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。     

羧化壳聚糖对镍黄铁矿/蛇纹石浮选体系的作用机理

通过矿物浮选试验、沉降试验、动电位和DLVO理论计算,考察了羧化壳聚糖在蛇纹石/镍黄铁矿浮选体系中的聚集/分散作用,研究了羧化壳聚糖对颗粒间的分散作用机理。研究结果表明:蛇纹石颗粒通过异相凝聚罩盖于镍黄铁矿表面上,降低镍黄铁矿表面疏水性能,影响其可浮性;羧化壳聚糖消除了镍黄铁矿与蛇纹石颗粒间异相凝聚,提高镍黄铁矿/蛇纹石体系中镍黄铁矿的浮选回收率。在pH为8.5时,羧化壳聚糖对镍黄铁矿/蛇纹石颗粒间的分散作用显著,并且强于羧甲基纤维素;荷正电的蛇纹石通过静电作用吸附在荷负电镍黄铁矿表面影响其浮选,羧化壳聚糖加入显著改变蛇纹石表面电性,使镍黄铁矿与蛇纹石颗粒间由静电吸引变为静电排斥,表现为异相分散,从而提高镍黄铁矿的浮选回收率。      

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。     

六偏磷酸钠对蛇纹石的分散机理研究

通过红外光谱、分散度、ζ电位及吸附量测定, 研究了六偏磷酸钠对蛇纹石表面性质的影响, 并利用DLVO 理论就六偏磷酸钠对蛇纹石的分散行为进行解释。研究结果表明:六偏磷酸钠在蛇纹石表面的吸附量较小, 但六偏磷酸钠作为高分子化合物, 仍足以增大蛇纹石表面电位的绝对值, 提高了粒间静电排斥作用能, 这应是六偏磷酸钠分散蛇纹石的主要作用形式。     

石英与蛇纹石异相凝聚及其对黄铁矿浮选的影响

通过单矿物和人工混合矿的浮选试验、Zeta电位测试、吸附量测试,研究了蛇纹石和石英异相凝聚的机理,以及对黄铁矿浮选的影响,以进一步探索多种矿物的体系中,蛇纹石对硫化矿物浮选影响的主要原因。结果表明:通过添加石英,可以恢复黄铁矿对捕收剂的吸附量,减弱蛇纹石的不良影响,不同粒级的石英与蛇纹石的异相凝聚作用强弱不同,粒级越细的石英,与蛇纹石的异相凝聚作用越强。     

六偏磷酸钠在镍黄铁矿/蛇纹石浮选体系的作用研究

通过矿物浮选试验、动电位测试及Zeta电位分布、扫描电镜观测等研究手段,考察了六偏磷酸钠在蛇纹石/镍黄铁矿浮选分离体系中的作用,分析了六偏磷酸钠对矿物颗粒间的分散作用机理.结果表明,在镍黄铁矿/蛇纹石浮选体系中,蛇纹石的存在降低了镍黄铁矿的回收率,而加入六偏磷酸钠使镍黄铁矿的浮选环境得到改善,回收率上升.机理研究表明:...     

柠檬酸在蛇纹石/镍黄铁矿浮选分离中的作用

通过浮选实验、沉降实验、吸附量实验、Zeta电位测试和DLVO理论计算,考察柠檬酸在蛇纹石/镍黄铁矿浮选分离中的作用,分析柠檬酸的作用机理。结果表明：在弱碱性pH条件下,蛇纹石的加入降低了镍黄铁矿的回收率,而柠檬酸处理后的蛇纹石不会影响镍黄铁矿的浮选。机理分析表明：蛇纹石与镍黄铁矿表面带有相反电荷,能通过静电作用罩盖在黄镍铁矿表面,影响其浮选;柠檬酸能够溶解蛇纹石表面荷正电的镁离子,使蛇纹石表面电位发生变化,此时,蛇纹石与镍黄铁矿之间存在较强的排斥作用,从而减弱蛇纹石在镍黄铁矿表面的附着,消除其对镍黄铁矿的抑制作用。     

微细粒石英对萤石浮选特性的影响研究

通过萤石和石英的纯矿物浮选试验、二者质量比为1∶1的人工混合矿浮选试验、表面电位分析和药剂吸附量测定,系统地研究了油酸钠浮选体系中微细粒石英对萤石浮选效果的影响。结果表明,在pH=6时,石英颗粒表面荷负电,萤石颗粒表面荷正电,二者易发生异相凝聚,降低油酸钠在萤石颗粒表面的吸附,造成浮选指标下降;氟硅酸钠能够有效抑制石英;六偏磷酸钠通过调节矿物表面电位,可改善萤石-石英体系分散程度,提高浮选指标。萤石与石英的人工混合矿矿浆在六偏磷酸钠、氟硅酸钠和油酸钠浓度分别为3×10~(-5)、2×10~(-5)和6×10~(-5)mol/L时,浮选精矿萤石品位达97.10%、回收率为60.80%。     

六偏磷酸钠对蛇纹石作用机理分析

通过浮选试验、Zeta电位测试、DLVO理论计算等方法研究了六偏磷酸钠对蛇纹石浮选行为及表面性质的影响。浮选试验结果表明,蛇纹石可浮性较差,六偏磷酸钠可很好地抑制蛇纹石上浮。机理分析表明,六偏磷酸钠通过与蛇纹石表面Mg2 作用吸附于蛇纹石表面,并使其更加亲水,从而达到抑制效果。DLVO理论计算结果表明,六偏磷酸钠可改变蛇纹石微粒的分散状态。      

细粒硫化铜矿与易泥化钙镁矿物的浮选分离

承德某硫化铜矿铜品位仅为0.44%,脉石矿物主要为蛇纹石及方解石等钙镁矿物。针对黄铜矿粒度细、脉石矿物易泥化而导致黄铜矿分选效率低的特点,采用"一段脱泥-二段分级分选"的工艺流程,并使用酸化水玻璃作为脉石矿物的主要抑制剂,进行了硫化铜矿选矿试验,取得精矿品位13.97%,回收率82.98%的良好分选指标。通过对矿石的扫描电子显微镜(SEM)分析、单矿物Zeta电位及润湿接触角的测定,表明黄铜矿与蛇纹石及方解石的异相凝聚是其难选的主要原因。酸化水玻璃可以显著降低蛇纹石及方解石的表面动电位,在p H=7~9的浮选区间内使其电位由正变负,消除与黄铜矿的异相凝聚;酸化水玻璃中最具活性的硅酸胶粒可强烈吸附在蛇纹石及方解石表面,增强其亲水性,从而有利于与黄铜矿的浮选分离。     

新型捕收剂的合成及其对攀西钛铁矿的浮选性能

以脂肪酸、醇胺有机物以及有机酸酐等为原料, 经酰胺化、酯化和磺化合成了一类共3种新型捕收剂。通过单矿物和人工混合矿浮选试验研究了其浮选性能。结果表明, 当3种捕收剂用量大于60 mg/L时, 在较广泛的pH范围内对钛铁矿的回收率均超过80%, 对钛辉石的回收率只有20%左右; 对于品位为20.54%的人工混合矿, 在不添加任何抑制剂的条件下一次粗选精矿品位为40%。通过红外光谱分析和动电位测试手段研究了新型捕收剂在钛铁矿和钛辉石表面的作用机理。捕收剂在钛铁矿表面既有物理吸附也有化学吸附, 以化学吸附为主; 而捕收剂在钛辉石表面的吸附较弱, 从而可以实现钛铁矿和钛辉石的有效分离。     

聚丙烯酸钠对蛇纹石浮选的影响及其机理

通过浮选实验、Zeta电位测试、红外光谱分析和SEM-EDS分析等方法,系统地研究了聚丙烯酸钠（PAAS）对蛇纹石浮选行为及其表面性质的影响,并探讨其机理。浮选结果表明,添加抑制剂聚丙烯酸钠能有效抑制蛇纹石上浮,在加入24.7 mg/L的聚丙烯酸钠后,蛇纹石的浮选回收率由36%下降到10%;Zeta电位测试结果表明,聚丙烯酸钠能够显著降低蛇纹石的表面电荷;红外光谱和SEM-EDS分析结果表明聚丙烯酸钠在蛇纹石表面有明显的化学吸附。机理研究分析表明,聚丙烯酸钠通过与蛇纹石表面上的Mg2+作用对蛇纹石产生絮凝作用,改变蛇纹石颗粒的分散状态,从而实现对蛇纹石颗粒的有效抑制。      

硫化铅锌矿的新型硫抑制剂作用机理研究

硫化铅锌矿浮选过程常采用大量石灰抑制黄铁矿,造成矿浆pH过高、管道堵塞等问题,新型抑制剂HS-1替代部分石灰可实现铅锌硫的高效分离。为进一步完善HS-1与方铅矿、闪锌矿及黄铁矿的作用机理,基于纯矿物浮选试验结果,开展了HS-1抑制机理研究。结果表明：①矿浆pH=10时,以乙硫氮+丁铵黑药（物质的量之比2∶1）为组合捕收剂、HS-1为抑制剂,能有效抑制黄铁矿,部分抑制闪锌矿,而对方铅矿浮选行为基本无影响;②抑制剂HS-1对捕收剂在方铅矿表面的吸附几乎没有影响,减少了乙硫氮+丁铵黑药在闪锌矿表面的吸附量,能有效抑制组合捕收剂在黄铁矿表面的吸附量。③在pH=10时,HS-1和组合捕收剂先后与3种纯矿物作用后,矿物表面均出现了HS-1的红外特征吸收峰,方铅矿表面捕收剂的特征吸收峰无明显变化,闪锌矿及黄铁矿表面捕收剂的吸收特征峰消失,说明HS-1有效抑制了捕收剂在黄铁矿的吸附,并对闪锌矿产生一定抑制作用。     

低碱下氯化氨抑制铜活化黄铁矿浮选机理研究

通过单泡浮选、吸附量测定、X射线光电子能谱(XPS)分析以及溶液化学计算研究了低碱环境下氯化铵抑制黄铁矿硫酸铜活化浮选的机理。单矿物和混合矿浮选结果表明,低碱条件下氯化铵能够有效抑制黄铁矿的铜活化浮选、提高锌硫分离效果。黄铁矿表面产物分析以及溶液化学计算结果表明,氯化铵抑制黄铁矿的铜活化浮选主要通过以下两个途径实现:在低碱性环境下,加入氯化铵后产生的酸碱缓冲对NH3-NH4+能够维持体系pH值,从而维持黄铁矿表面的羟基化程度,使黄铁矿被亲水抑制;NH3(aq)与Cu2+发生配合反应生成铜氨配合物的趋势很大,其能够与黄铁矿表面竞争消耗铜离子,削弱黄铁矿表面的铜离子吸附活化过程。为实现低碱锌硫浮选分离工艺提供了新思路,为在工业中实现低碱锌硫分离工艺奠定了理论基础。     

黄铁矿低温浮选试验及机理分析

我国高寒地区硫化矿资源丰富,由于冬季和夏季矿浆温差大,技术经济指标出现明显的季节性波动,甚至导致冬季停产。基于此,论文以黄铁矿为研究对象,通过单矿物浮选试验研究不同低温条件（0~23℃）下黄铁矿的浮选行为,并检测了Zeta电位、黄药的吸附量及溶液的表面张力。结果表明:黄铁矿回收率随着捕收剂和起泡剂用量的增加而增大;同等药剂用量下,随着温度的降低,黄铁矿回收率大幅下降;同步添加捕收剂和起泡剂,可以显著提升黄铁矿回收率;在强酸性条件下,黄铁矿可浮性最好,温度影响较小,随着pH值增大,黄铁矿回收率下降,低温具有明显的协同抑制作用;温度降低,黄铁矿的Zeta电位增大,零电点向右偏移;丁黄药在黄铁矿表面的吸附量下降,溶液的表面张力增大,不利于黄铁矿浮选。提高矿浆溶液酸度,或者增加捕收剂和起泡剂用量可有效改善温度对浮选的影响。      

The effect of PAX/CMC addition order on chlorite/pyrite separation

Addition order of both PAX (potassium amyl xanthate) and CMC (carboxymethyl cellulose) was investigated to separate pyrite from chlorite. The investigation included both flotation and adsorption tests. The flotation results showed that CMC can depress the flotation of chlorite but was found not to be selective against pyrite. When pyrite was conditioned initially with PAX before CMC it was found that the CMC slightly depressed pyrite flotation. The depression effect of CMC on pyrite was significantly higher when pyrite was conditioned first with CMC before PAX. Flotation of chlorite was not influenced by order of addition of CMC and PAX. Adsorption tests showed that CMC and PAX compete in adsorbing on pyrite and the adsorption density of PAX decreases in the presence of the pre-adsorbed layer of CMC. PAX was found not to adsorb onto chlorite irrespective if chlorite was conditioned initially with or without CMC. Therefore there was no competitive adsorption on chlorite surface between PAX and CMC. PAX can assist to protect the pyrite surface when conditioned initially first and allow the benefits of CMC depression for chlorite.     

Selective chalcopyrite flotation from pyrite with glycerine-xanthate as depressant

Micro-flotation tests, adsorption, electrokinetic and FTIR measurements were carried out in order to investigate the selective depression mechanism of sodium glycerine-xanthate (SGX) on pyrite in chalcopyrite flotation. The flotation results showed a large difference in chalcopyrite (>85%) and pyrite (<30%) recovery as stirred pulp-mixing with SGX before the addition of collector sodium butyl xanthate (SBX), at the range of pH 7–10. A much stronger adsorption of SGX on pyrite than chalcopyrite was dramatically revealed by zeta potential measurements, which can explain the better floatability of chalcopyrite than pyrite. The adsorption of SBX onto pyrite was depressed intensely while that onto chalcopyrite was affected slightly when SGX was used as depressant, because of more stronger adsorption between SGX and SBX occurring onto the pyrite surfaces. The absorbed amount of SGX on chalcopyrite increases slightly, over the pH range from 3 to 12, while that on pyrite increases rapidly with the increased SGX concentration, which is consistent with the flotation results. FTIR reflection spectroscopic measurements further demonstrated the depression effect of pre-absorbed SGX on SBX adsorption, which is attributed to its hydrophilic hydroxyl groups.