微波活化过硫酸盐降解典型选矿药剂丁基黄药的研究

为解决传统选矿废水中有机选矿药剂污染的问题,采用微波活化过硫酸盐技术氧化降解丁基黄药,分别考察了微波功率、过硫酸钾浓度、丁基黄药浓度及pH等因素对丁基黄药降解效果影响。结果表明,在微波活化过硫酸盐体系中,提高微波辐射时间和功率,以及增加过硫酸盐用量可以提高丁基黄药的降解率;丁基黄药在酸性条件下比在碱性条件下降解效果好。废水中存在的主要阴离子HCO3-,Cl-和SiO32-对丁基黄药的降解影响较小,但腐殖酸的存在对丁基黄药的降解具有一定的抑制作用。反应90 min后,微波活化过硫酸盐体系中TOC的去除率可以达到47.74%。通过自由基捕获实验证明微波活化过硫酸盐体系中参与降解丁基黄药的主要活性自由基是·SO4-。     

苯甲羟肟酸与白钨矿作用机理的研究

对白钨矿、苯甲羟肟酸的紫外吸收光谱、红外吸收光谱、浮选溶液化学等的研究表明,苯甲羟肟酸的最佳浮选区域为PH＝7－10。用苯甲羟肟酸捕收白钨矿,在3．7＜PH＜13．7区间内,白钨矿定位离子为Ca^2 ,苯甲羟肟酸与白钨矿表面的Ca^2 发生,O,O螯合形成五元环螯合物,发生离子－分子共吸附作用,达到最佳浮选效果。     

浮选剂苯甲羟肟酸的量子化学研究

用量子化学的从头算法(ab inition 算法)计算苯甲羟肟酸和苯甲氧肟酸分子模型, 计算结果表明, 苯甲羟肟酸分子为平面分子而苯甲氧肟酸为非平面分子, 两者可以共存, 苯甲氧肟酸比苯甲羟肟酸要稳定。当苯甲羟肟酸和苯甲氧肟酸与矿物表面的金属离子螯合时, 与金属离子易形成O, O五元环螯合物, 而不是O, N四元环螯合物。相对于乙羟肟酸(乙氧肟酸), 苯甲羟肟酸(苯甲氧肟酸)与矿物静电作用变小, 正配键的能力降低, 接受电子形成反馈键能力增强, 使苯甲羟肟酸(苯甲氧肟酸)选择性提高。     

苯甲羟肟酸捕收白钨矿浮选溶液化学研究

用浮选溶液化学的观点论述了白钨矿与苯甲羟肟酸溶解组分的logC -pH图 ,从理论上分析白钨矿表面的ζ -电位与矿浆 pH值的关系。浮选溶液化学研究结果表明 ,用苯甲羟肟酸捕收白钨矿过程中 ,当pH <1.3时 ,虽然白钨矿表面带正电 ,但苯甲羟肟酸没有解离 ,不利于苯甲羟肟酸阴离子的吸附 ;在 4.7相似文献   

羟肟酸活化异极矿浮选的研究

研究了用羟肟酸活化异极矿的浮选。通过红外光谱分析和药剂在矿物表面的吸附量测定,研究了羟肟酸活化异极矿的机理。研究表明,羟肟酸能活化异极矿是由于它能在异极矿表面生成疏水性螯合物,促进了十二胺的共吸附。人工混合矿物的分离试验表明,用羟肟酸作活化剂异极矿能与咏石矿物较好地分离,实际矿石的浮选试验表明,用羟肟酸作活化剂,十二胺和硫化钠的用量可以降低50%。     

O3降解水杨羟肟酸选矿废水机理研究

以新型浮选药剂水杨羟肟酸为研究对象,采用Ｏ３ 氧化处理模拟选矿废水中的水杨羟肟 酸,并通过紫外光谱、红外光谱、高效液相色谱对水杨羟肟酸可能的降解途径进行分析推断。 结 果表明,Ｏ３ 对水杨羟肟酸有较好去除效果。 当初始水杨羟肟酸浓度为５０ｍｇ／Ｌ、ｐＨ值为８、Ｏ３ 浓 度为１*３ｍｇ／Ｌ时,反应１５ｍｉｎ,水杨羟肟酸去除效率大于９０ ％,但矿化率仅为１９*９９ ％;根据中 间产物检测结果推断,其降解途径为:水杨羟肟酸→水杨酸＋羟胺→邻苯二酚→顺丁烯二酸→小 分子有机酸＋二氧化碳＋水。     

苯甲羟肟酸与黑钨矿作用机理的研究

通过红外光谱等手段研究苯甲羟肟酸与黑钨矿作用机理,认为苯甲羟肟酸对黑钨矿的捕收作用,主要是与黑钨矿表面的Mn^2 生成五元螯合物,以化学吸附为主,Mn^2 是黑钨矿的主要浮选活性中心。     

苯甲羟肟酸对黑钨矿的捕收机理探讨

分析了苯甲羟肟酸与黑钨矿表面金属离子发生的螯合作用和产物 ,并通过红外光谱测定及分析羟肟酸、异羟肟酸中各功能团的原子净电荷和螯合产物的结构及稳定性 ,认为苯甲羟肟酸对黑钨矿的捕收 ,主要在表面生成五原子环螯合物 ,以化学吸附为主。同时从配合物的晶体场稳定化能论证 ,黑钨矿表面的Fe2 + 能与羟肟酸形成更稳定的产物 ,是浮选中与捕收剂作用的主要活性组分。     

苯甲羟肟酸与铌钽锰矿作用机理的研究

通过红外光谱等手段研究苯甲羟肟酸与铌钽锰矿作用机理,认为苯甲羟肟酸对铌钽锰矿的捕收作用,主要在铌钽锰矿表面生成五元环螯合物,以化学吸附为主。根据铌钽锰矿晶体结构分析认为,Mn2+是铌钽锰矿的主要浮选活性中心。     

热活化过硫酸盐法去除独居石浮选精矿中有机药剂的试验北大核心

针对独居石浮选矿中残留的油酸钠和椰子油脂肪酸二乙醇酰胺对后续的选别和湿法冶炼作业产生不良影响的问题,提出采用热活化过硫酸盐法去除独居石浮选矿中的有机药剂。系统研究了矿浆温度、Na_(2)S_(2)O_(8)投加量、反应时间、矿浆pH值、搅拌速度对脱药效果的影响,结果表明提高矿浆温度、延长反应时间、增加Na_(2)S_(2)O_(8)投加量均有利于脱药;矿浆pH值和搅拌速度对脱药效果的影响较小,在pH值为3~11、搅拌速度为200~600r/min条件下,均可有效去除精矿中的有机药剂;矿浆浓度过高不利于脱药。确定最佳工艺参数为:反应温度为90℃、Na_(2)S_(2)O_(8)投加量为8kg/t、搅拌速度为500r/min、矿浆浓度为33.33%、反应时间为60min,脱药反应后矿浆的TOC值可降低至1mg/L以下,脱药后的独居石浮选精矿几乎没有起泡能力,脱药后的废水可以重复利用。     

Flotation of pyrochlore from low grade carbonatite gravity tailings with benzohydroxamic acid

The beneficiation of a low grade niobium tailings by flotation using benzohydroxamic acid (BHA) as a collector and sodium hexametaphosphate (SHMP) as a modifying agent has been studied. A concentrate containing approximately 3% Nb₂O₅ (with an upgrade ratio of 12) was obtained with nearly 80% Nb recovery in 6.5% of the mass after only one rougher flotation stage. After four rougher stages, a final concentrate containing 1.54% Nb₂O₅ with 93% Nb recovery in ∼15% of the mass was obtained. A Box–Behnken experimental design was employed to analyze the effects of collector dose and dispersant dose and pulp temperature and to model the concentrate grade and niobium recovery during rougher–scavenger flotation. The results indicate that temperature has no significant effect on recovery at the 95% or 90% confidence level. Statistical insignificance of the temperature effect has been attributed to the collector mechanism, which essentially does not require BHA species beyond a maximum monolayer capacity that is potentially achievable within the solubility limit at room temperature. SHMP plays an important role in the selective recovery of pyrochlore. Its dispersing function is distinguished from its depressing function in the rougher stages through a positive interaction term together with BHA in both the recovery model and the grade model. The main negative effect of SHMP on niobium recovery emerges in the scavenger stages as a result of depressing action (e.g., targeting primarily the middlings). The effect of reagent dose and temperature on the grade and recovery are presented using 3D graphs from statistical models developed. Negative quadratic terms of the statistical models are discussed in reference to possible overdosing of SHMP on the middlings (involving pyrochlore and gangue) as well as a postulated change of orientation mode of BHA, also due to its overdosing.     

高铁酸钾降解含乙硫氮的模拟选矿废水试验

选矿废水中残留的浮选药剂排入水体中会破坏水生生物的生存环境,因此有效去除选矿废水中残留的浮选药剂十分重要。以高铁酸钾为氧化剂对含乙硫氮的模拟选矿废水进行了降解试验。结果表明:高铁酸钾能快速、有效地去除模拟选矿废水中的乙硫氮;高铁酸钾用量的增大、废水pH值的降低和反应时间的延长,乙硫氮的去除率均上升。乙硫氮模拟选矿废水在初始浓度为0.2 g/L,矿浆pH=6、温度为20℃、高铁酸钾起始浓度为0.6 g/L、反应时间为45 min情况下,乙硫氮去除率可达83.65%。     

膨润土酸活化废酸水连续应用研究

传统湿法生产活性白土．系用一定浓度的硫酸去活化膨润土．整个工艺过程耗酸2％～3．5％．剩余的酸浓度为15％～16％的废酸水则直接排放，污染了环境。经试验，废酸水虽含有一些金属离子．但和酸度3％～5％的一漂酸水可重复利用。废酸水连续使用二次．产品质量与传统法的基本相当，但可节水、节酸．又可保护环境。     

降低湖南某多金属矿选矿废水COD试验研究

以两种途径研究了混凝沉淀法对湖南某多金属矿选矿废水COD去除的可行性。用聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁为水处理剂,分别在总尾矿矿浆和尾矿库出水中考察初始pH值,混凝剂种类及药剂用量等因素对选矿废水COD去除的影响。结果表明,在总尾矿矿浆中加入聚合硫酸铁1 g/L,COD由186降至121 mg/L,或在尾矿库出水中控制初始pH值为7～9,加入七水硫酸亚铁500 mg/L,COD由135降至88 mg/L。以第一种方案进行工业试验,取得了良好指标,排水pH值为6～9,COD 100 mg/L,达到污水综合排放标准(GB8978-1996)一级标准的要求。     

光活化过硫酸盐降解酯-105及动力学研究北大核心

为解决有机选矿药剂污染的问题,采用光活化过硫酸盐体系降解酯-105,考察光强度、过硫酸钾浓度、pH值、常见阴阳离子等因素对酯-105降解的影响,并通过动力学模型对体系进行模拟。结果表明,光活化过硫酸盐降解酯-105过程主要遵循零级动力学;不同光照条件下,汞灯光照的降解率高且反应快,但氙灯能够较好模拟太阳光照;在一定范围内,提高氙灯功率和过硫酸钾浓度可促进降解,且反应速率常数增大;溶液呈强酸性有利于降解,而碱性有抑制作用;一定浓度的阴离子Cl^(-)、NO_(3)^(-)、HCO_(3)^(-)等可促进污染物降解,Fe^(2+)促进作用十分显著,仅10 min内体系降解率达80%;加入猝灭剂捕获自由基,得出·OH和SO-4·共同发挥氧化作用。     

萃取分离-可见分光光度法测定铝土矿浮选固体中的羟肟酸

先用稀盐酸将铝土矿浮选固体表面所吸附溶液的pH调至2．0。再加适量的蒸馏水，使固体表面所吸附的羟肟酸富集在水溶液中。然后将此溶液的pH调至2．6。最后在505nm处测样品溶液的吸光度。从而得知铝土矿浮选固体所吸附羟肟酸的量．同时。对萃取剂的种类和用量及干扰离子等进行了研究．测量羟肟酸的相对标准偏差和回收率分别为0．56％～1．29％和93％～110％．     

射流曝气耦合臭氧协同高级氧化工艺处理选矿废水研究

本研究采用射流曝气耦合臭氧协同高级氧化工艺处理选矿废水,考察了水力停留时间、臭氧投加量、臭氧流量对COD去除效果的影响,并比较了射流曝气与微孔曝气两种曝气方式的效果。结果表明,射流曝气耦合臭氧协同高级氧化工艺处理选矿废水效果良好,在水力停留时间30 min,臭氧流量3 L/min,臭氧投加量240 mg/L条件下,COD去除量高达355~360 mg/L,去除单位当量COD所需的臭氧量为0.67（mg-O3 / mg-COD）。相比于微孔曝气,射流曝气在相同工况条件下能大幅度提高臭氧传质和反应效率,强化COD去除效果,并有效避免曝气设备结垢。     

白云鄂博霓石型低品位铁-稀土矿石矿选矿试验研究

针对白云鄂博混合型铁-稀土矿石生产的铁精矿和稀土精矿回收率低、杂质含量高的问题,按照矿石类型进行分类选别。以霓石型低品位铁-稀土矿石为对象,在系统研究其矿石性质的基础上进行回收铁、稀土的选矿试验。研究结果表明,原矿中TFe品位为17.50%,稀土REO品位为8.43%,主要的铁矿物为磁铁矿,氟碳铈矿和独居石是主要的稀土矿物;脉石矿物主要是霓石、重晶石和方解石等;通过磨矿-两段弱磁选-再磨-弱磁选回收铁,在一段磨矿细度-0.074mm 90%、粗选磁场强度和精选磁场强度分别为112kA/m和96kA/m、再磨细度和再磨磁场强度为-0.045 4mm 90%和96kA/m的条件下获得TFe品位65.83%、TFe回收率69.86%的铁精矿;选铁尾矿在浮选温度60℃、水玻璃用量2.1kg/t、捕收剂H205用量1.0kg/t的条件下经一次粗选、两次扫选的闭路试验可获得REO品位为50.89%,回收率为63.17%的稀土精矿。研究结果为白云鄂博矿的分类选矿提供技术借鉴。     

白云鄂博云母型低品位稀土-铁矿石选矿试验研究

针对白云鄂博铁精矿回收率低、杂质含量高等问题,进行矿石分类选别。以云母型低品位铁-稀土矿石为对象,原矿TFe品位17.48%,主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,且细粒级中分布率较高。通过阶段磨矿-弱磁选回收磁性铁,弱磁尾矿强磁-磨矿-强磁-反浮选回收弱磁性氧化铁工艺,在最佳条件下获得TFe品位为65.49%,产率为20.85%,回收率为66.77%的铁精矿,对该矿石的开发利用具有借鉴意义。     

硫铁矿矿山高含铁酸性废水处理试验研究 金尚勇1,刘峰彪1,许永1,李宏伟2

采用高浓度泥浆法(HDS)对某硫铁矿矿山高含铁酸性废水进行处理。研究表明,当反应pH值为8.5～9.0、反应时间40min、曝气气水比6/1、底泥回流比4/1时,出水TFe、Mn、Zn能够满足广东省地方标准(DB44/26-2001)一级标准要求,底泥浓度达到25%以上。