际矿石浮选结果表明:六偏磷酸钠能较好地分散矿浆,当原矿镍品位为0.33%时,通过两次粗选就能得到合格的镍精矿产品,镍总回收率为80.27%。作用机理研究表明:六偏磷酸钠通过化学吸附以及溶出蛇纹石表面的镁离子两种方式调整蛇纹石的表面电性,进而分散镍黄铁矿与蛇纹石。     

钨酸钠对镍黄铁矿与蛇纹石浮选分离的影响及作用机理

针对浮选时镍黄铁矿和蛇纹石易产生异质凝聚而造成其浮选分离难的问题,研究发现添加钨酸钠可实现镍黄铁矿和蛇纹石的有效分离。通过纯矿物浮选试验、浊度试验、Zeta电位测试、浮选溶液化学及X射线光电子能谱(XPS)分析,研究了钨酸钠对镍黄铁矿与蛇纹石浮选分离的影响及作用机理。结果表明：加入钨酸钠后,镍黄铁矿与蛇纹石单矿物的浮游差由69.02%升高至81.28%,人工混合矿中镍黄铁矿回收率升高至83.56%,表明添加钨酸钠可促进镍黄铁矿与蛇纹石浮选分离;钨酸钠的加入使蛇纹石和镍黄铁矿的浊度值升高,表明二者之间的分散作用增强。钨酸钠在溶液中主要以WO₂^4-形式存在,可吸附在镍黄铁矿和蛇纹石表面,使二者表面均荷强负电,增强了二者之间的静电斥力,从而减弱二者的异质凝聚。WO₂^4-在镍黄铁矿表面发生化学吸附,且其吸附强度强于蛇纹石表面的吸附强度。     

六偏磷酸钠在蛇纹石与黄铁矿分离中的作用

通过浮选试验、沉降试验、表面溶解、ζ电位测试、吸附量测试和红外光谱测试研究六偏磷酸钠在蛇纹石与黄铁矿分离中的作用与机理。结果表明,六偏磷酸钠可以显著减弱蛇纹石对黄铁矿浮选的不利影响,它能在碱性条件下使蛇纹石与黄铁矿分散,从而提高黄药在黄铁矿表面的吸附量。六偏磷酸钠的作用是通过溶出蛇纹石表面的镁,并在其表面吸附,降低蛇纹石表面等电点pH,增强负电性。DLVO理论计算表明,六偏磷酸钠能使蛇纹石与黄铁矿间的总相互作用能由引力位能转变为斥力位能。     

酸性体系中蛇纹石矿泥的抑制及其对硫化铜镍矿浮选的影响

为了消除硫化铜镍矿物表面的氧化膜,抑制蛇纹石等含镁脉石矿泥对浮选影响,在硫化铜镍矿的酸性浮选工艺的基础上研究了羧甲基纤维素(CMC)对硫化铜镍矿浮选过程的优化效果,并探讨了CMC的作用机理。结果表明:1×10^?3 mol/L盐酸溶液及20 min超声预处理可以显著强化硫化铜镍矿的可浮性,酸性浮选体系可以在更宽的pH范围内取得较好的回收率;在pH=3的酸性体系中添加20 mg/L CMC,硫化铜镍矿浮选精矿镍品位提高至19.42%,回收率提高至60.05%;分别比同等条件下不添加CMC的浮选指标分别提高了1.78%和22.79%;CMC对蛇纹石矿泥选择性抑制是其优化硫化铜镍矿浮选过程的主要原因;浊度及表面动电位测试表明CMC加入量必须控制于20 mg/L以内,过量的CMC产生有团聚作用,不利于矿泥颗粒间的分散。     

油酸钠对微细粒钛铁矿的捕收机理

以油酸钠为捕收剂,通过浮选实验、溶液化学计算、动电位和红外光谱检测研究了微细粒钛铁矿的可浮性及药剂与矿物的作用机理.结果表明:当油酸钠浓度为0.2 mmol/L时,微细粒钛铁矿可浮性较好的pH值为4～10.油酸钠对钛铁矿的捕收作用主要由两方面因素控制:当pH值为4～6时,以油酸根离子与钛铁矿表面铁质点间发生化学作用为主,红外光谱分析显示作用产物为油酸铁;当pH值为6～10时,上述化学作用减弱,但油酸钠溶液中高表面活性组分离子-分子缔合物浓度增大,使钛铁矿保持了较好的可浮性.     

高碱度矿浆中含钙矿物的可浮性

高碱度矿浆中含钙矿物表现出不同的可浮性 ,其变化趋势为白钨矿 >方解石 >萤石 ,白钨矿可浮性好而萤石可浮性差。在高NaOH用量下实验室和工业试验均可实现白钨矿与萤石的浮选分离。捕收剂在矿物表面的吸附量测定表明 ,在高碱度矿浆中 ,捕收剂在白钨矿表面吸附牢固而在萤石表面吸附很差 ;Zeta电位测定表明 ,高碱度下白钨矿与萤石均荷负电 ,由于电荷间相互斥力使白钨矿与萤石处于分散状态 ,从而实现白钨矿与萤石的浮选分离。     

微细粒钛铁矿的自载体浮选

研究了0～20μm岬微细粒钛铁矿浮选中的自载体作用及机理.结果表明:钛铁矿浮选中粗细粒交互作用受二者相对含量影响显著,粗粒载体比例达50%以上时体现出良好的自载体作用:在该浮选体系中,载体作用对载体粒度并不敏感,20～100μm粒级町不经分级直接作为载体;以载体浮选工艺处理攀枝花难处理微细粒钛铁矿实际矿石,与细粒矿物单独浮选相比,0～20μm粒级钛铁矿回收率由52.56%提高到61.96%.调浆前后的矿浆粒度分析及颗粒间相互作用计算表明,捕收剂在矿物表面吸附产生疏水力,从而使部分细粒粘附于载体,改善了矿浆粒度组成,优化了浮选环境.     

细粒锡石的电解浮选及碰撞粘附机理(英文)

为了研究细粒锡石电解浮选中颗粒气泡间的相互作用,分析不同粒级锡石的浮选回收率和锡石颗粒与氢气泡的碰撞机理。浮选实验在一个单泡电解浮选装置中进行,实验结果表明,10μm,10～20μm,20～38μm和38～74μm粒级的锡石分别与50～150μm,约250μm,约74μm和约74μm尺寸的气泡相匹配,可以获得较好的浮选回收率。因此,颗粒和气泡的大小直接影响锡石的浮选回收率。利用碰撞、粘附和捕集模型进行碰撞、粘附、分离和捕集几率的计算。理论计算结果发现碰撞几率随着颗粒尺寸的减小以及气泡尺寸(150μm)的增大而显著降低。有效的碰撞有利于粘附几率的增加,从而有利于提高浮选回收率。     

Flotation behavior and mechanism of rutile with nonyl hydroxamic acid

The flotation and surface interaction of rutile with nonyl hydroxamic acid were investigated in this work. The results show that the adsorption density and flotation recovery of rutile have similar tendency, especially the maximum recovery and adsorption occur at pH about 7.5. In terms of Fourier transform infrared (FTIR) spectroscopic analysis, chemical adsorption is identified on the surface of rutile, where a chelate of O,O-five-membered rings with Ti⁴⁺ on the surface of rutile may form. Adsorption measurements, Zeta potential test, IR spectrum analyses, and solution chemistry calculations illustrate that the adsorption on the rutile surface involves both physical and chemical adsorption, while chemical adsorption is dominant.     

Flotation evaluation and adsorption mechanism of medialan collector to wolframite

Medialan has preferable flotation performance to wolframite,under the conditions of the best flotation pH value 7.0 and low dosage,wolframite recovery is up to80%.Medialan shows poor flotation performance to quartz,but better to fluorite and calcite.However,fluorite and calcite are inhibited in a certain degree by adding medialan mixed with sodium silicate.Adsorption mechanism of medialan collector on wolfram surface was also studied by using infrared(IR)radiation spectrum,adsorption volume,and zeta potential.The results show that medialan can adsorb on wolfram surface in the form of chemistry adsorption,and as medialan collector dosage changes,change law of adsorption volume is similar with that of wolfram pure mineral flotation.Zeta potential results prove that zeta potential of wolfram surface moves negatively after adsorbing medialan collector.     

石煤提钒的浮选工艺及吸附机理

针对传统石煤提钒工艺中钒回收率低、环境污染严重等问题,在工艺矿物学研究的基础上,采用浮选的方法对含钒石煤矿进行条件实验和闭路实验,设计出提钒浮选流程,并利用分子动力学模拟研究捕收剂分子在矿物解理面的吸附过程。结果表明:石煤中主要含钒矿物为钒云母,主要的脉石矿物为石英;通过闭路浮选实验,得到了五氧化二钒品位为3.20%(质量分数)、回收率为74.50%的钒精矿;捕收剂分子容易在钒云母(001)面发生吸附,而在石英(001)面几乎不吸附,从而实现了石煤中钒云母和石英的浮选分离。     

Flotation of kaolinite and its interaction with hexadecylammonium bromide

1　INTRODUCTIONAshasbeenextensivelydiscussedinRef .[1],theselectiveseparationofbauxiteisextremelycom plexinseveralcases ,theproblemsinvolvedarenotyetfullyresolved .Thetechnologicalschemesofposi tive flotationorreverse flotationseparationofalu minum silicatemineralsfromdiasporicbauxiteweresuggested[2 ,3] .The positive flotationseparationofbauxiteisfinishedbydepressingaluminumsilicateganguemineralssuchasillite ,kaoliniteandpy rophillite,andusesanioniccollectorstofloatdias pore .Phosphate ,s…     

钛渣中钙钛矿的浮选分离及其机理

研究了捕收剂油酸、羟肟酸、十二烷胺双甲基膦酸 ,抑制剂氟硅酸钠、水玻璃对改性渣中钙钛矿浮选的影响。通过浮选溶液化学计算、矿物动电电位、红外光谱等研究 ,探讨了羟肟酸在钙钛矿表面的作用和水玻璃抑制钛辉石的作用机理。结果表明 :以羟肟酸为捕收剂 ,水玻璃为抑制剂可实现钙钛矿与钛辉石等的浮选分离。钙钛矿和钛辉石晶体表面的Ca,Ti质点密度不同 ,所处的位置及活性不同 ,造成二者浮游性有一定的差异 ;钙钛矿在整个研究范围内 ζ电位始终为负值 ,但在阴离子捕收剂C5-9羟肟酸中可浮性良好 ,表明C5-9羟肟酸在钙钛矿表面发生了化学吸附。红外光谱研究证实 ,C5-9羟肟酸的CN ,N—O官能团与钙钛矿表面的钛质点发生了化学键合。     

蛇纹石与滑石的同步抑制原理

通过浮选试验、沉降实验、Zeta电位测试和吸附量测试,研究以六偏磷酸钠和古尔胶为调整剂时,蛇纹石和滑石的同步抑制及其机理。结果表明:在较宽pH范围内,蛇纹石与滑石颗粒表面电性相反,易发生异相凝聚,使得硫化矿浮选的降镁难度增大;六偏磷酸钠和古尔胶的组合使用能较好地同步抑制蛇纹石和滑石,实现与黄铁矿的人工混合矿分离;六偏磷酸钠使得蛇纹石颗粒表面动电位由正变负,蛇纹石与滑石颗粒间分散,从而提高古尔胶在滑石表面的吸附量。研究并提出对蛇纹石和滑石的混合镁硅酸盐矿物应是首先消除颗粒间的异相凝聚,再抑制易浮矿物的同步抑制原理。     

Enhancement of pentlandite surface magnetism and implications for its separation from serpentine via magnetic separation

The magnetism of pentlandite surface was enhanced through the selective precipitation of micro-fine magnetite fractions on pentlandite surfaces. This was achieved through adjustment of slurry pH and addition of surfactants. The results showed that at pH 8.8 with the addition of 100 g/t sodium hexametaphosphate, 4.5 L/t oleic acid, and 4.5 L/t kerosene, significant amount of fine magnetite particles adhered to the pentlandite surface, while trace amount of coating was found on serpentine surfaces. Thus, the magnetism of pentlandite was enhanced and pentlandite was well separated from serpentine by magnetic separation under the magnetic field intensity of 200 kA/m. Scanning electron microscopy (SEM) and zeta potential measurement were performed to characterize changes of mineral surface properties. Calculations of the extended Derjaguin–Landau–Verwey–Ocerbeek (EDLVO) theory indicated that, in the presence of surfactants the total interaction energy between magnetite and pentlandite became stronger than that between magnetite and serpentine. This enabled the selective adhesion of magnetite particles to pentlandite surfaces, thereby enhancing its magnetism.