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。     

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。     

浸泡预处理对铜钼硫化矿浮选分离的影响机理

由于淡水资源的缺乏,越来越多的选矿厂选用具有高浓度电解质的地下水、回水和海水用于浮选,但 是需要加入大量药剂来改善浮选效果,存在严重的环境风险。为探究一种经济环保的铜钼硫化矿浮选方法,分别 对黄铜矿和辉钼矿进行纯水、海水浸泡预处理再进行浮选。黄铜矿在纯水中浸泡 28 d,浮选回收率从 84.8% 下降 至 27.5%,在海水中浸泡 28 d,回收率从 72.6% 下降至 8.9%;辉钼矿通过纯水浸泡 28 d 预处理,浮选回收率由 84.7% 降低至 47.5%,而通过海水浸泡预处理 28 d,回收率由 60.1% 增加至 87.7%。接触角和 XPS 测试分析结果表明：浸泡 预处理使黄铜矿表面发生氧化,从而降低了黄铜矿的可浮性;辉钼矿经纯水处理后表面也发生氧化,疏水性降低, 但经海水浸泡处理后辉钼矿表面疏水性增加。在铜钼混合矿试验中,未浸泡的黄铜矿和辉钼矿的回收率为 84.1% 和 67.2%,经浸泡处理后回收率分别为 16.2% 和 79.4%,表明浸泡处理后再浮选可使两者得到较好的分离,即海水浸 泡预处理有助于提高黄铜矿和辉钼矿的浮选分离效果。     

酸性H2O2氧化预处理浮选金精矿及其机理研究

酸性 H₂O₂ 氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁 矿、毒砂等载金矿物被有效溶解, 从而使金暴露出来,提高金浸出率。 研究了酸性 H₂O₂ 体系中黄铁矿的氧 化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、 H₂SO₄ 和 H₂O₂浓度等对浮选金精矿的预处理效果。 结果表明:H₂O₂ 氧化 过程中没有固相生成物,黄铁矿中的 Fe 转 化为 Fe²⁺和 Fe³⁺ 于溶液中,Fe²⁺ 与 H₂O₂ 可发生 Fenton 反应生成氧 化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有 H₂SO₄ 生成,体系的 pH 值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性 H₂O₂ 、·OH 和 Fe³⁺氧化,体系中 S 最终转化为 SO₄ ^2-或 HSO₄^- 。 浮选金精矿在温度为 30 ℃ 、矿浆浓度为 100 g/L、 H₂SO₄ 初始浓度为 0. 18 mol/L 和 H₂O₂ 初始浓度为 1. 76 mol/L 的条件下氧化预处理后,Fe 浸出率、试样失重率分别为 95. 33%和 51. 42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出 率仅为 11. 68%,而经过酸性 H₂O₂预处理—浸出后,金浸出率可达 92. 69%。     

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。     

双氧水氧化预处理载金黄铁矿研究

基于Fenton反应,采用双氧水(H₂O₂)氧化浸出黄铁矿,试验探究了在H₂O₂氧化体系中H₂O₂初始浓度、浸出温度、初始酸度、矿浆浓度、H₂O₂协同过硫酸盐以及不同活化剂对黄铁矿纯矿物氧化浸出的影响。试验结果表明：在矿浆浓度为10 g/L,H₂O₂初始浓度为1.76 mol/L,H₂SO₄初始浓度为0.24 mol/L,反应5 h,黄铁矿的浸出率达到94.05%。通过动力学计算知,浸出温度为25～70℃时,H₂O₂氧化浸出黄铁矿的表观活化能为12.31 kJ/mol,符合扩散控制的固体反应核收缩模型。     

钼铜混合精矿的浮选分离试验研究

为提高广东某钨矿伴生钼铜硫化矿的浮选分离指标,对钼铜混合精矿进行了合理的药剂制度及选矿工艺研究。分离前进行强化脱药,以JBS作为辉钼矿的捕收剂,采用DSY对黄铜矿进行选择性抑制,可显著改善钼铜分离效果,获得较好的试验指标,钼精矿钼品位和回收率分别为49.25%和91.50%;铜精矿铜品位和回收率分别为21.45%和99.96%。     

某铜钼混合精矿臭氧氧化浮选分离试验研究

采用臭氧氧化法使黄铜矿和辉钼矿表面可浮性产生差异,对某铜钼混合精矿进行了铜钼分离试验研究。结果表明,在适宜臭氧氧化条件下,经过一次粗选三次精选闭路试验,可获得钼品位47.46%、钼回收率94.96%、铜含量0.10%的钼精矿。臭氧氧化浮选的指标显著高于硫化钠作抑制剂时的指标,说明可以用臭氧氧化取代硫化钠进行抑铜浮钼。     

墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究

墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物（黄铜矿）,其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H₂SO₄浓度为1 mol/L,液固比为3,室温（15 ℃）下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。     

内蒙某铜钼矿石选矿试验研究

内蒙某铜钼矿石中金属矿物以为黄铁矿为主,其次为黄铜矿和辉钼矿等。辉钼矿粒度细小,各矿物共生关系密切而复杂,较难分离。采用阶段磨矿的混合浮选,混合精矿钼、铜、硫分离浮选工艺流程对该矿石进行选矿试验,获得了钼品位和钼回收率为46.30%和74.66%的钼精矿、铜品位和铜回收率为23.50%和70.16%的铜精矿以及硫品位和硫回收率为35.60%和79.55%的硫精矿。     

r-TiO2可见光催化H2O2降解阿特拉津

以金红石型TiO2(r-TiO2)为光催化剂,以内分泌干扰物阿特拉津作模型污染物,研究了r-TiO2可见光催化H2O2降解阿特拉津的反应特性.表明r-TiO2能可见光催化H2O2降解阿特拉津,反应180 min,阿特拉津的降解率达60%;通过对反应体系的荧光光谱分析显示,阿特拉津的降解涉及羟基自由基(·OH)的产生与参与;往反应体系加入自由基抑制剂(Na2CO3或NaHCO3)时,显著降低金红石TiO2的降解效率;阿特拉津的降解反应主要发生在溶液里.     

Mechanical activation of MoS2 + Na2O2 mixtures

A study of the mechanochemical activation of molybdenum ore concentrate (MoS₂) with sodium peroxide (Na₂O₂) shows that sodium molybdate dihydrate (Na₂MoO₄ · 2H₂O) is the final crystalline product. The mechanochemical formation of sodium molybdate dihydrate is evidenced by XRD, ²³Na MAS NMR and the increasing solubility of the molybdenum in water as the oxidative reaction proceeds.     

三相双绕组双速双笼式异步电动机电磁计算程序

介绍了三相双绕组双速双鼠笼式交流异步电动机电磁计算软件，并用框图对程序编制流程，包括曲线、输入输出处理，槽满率、磁路、参数及运行性能、起动计算，另对双绕组情况下槽漏抗计算作了说明。本软件特别适用于高起动转矩的矿用隔爆型三相交流异步电机的电磁计算工作。     

Pb2+、Zn2+、Ca2+、Mg2+对“菱锌矿—白云石、石英”体系浮选的影响试验研究

通过对菱锌矿、白云石、石英纯矿物溶液离子测定、Pb2+、Zn2+、Ca2+、Mg2+四种金属离子对各纯矿物的回收率试验研究、混合金属离子对“菱锌矿、白云石和石英”体系可浮性的研究表明，随着磨矿细度的提高，溶液pH值变化很小、对氧化铅锌矿分离影响小；随着Pb2+、Ca2+、Mg2+离子浓度的增加，菱锌矿的回收率均出现下降趋势，说明这三种金属离子的存在对菱锌矿的浮选具有抑制作用；Pb2+、Zn2+离子对石英的浮选具有活化作用，Ca2+、Mg2+离子对石英的浮选具有抑制作用。低浓度的Pb2+离子对白云石浮选具有活化作用；Zn2+、Ca2+离子对石英的浮选均具有活化作用；Mg2+对石英的浮选具有抑制作用；四种金属离子混合对“菱锌矿、白云石和石英”体系可浮性均有抑制作用，其中对菱锌矿的抑制作用最为明显，混合离子对目的矿物的抑制作用较脉石矿物强。     

Fe-TiO2可见光催化H2O2降解水溶液中的阿特拉津

以负载Fe(Ⅲ)的金红石型TiO₂(Fe/TIO-R)为光催化剂, 以内分泌干扰物阿特拉津作模型污染物, 研究了Fe/TIO-R可见光催化H₂O₂降解阿特拉津的反应特性。结果表明, Fe/TIO-R能可见光催化H₂O₂降解阿特拉津, 反应60 min, 阿特拉津的降解率达96%, 明显大于金红石型TiO₂与Fe₂O₃单独作用的加和;通过对反应体系的荧光光谱分析显示, 阿特拉津的降解涉及羟基自由基(·OH)的产生与参与。     

Fe2＋／Mn2＋／Zn2＋在NH3-H2O系中的溶解度

通过对Fe2 ，Mn2 ，Zn^2 -NH3-H2O系的热力学分析计算，利用Newton-Raphson方法求解多元非线性方程组，绘出这3种金属离子在不同溶液pH值和不同总氨浓度条件下的log[Me]T-pH曲线。溶液中没有NH3存在或[NH]T很低时，Fe，Mn，Zn的溶解度都随pH增大先减小，达到最小值后,又增加。随NH3浓度增加．Fe,Mn,Zn的溶解度随之增大。3种离子和氨的络合能力不尽相同，锌与氨的络合能力最强，铁次之，而锰最弱。     

TiO2含量对BaO-Sm2O3-TiO2系陶瓷性能的影响

以BaCO3,Sm2O3,TiO2为原料,制备BaO-Sm2O3-xTiO2系陶瓷,运用XRD,SEM和矢量网络分析仪对BaO-Sm2O3-xTiO2系陶瓷材料的相组成、显微结构和衰减性能进行表征,研究TiO2含量对材料烧结性能、主晶相生长与微波性能的影响.结果表明,随着x值增加,最佳烧结温度下降,样品的密度降低,BaO-Sm2O3-xTiO2系陶瓷微波性能得到改进.当x=4时,主晶相为BaSm2Ti4O12,该样品为单相物质,当x=6时,TiO2以第二相的形式出现在晶相中.     

TiO_2可见光催化H_2O_2降解特丁津的降解过程

以混晶TiO_2(P25)为光催化剂,研究了可见光下TiO_2催化H_2O_2降解内分泌干扰物特丁津的降解过程。结果表明,H_2O_2是影响特丁津降解率的主要因素,实际操作中控制H_2O_2与特丁津的初始摩尔浓度比为43较为适宜;反应300 min特丁津的降解率达86%,H_2O_2基本分解完全,但总有机碳(TOC)去除率仅20%,反应体系生成了多种中间产物。液相色谱-质谱(LC-MS)分析表明,特丁津的降解由脱氯开始,并脱乙基及脱特丁基,氮以氨基形式存在于降解产物4,6-二氨基-2-羟基-1,3,5-三嗪中;通过对反应体系的荧光光谱分析显示,特丁津的降解涉及·OH自由基等活性物种的产生和参与。     

基于 CaO-SiO2-FeO-Na2O-Al2O3渣系的中高磷铁水脱磷实验研究

结合现有铁矿含磷高的实际情况,采用Ca O-Si O2-Fe O-Na2O-Al2O3渣系对中高磷铁水进行脱磷的试验研究。研究结果表明,脱磷渣系的碱度值ω(Ca O)/ω(Si O2)为4时,在相同试验条件下,分别用Al2O3、Na2O和Al2O3与Na2O的混合物代替常规的Ca F2时均可达到更高的脱磷效果;造渣剂分两次加入的脱磷效果比一次性加入的更好。当渣系中使用4%(Al2O3)+2%(Na2O)的复合熔剂,分两次加入时,铁水的终点脱磷率可达到96%。     

2×35m2环型烧结工艺设计

介绍了2×35m2烧结工程工艺设计特点及主要设备选型.