油酸钠在微细粒白钨矿浮选中的作用

通过浮选试验、吸附量测试、zeta电位测试和沉降试验,研究油酸钠对微细粒白钨矿浮选的影响。结果表明,粒度对白钨矿的浮选行为影响较大,细粒级白钨矿浮选回收率低于粗粒级白钨矿。油酸钠是白钨矿的适宜捕收剂,随油酸钠用量增多,细粒级白钨矿回收率增加。油酸钠能在白钨矿表面吸附,增大白钨矿表面接触角的同时促进细粒级白钨矿的团聚,使细粒级白钨矿表观粒度增大,回收率增加。     

超声波对水玻璃和油酸钠体系下方解石的可浮性影响研究

论文研究了超声处理对水玻璃/油酸钠体系下受抑制方解石可浮性的影响,并探索了超声波的作用机理。试验结果表明：在超声波清洗机功率150 W、频率40 kHz、超声处理时间20 min的条件下,方解石的浮选回收率可由7.5%大幅提高到82.1%。超声处理会降低矿浆pH值、提高矿浆整体温度,但变化范围不影响方解石可浮性。超声条件下提高超声波清洗机水介质温度对改善方解石的可浮性有协同作用。在超声波清洗机功率150 W、频率40 kHz、超声时间10 min、水介质温度70 ℃条件下,方解石的浮选回收率可达86.2%。超声作用会选择性地弱化水玻璃对方解石的抑制效果,但不影响油酸钠对方解石的捕收效果。超声处理能促进方解石表面吸附的水玻璃溶解,而对方解石表面吸附的油酸钠影响不大。     

The flotation separation of scheelite from calcite using acidified sodium silicate as depressant

The flotation separation of scheelite from calcite using sodium oleate as collector and acidified sodium silicate as depressant has been studied. The results show that sodium oleate has collecting ability to both scheelite and calcite and the flotation separation of scheelite from calcite cannot be realized if collector is used only. The depressant acidified sodium silicate has selective depression effect on calcite and the optimum ratio of sodium silicate to oxalic is 3:1. The use of acidified sodium silicate as depressant can achieve the flotation separation of scheelite from calcite. Infrared studies and zeta potential measurements showed that the pre-adsorption of acidified sodium silicate interferes with the adsorption of sodium oleate on calcite surface while does not interfere with its adsorption on scheelite surface.     

组合捕收剂对某石英型萤石矿的浮选试验研究（增刊）

江西某石英型萤石矿,其中大部分萤石与石英紧密连生,造成单体解离困难,从而影响矿物选别指标。化学多元素分析结果表明,矿石中CaF2品位为67.86%,SiO2、CaO、Al2O3含量较高,分别为19.04%、5.91%和3.32%。这表明矿石中脉石以石英和硅酸盐矿物为主,其他成分含量较少。本文探究了油酸钠（NaOl）和叔十二烷基硫醇（TDM）组合捕收剂对该石英型萤石矿的浮选效果,并对捕收剂进行了表面张力测定。浮选结果表明,组合捕收剂在矿浆pH为9.5,油酸钠和叔十二烷基硫醇摩尔比为8:2时,对萤石的浮选指标最好,通过1粗4精3扫全闭路浮选流程可获得CaF2品位为94.06%,回收率为99.55%的高品级萤石精矿。捕收剂的表面张力测试表明,组合捕收剂的CMC值略小于油酸钠,且在气—液界面的分子排列紧密度高于油酸钠。因此,相比于油酸钠来说,组合捕收剂可以更好的改变矿物表面的疏水能力。上述研究成果可为嵌布粒度细的石英型萤石矿的有效回收利用提供技术支持。     

改性水玻璃在含高岭土复杂萤石浮选中的综合应用

河北某萤石矿中萤石与石英嵌布粒度细,共生关系复杂并含有高岭土,品位低、氧化程度高。生产中采用常规的高碱度水玻璃进行石英抑制,生产技术指标较差,严重影响企业的生存与发展。由于浮选尾矿碱度高,水玻璃等分散剂SS含量高达5 000～7 000 mg/L,回用时又会导致生产指标的恶化。针对上述问题,试验采用两段磨矿,中矿集中返回再磨的流程,精矿浮选流程中抑制剂改用改性水玻璃,有效抑制了细粒石英、长石等细粒脉石矿物。同时,在改性水玻璃的综合作用下,实现了尾矿水SS的快速沉淀,尾矿水可有效返回利用,不会对选矿指标造成影响,最终获得了CaF₂品位为97.27%、SiO₂含量为1.5%、CaF₂回收率为77.68%的萤石精矿产品,提高了精矿质量,为该选厂的实际生产提供了技术支持。     

酸化水玻璃对萤石与方解石浮选分离作用研究

研究了不同pH的酸化水玻璃对萤石与方解石可浮性的影响规律。研究结果表明,酸化水玻璃的pH对药剂的抑制效果有重要影响,pH介于5.0~9.5的酸化水玻璃能有效抑制方解石,随着用量的增加抑制效果越强,在弱碱性的浮选区间内能很好地选择性抑制方解石,而强碱性和强酸性的酸化水玻璃对两种矿物的选择性抑制效果差。其作用机理可能为水玻璃与硫酸混合后,在弱碱性和弱酸性的溶液pH区间内更容易生成亲水性强的硅酸胶粒,可以选择性吸附在方解石表面上,实现萤石与方解石的浮选分离。     

新型捕收剂浮选锂辉石的作用机理研究

通过浮选试验、表面张力测试、Zeta电位以及红外光谱分析,考察了油酸钠(NaOL)、脂肪酸甲酯磺酸钠(MES)两种捕收剂及其组合对锂辉石的浮选性能及作用机理。结果表明:单一捕收剂在一定浓度下都能较好的浮选锂辉石,其中MES的捕收性能强于NaOL,组合捕收剂浮选效果明显优于单一捕收剂。捕收剂用量为200 mg/L,NaOL∶MES=5∶1摩尔比组合的浮选效果相对最佳。红外光谱研究表明NaOL在锂辉石表面是以化学吸附为主,MES则是以物理吸附为主,两种捕收剂组合后并没有生成新物质,而是由于锂辉石矿物表面为非均质体,同时不同活性质点间的差异使其具有选择性地吸附在不同位置的矿物表面。     

铁矿石浮选过程中矿物的交互影响及机理研究

复杂矿石浮选体系中矿物间会产生交互影响,研究了在油酸钠浮选体系中,不同粒级的磁铁矿、赤铁矿和石英的交互影响,并讨论了其机理。结果表明:-45+18μm粒级磁铁矿会显著降低赤铁矿的回收率,主要是因为微细粒级矿物消耗了大量捕收剂;-18μm粒级磁铁矿能够大幅度降低石英的回收率,其原因是-18μm粒级磁铁矿在石英粗颗粒表面发生了罩盖;不同粒级磁铁矿,对赤铁矿和石英混合矿浮选会有不同的影响,由于-106+18μm粒级磁铁矿被抑制进入浮选精矿,使浮选精矿铁品位略有提高,-18μm粒级磁铁矿降低浮选精矿铁品位与矿物罩盖有关。     

油酸钠与十二烷基苯磺酸钠复配对白钨矿浮选的强化及机理研究

通过浮选试验、动电位以及表面张力测定等方法研究了油酸钠(NaOL)与十二烷基苯磺酸(SDBS)复配对白钨矿浮选的强化作用。结果表明,NaOL与SDBS组合药剂的最佳添加顺序随矿浆p H值的改变而发生改变,在最佳的添加顺序下,NaOL与SDBS组合使用对白钨矿的捕收能力强于NaOL,而且还可消除或减弱方解石对白钨矿浮选的不利影响。机理研究表明,NaOL/SDBS组合药剂与白钨矿的相互作用强于NaOL与SDBS,且NaOL与SDBS之间存在相互作用,使NaOL/SDBS组合药剂的CMC小于NaOL与SDBS,这些是NaOL与SDBS复配强化白钨矿浮选的主要原因。     

响应曲面法优化赤铁矿絮凝体浮选行为研究

采用淀粉为絮凝剂对平均粒径为8 μm的赤铁矿纯矿物进行絮凝,形成平均粒径36.17 μm、絮凝体密度2.89g/cm3、絮凝体孔隙率49.12％、分形维数为1.90的絮凝体.根据Box-Behnken实验设计原理,采用响应曲面法建立pH值、捕收剂油酸钠用量、搅拌转速及三者之间交互作用对赤铁矿絮凝体回收率影响的多元回归方程,对实验结果进行了 ANOVA分析.在矿浆pH为7.76,油酸钠用量为132.22 mg/L,搅拌转速为1844 r/min,此条件下模型预测絮凝体回收率达到93.65％.通过赤铁矿浮选条件探究,得出其对絮凝体浮选的作用规律,为指导实践生产应用提供理论支撑.     

有机双膦酸对独居石浮选的作用机理研究

通过浮选试验、Zeta电位、红外光谱分析及溶液化学计算,研究了有机双膦酸对独居石浮选的作用机理.结果表明,独居石浮选的最佳条件为矿浆pH值为7和有机双膦酸用量为0.04 mmol/L.不同粒级浮选效果不同,细粒级独居石泥化严重,浮选效果较差.有机双膦酸水解产生的优势组分H2L2-和HL3-可与独居石矿物表面暴露的稀土离...     

超声处理对水玻璃和油酸钠体系中方解石浮选行为的影响及其机理研究

选用频率40 kHz的超声波,探究了不同超声功率以及不同超声处理时间对pH=8.0、水玻璃用量300 mg/L、油酸钠用量1.5×10^-4 mol/L的药剂体系中方解石浮选行为的影响;通过吸附量测定分析了方解石表面的油酸钠含量变化,借助XPS测试分析了方解石表面元素的变化,采用Zeta电位测试分析了方解石表面吸附药剂的变化。经超声频率40 kHz、功率150 W、超声时间15 min处理后,方解石浮选回收率可由无超声处理时的8.5%增加至82.7%。超声处理使方解石表面油酸钠吸附量增加、方解石表面Si2p含量减少、C1s含量增加、O1s分峰拟合图中水玻璃组分的峰面积减小、油酸钠组分的峰面积增大,方解石表面Zeta电位几乎无变化。超声处理能使水玻璃和油酸钠混合体系中受抑制方解石表面的水玻璃解吸,空出的吸附位点被油酸钠吸附,使得方解石可浮性显著提升。     

云南某萤石矿浮选试验研究

云南某萤石矿为石英硫化矿型萤石矿,脉石矿物主要为石英,其次为高岭石和少量黄铁矿等。针对该矿的矿石性质,以碳酸钠为调整剂,水玻璃和ADC为抑制剂,R703为捕收剂,采用预先脱硫,一次粗选、七次精选和中矿集中再选,再选精矿返回粗选的闭路工艺流程,可以获得高品位的萤石精矿,Ca F2品位为97.14%,Si O2和Ca CO3含量小于1.0%,Ca F2回收率为81.38%。     

某难选金矿高效浮选工艺可行性研究

某矿山矿石为微细粒蚀变岩型难选金矿。经过多年的建设、工艺优化和技术改造,浮选回收率由生产初期70%提高至81.57%。近年来,选矿指标难以有质的提升。为了提高该矿山的选矿指标,采用工艺矿物学研究结合工艺流程考察,总结分析选矿指标难以有效提升的主要原因是原矿金嵌布粒度微细、泥质矿物含量高,且旋流器底流金循环量大,造成微细粒金难以单体解离、已解离的单体目的矿物表面受到污染而随着浮选尾矿流失。通过开展闪速浮选+优先浮选+分支浮选高效浮选工艺可行性研究,有效解决了该矿山选矿厂矿石的过磨和欠磨问题,最终获得金精矿品位为38.84g/t、回收率为86.83%的浮选指标。结合该矿山选矿厂现有工艺流程和设备特点,进行选矿厂工艺技改可行性研究,通过高效浮选工艺技术改造,该选矿厂回收率可提高5.26%,年可新增产值880余万元。     

中低品位胶磷矿的选矿工艺研究

根据矿石的性质,采用正-反浮选流程或单一反浮选选别宜昌磷矿,工艺合理,产品质量较好,是开发利用该磷矿的一种新途径.     

低品位硫化铜镍矿的特性与浮选工艺研究

新疆哈密某低品位硫化铜镍矿石中含镍0.332%、含铜0.208%,目的矿物共生关系复杂、嵌布粒度细,矿石中含镁脉石矿物含量高、可浮性好。为了充分回收矿石中铜镍矿物并降低精矿中的MgO含量,以六偏磷酸钠和CMC作脉石矿物抑制剂,硫酸铜为活化剂,戊黄药、Y-89、丁胺黑药混合为捕收剂,采用"两粗三扫三精"的原则工艺流程,闭路试验获得铜镍混合精矿中镍品位为5.123%,镍回收率为77.80%;精矿中MgO含量为6.11%,达到了冶炼的要求。尾矿中的镍矿物多为不可浮的氧化镍和硅酸镍,工艺流程能较好地适合该矿石性质。     

国内某低品位重晶石矿的浮选试验研究

本文介绍了国内某低品位重晶石矿的选矿工艺研究,该重晶石原矿Ba SO4含量为63.79%。通过对该矿石性质的分析和浮选试验研究,确定了选别该重晶石的最佳浮选条件,在磨矿细度-0.074 mm 80%、p H值为8~9、水玻璃500 g/t、油酸钠800 g/t的浮选条件下,采用"一粗、二精、一扫、中矿顺序返回"的浮选闭路工艺流程,获得了品位为96.82%、回收率为92.66%的重晶石精矿,该精矿产品可满足化工级重晶石产品的要求,对该类型矿产资源的综合利用具有一定的参考价值。     

分支浮选在低品位镍矿中的应用研究

针对本试验镍矿石品位低、粒度细的特性,采用分支(两支)浮选工艺来提高入选矿石品位的流程对该矿石进行了深入研究。通过研究,采用新合成抑制剂GL-2,分支浮选闭路试验可获得镍精矿品位5.18%、回收率74.16%的较好指标,按硫化矿计回收率高达96.56%。在镍精矿品位保持基本不变的情况下,分支浮选比单支浮选药剂用量降低10%~34%不等,产率提高0.34%,回收率提高5.89%,效果较好,对同类型矿产资源的综合利用具有较好的推广应用价值。     

正交分析在某铁闪锌矿浮选试验中的应用研究

本文在某铁闪锌矿浮选试验研究中通过正交设计用较少的试验次数分析不同药剂用量对粗浮指标的影响,按其影响大小确定了硫酸铜和2号油对粗精矿指标的影响较大,石灰和丁黄药的作用较小。并确定粗选最佳药剂制度为：1000g/t石灰,500g/t硫酸铜,60g/t丁黄药,48g/t 2号油。在此基础上,进行闭路试验,最终获得了含Zn 45.23%的锌精矿,Zn回收率为95.96%。     

Pentlandite oxidation in the flotation of a complex nickel ore in saline water

Flotation of a low grade pentlandite ore containing large amounts of serpentine minerals from Western Australia was conducted with process water having high ionic strength. Nickel recovery was low in the flotation of both fine and coarse fractions. X-ray photoelectron spectroscopy (XPS) analysis indicated that oxidation occurred on both fine and coarse pentlandite particles. To reduce pentlandite oxidation, sodium hydrosulphide (NaHS) and dithionite (Na₂S₂O₄) were added during grinding. It was found that NaHS improved both pentlandite and serpentine mineral flotation and deteriorated pentlandite separation from serpentine, whilst Na₂S₂O₄ improved pentlandite flotation without affecting serpentine flotation and therefore increased pentlandite separation from serpentine.