黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响因素研究

对五种不同的黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响因素进行了分析研究。以硫含量差别较大的两种铁矿石为试样,研究了不同种类黄药在矿石浮选过程中,充气、搅拌、黄药浓度及种类对其分布的影响。结果表明,黄药在矿石表面的分布率随充气时间和搅拌时间的延长而升高;在充气和不充气条件下,黄药与矿石作用后,其在矿石表面的分布率最高可达95%以上,最低为20.2%,在仅搅拌条件下,含硫低和高的矿石表面的黄药分布率最高分别为49.85%和69.76%;黄药的碳链长度越长,其吸附在矿石表面的比例越高,直链结构的黄药比支链结构的黄药更易吸附在矿石表面上;黄药的浓度越高,其吸附在矿石表面的比例越高。该研究可以给黄药废水的降解及其去除提供理论基础。     

磨矿环境对方铅矿浮选行为的影响研究

针对方铅矿单矿物,分别使用瓷罐瓷球与瓷罐铁球磨矿并进行浮选,考察磨矿时间、矿浆溶液的酸碱度、捕收剂的用量与方铅矿浮选效果的关系。结果表明,瓷介质磨矿比铁介质磨矿更有利于方铅矿的浮选;高碱环境有利于方铅矿的浮选;捕收剂用量越高越有利于方铅矿的浮选;采用铁介质磨矿时,磨矿时间延长,方铅矿浮选回收率降低,而采用瓷介质磨矿,磨矿时间对其影响不大;采用铁介质磨矿,铁介质氧化生成羟基氧化铁覆盖在方铅矿表面,改变了方铅矿表面组成,增加了方铅矿亲水性,对方铅矿的浮选产生负面影响。     

氮气环境下磨矿介质对磁黄铁矿浮选的影响

研究了氮气磨矿环境下不同的磨矿介质（钢罐瓷球、铁罐铁球）对磁黄铁矿浮选的影响。结果显示,不论其它条件如何变化,采用钢罐瓷球体系磨矿的矿浆电位和浮选回收率总是整体上比铁罐铁球体系高;磨矿时间长短在两个体系中都对磁黄铁矿浮选行为影响较小;矿浆pH值的变化对矿物可浮性影响较大,两个体系下均是在碱性越强的矿浆中磁黄铁矿的回收率越低,矿浆电位值也随着矿浆pH值增大而降低;当矿浆pH值为6．82时,捕收剂用量的变化在两个体系中对磁黄铁矿浮选效果的影响不大;另外,在两个体系下都表现为捕收剂加在浮选槽中比加在磨机中时磁黄铁矿的浮选效果要好。     

黄铁矿氧化抑制行为及机理研究

利用纯矿物浮选试验研究了次氯酸钠、过硫酸铵及含钙药剂 CK等氧化剂对黄铁矿、黄铜矿可浮性的影响 ,并采用实际矿石进行了验证。根据黄铁矿的电化学性质、接触角测定和黄药在矿物表面的吸附量测定 ,分析了黄铁矿在氧化状态下受抑时的表面性质。结果表明 ,氧化剂能减小黄铁矿的接触角 ,增大亲水性 ,阻止或减少黄药在矿物表面的吸附从而使黄铁矿受到抑制。     

磨矿介质对黄铁矿表面性质和浮选行为的影响

利用SEM、XPS现代测试技术及浮选试验考察了瓷磨黄铁矿和铁磨黄铁矿的表面性质与浮选行为。结果表明,分别采用瓷介质与铁介质磨矿时,黄铁矿的表面形态、表面氧化产物及浮选行为存在明显差异。采用瓷介质磨矿时,黄铁矿的浮选效果明显好于采用铁介质磨矿的情形,更有利于黄铁矿的浮选回收。铁磨黄铁矿表面粗糙,腐蚀严重,存在大量的非晶质化亲水性的FeOOH是造成其表面亲水性增强、浮选回收率低的主要原因。     

蛇纹石对黄铁矿浮选的影响及机理

通过浮选实验、沉降实验、显微镜下观测、接触角测试和吸附量实验,研究蛇纹石对黄铁矿浮选的影响,并对其机理进行分析。结果表明：矿物粒度在蛇纹石与黄铁矿的浮选分离中起着重要作用,比黄铁矿粒度小的蛇纹石颗粒能够通过异相凝聚作用吸附在黄铁矿表面,改变黄铁矿的表面性质,影响黄铁矿的浮选。机理研究表明：蛇纹石表面是亲水的且不吸附捕收剂戊黄药(PAX)。蛇纹石吸附在黄铁矿表面,降低了黄铁矿表面疏水性和戊黄药在黄铁矿表面的吸附量,使黄铁矿浮选回收率降低。增加戊黄药在黄铁矿表面的吸附量能够一定程度上恢复被抑制黄铁矿的浮选回收率,但蛇纹石用量较高时,黄铁矿浮选回收率仍降低。因此,微细粒蛇纹石通过异相凝聚作用在黄铁矿表面附着,降低黄铁矿表面疏水性是蛇纹石影响黄铁矿浮选的主要原因。     

蛇纹石对黄铁矿浮选的影响

通过浮选、沉降、吸附量试验,接触角测试和显微镜观测,研究蛇纹石对黄铁矿浮选的影响。结果表明,矿物粒度在蛇纹石与黄铁矿的浮选分离中起着重要作用,比黄铁矿粒度小的蛇纹石颗粒能够通过异相凝聚作用吸附在黄铁矿表面,改变黄铁矿的表面性质,影响黄铁矿的浮选。蛇纹石表面是亲水的且不吸附捕收剂戊黄药。蛇纹石吸附在黄铁矿表面,降低黄铁矿表面疏水性和戊黄药在黄铁矿表面的吸附量,使黄铁矿浮选回收率降低。增加戊黄药在黄铁矿表面的吸附量能够一定程度上恢复被抑制的黄铁矿的浮选回收率,但蛇纹石用量较高时,黄铁矿浮选回收率仍降低。因此,微细粒蛇纹石通过异相凝聚作用在黄铁矿表面附着,降低黄铁矿表面疏水性是蛇纹石影响黄铁矿浮选的主要原因。     

在含铂族金属矿物的矿石浮选中电化学测量的应用

在浮选过程中，电化学电位是一个控制硫化矿物回收率及选择性的重要参数。本研究的目的是在含铂族矿物的矿石化学调浆及浮选过程中利用电化学电位测量法来了解各种矿物的浮选性能指标。在浮选的调浆阶段记录硫化矿物电极电位。改变磨矿介质和调节pH均会改变矿浆的化学条件。在任何条件下，矿物电极的混合电位会在100mV范围内变化，并按如下顺序增加：磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿和铂。加入CuSO4会使矿浆电位提高，而加入黄药会使电位降低。在加入药剂后不同矿物电极的电位变化值并不相同，而矿物回收率变化趋势是：黄铜矿＞镍黄铁矿＞磁黄铁矿。不同的磨矿介质和调浆条件对黄铜矿的回收率没有影响。在现场磨矿矿浆中，甚至混合电位与实验室测得的电位相似时，磁黄铁矿也会被抑制。这大概是现场磨矿分级过程中的过度氧化造成的。酸调浆提高了磁黄铁矿的回收率，这是由于清洗掉了矿物表面上的亲水氧化铁／硫氧组分，同时加强了矿物表面与黄药的反应。当磁黄铁矿的混合电位低于双黄药形成的平衡电位时，磁黄铁矿的浮选受到轻微的抑制。     

黄药类捕收剂与载金黄铁矿的作用机理研究

研究了黄药类捕收剂在载金黄铁矿表面上的吸附机理。浮选试验结果表明, 乙黄药、丁黄药和Y-89用量为20～40 mg/L时, 载金黄铁矿上浮率能达到80%~90%; 矿浆pH值对载金黄铁矿可浮性影响较大, 在pH=4～8条件下, 载金黄铁矿可浮性较好, pH>8后, 可浮性下降; 黄药类(乙黄药、丁黄药、Y-89)捕收剂对亚铁离子具有较好的选择性, 对金离子选择性较小。吸附量试验结果表明, 捕收剂在载金黄铁矿表面吸附量随着药剂浓度增大基本呈线性增加, 且随着pH值增加逐渐降低, 在酸性条件下, 吸附量较大, 当pH>8后, 吸附量快速降低。载金黄铁矿与黄药类捕收剂作用前后的红外光谱表明, 捕收剂在载金黄铁矿表面产生了吸附。     

纳米复合瓷球在钨矿石细磨中磨矿特性研究

以湖南某钨矿石为对象,研究纳米复合瓷球作为磨矿介质在钨矿石细磨中的磨矿特性。研究表明,纳米复合瓷球作为细磨介质可以对钨矿石进行有效破碎,实验室细磨试验可以获得新生—74μm粒级产率21.08%、新生—23μm粒级产率7.59%的磨矿产品,过粉碎现象较钢锻显著改善;在介质充填率相同情况下,纳米复合瓷球比钢锻节能69.92%;纳米复合瓷球不仅磨矿产品粒度特性更均匀且不会引入铁质污染,相同细度下,纳米复合瓷球磨矿产品浮选开路试验钨回收率比钢锻高10个百分点左右,尾矿钨损失降低50%。首次将纳米复合瓷球应用于细磨作业,并获得良好效果,对以后研究具有借鉴意义。     

酸性体系下硫化矿浮选因素的交互影响研究

在酸性体系中,碱性脉石矿物溶解受磨矿细度、酸用量的影响明显,矿物溶解改变了体系pH值,使可溶性离子增加,影响了硫化矿物的浮选。为探究酸性体系下卡林型金矿浮选硫化矿过程中的影响因素及其交互作用,在单因素试验的基础上进行了响应曲面优化试验,并分析了磨矿细度、H₂SO₄用量、丁基黄药用量三因素的交互作用对浮选的影响。研究结果表明：最优的浮选指标的药剂制度为磨矿细度-0.075 mm粒级占比90%,H₂SO₄用量为800 g/t,水玻璃用量为400 g/t, CuSO₄用量为300 g/t,丁基黄药用量为200 g/t,松醇油用量为75 g/t。单因素试验可获得硫回收率为75.28%,品位为10.46%,金品位为6.73%,回收率为58.19%的选矿指标。探究的三种因素对硫精矿回收率的影响大小为：磨矿细度>丁基黄药用量>H₂SO₄用量;对硫精矿品位的影响大小为：丁基黄药用量>磨矿细度>H₂SO     

磨矿过程硫化矿物表面电化学性质及其对浮选的影响

本文根据浮选电化学理论分析讨论了丁黄药和乙硫氮在方铅矿、闪锌矿及黄铁矿三种硫化矿物表面的电化学作用过程,分析了磨矿环境具有低电位还原气氛产生的原因。腐蚀电偶测定结果表明,磨球介质与硫化矿物之间、方铅矿与黄铁矿之间的原电池相互作用减弱了黄铁矿表面的捕收剂作用过程,有利于方铅矿与黄铁矿的浮选分离。浮选试验结果表明利用磨矿过程进行浮选的工艺有较大的优越性     

黄铜矿与磁黄铁矿浮选分离行为及机理研究

通过黄铜矿与磁黄铁矿的单矿物浮选试验,研究矿浆pH、捕收剂丁黄药、抑制剂石灰对其浮选行为的影响。利用红外光谱、循环伏安测试技术,研究其浮选分离的机理。单矿物浮选试验结果表明黄铜矿和磁黄铁矿浮选分离的最佳条件为pH=10,丁黄药浓度为20 mg/L,石灰浓度为300 mg/L。红外光谱测试结果表明丁黄药在矿物表面氧化生成双黄药并通过化学吸附吸附在矿物表面,石灰在磁黄铁矿表面生成氢氧化钙和硫酸钙组成的钙膜。循环伏安测试表明在未添加丁黄药时黄铜矿表面氧化生成疏水的硫单质和硫化铜,磁黄铁矿表面会生成亲水的氢氧化物。     

Analysis of selectivity of thionocarbamate combinations with butyl xanthate and dithiophosphate

The paper discusses the analysis of the effect exerted by combinations of butyl xanthate and isobutyl dithiophosphate with isopropyl-O-N-methyl-thionocarbamate on monomineral pyrite and copper pyrite fractions. The list of the research methods includes nonfrothing flotation, adsorption, IR spectroscopy and ATR method, measurements of contact angles and induction times for air bubbles and thin section surfaces. The isobutyl dithiophosphate and thionocarbamate combination results in lower pyrite yield into concentrate of nonfrothing flotation, as well as in lower adsorption parameters and hydrophobic properties as compared with the butyl xanthate and thionocarbamate combination. Combining sulfhydryl ionized (strong) collectors with non-ionized (weak) collectors alters compositions of surface compounds of the collectors on sulfide minerals, which changes hydrophobic properties of the mineral surface and, as a consequence, raises flotation selectivity.     

硫酸铵对蓝铜矿硫化浮选的影响及基因机理分析

氧化铜矿物作为铜矿资源的重要组成部分,提高其开发利用技术对于铜矿资源的高效综合回收具有重要意义,蓝铜矿是重要的氧化铜矿物,但自然可浮性较差,通常采用硫化浮选。通过单矿物浮选试验,考察硫酸铵对蓝铜矿硫化浮选的影响。通过矿物表面丁基黄药吸附量分析药剂作用前后矿物表面元素种类和含量的变化,以及药剂在矿物表面吸附能的模拟计算,研究硫酸铵对蓝铜矿硫化浮选的活化机理。结果表明,硫酸铵用量为 200 mg/L 时使蓝铜矿硫化浮选回收率由 44.15%（未添加时）增加至 60.03%,矿物表面 X 射线光电子能谱分析表明,硫酸铵使蓝铜矿矿物表面铜和硫含量增加,碳和氧含量减少,改善矿物表面硫化效果,增加矿物表面疏水性和丁基黄药吸附量。通过 Material studio 模拟计算结果表明,硫酸铵降低了丁基黄药以及硫化剂在蓝铜矿表面的吸附能,增加了丁基黄药和硫化钠在矿物表面的吸附稳定性,对蓝铜矿的硫化浮选具有活化作用。     

Effects of free cyanide and cuprous cyanide on the flotation of gold and silver bearing pyrite

At gold and silver mineral processing plants, cyanide species are always present in the process water recycled to flotation circuits, despite the cyanide destruction process. The effect of cyanide, in particular, cuprous cyanide on gold and silver flotation has not been well understood. In the present study, free cyanide and cuprous cyanide species were isolated and their effects on the flotation of a pyritic ore were evaluated. It was found that free cyanide depressed gold and silver flotation through their carrier, pyrite. Cuprous cyanide mainly in the form of Cu(CN)₃²⁻ depressed pyrite flotation similarly as free cyanide. Electrochemical studies including open circuit potential (OCP), cyclic voltammetry and electrochemical impedance spectroscopy (EIS) techniques were carried out to understand the underpinning depression mechanism of cyanide species on pyrite flotation using xanthate as collector. It was found that all surface electrochemical reactions were inhibited by either free cyanide or cuprous cyanide. The surface layer as a result of xanthate adsorption on pyrite was completely removed in the presence of these cyanide species, which was suggested to contribute to the hydrophilic pyrite surface.     

磨矿介质对方铅矿矿浆化学性质的影响

为探讨不同磨矿介质对方铅矿矿浆化学性质的影响,选取广东某铅锌铁硫化矿中的方铅矿,在瓷罐瓷球体系和瓷罐铁球体系下进行磨矿试验,分别检测不同磨矿时间下的矿浆pH、矿浆电位Eh、矿浆中溶解氧含量Do、矿浆温度以及矿浆中Pb2+和Fe3+浓度,并根据磨矿过程中发生的局部电池作用和伽伐尼电偶作用的原理,对其影响机理进行分析。试验结果表明:在瓷球和铁球两种磨矿介质条件下,方铅矿矿浆温度基本相同,且随磨矿时间的延长矿浆温度变化不大。但不同的磨矿介质会对方铅矿矿浆pH、矿浆电位Eh、矿浆中溶解氧含量Do、Pb2+和Fe3+浓度造成较大的差异,从而影响方铅矿的浮选行为。      

Finely Dispersed Micro- and Nano-Gold Recovery Using Thermomorphic Polymer with Diphenylphosphine

The article reports test data on adsorption and flotation characteristics of thermomorphic polymer joined with diphenylphosphine—TMPD. The test materials are natural pyrite and arsenopyrite, and models of gold-bearing sulfide minerals. Electron microscopy and X-ray structure analysis prove that reductive adsorption of gold at the surface of sulfide minerals from HAuCl₄ solution allows modeling natural aggregates of sulfides and finely dispersed gold. UV spectrophotometry proves selective adsorption of TMPD at gold. Laser scanning microscopy shows connection of TMPD with micro- and nano-size gold on polished sections of pyrite and arsenopyrite. During monomineral flotation, joint use of TMPD and butyl xanthate at a ratio of 1:1 doubles the yield of gold-bearing sulfides and enables maximum recovery of gold minerals at the total consumption of reagents reduced by 30–50%. It is found that TMPD is selective relative to gold-bearing minerals and its combination with xanthate ensures a considerable increment in gold-bearing mineral recovery by flotation.