EPE型双亲嵌段共聚物强化油酸钠浮选分离萤石 与微细粒石英

通过对萤石和微细粒石英进行纯矿物浮选试验、人工混合矿浮选试验、Zeta电位分析、红外光谱分析及油酸钠吸附量测定,系统地研究了在油酸钠浮选体系中EPE型双亲嵌段共聚物F-127对微细粒石英和萤石的人工混合矿浮选速率的影响。结果表明：油酸钠对萤石具有良很好的捕收效果,对石英无捕收效果;F-127具有一定的起泡功能,因而能显著加快萤石纯矿物的上浮;微细粒石英易与粗粒萤石发生异相凝聚,F-127通过改善矿浆的分散程度,可促进微细粒石英从粗粒萤石表面解吸下来,从而改善萤石与石英的浮选分离效果。     

EPE型双亲嵌段共聚物强化油酸钠浮选分离萤石与微细粒石英

通过对萤石和微细粒石英进行纯矿物浮选试验、人工混合矿浮选试验、Zeta电位分析、红外光谱分析及油酸钠吸附量测定，系统地研究了在油酸钠浮选体系中EPE型双亲嵌段共聚物F-127对微细粒石英和萤石的人工混合矿浮选速率的影响。结果表明：油酸钠对萤石具有良很好的捕收效果，对石英无捕收效果；F-127具有一定的起泡功能，因而能显著加快萤石纯矿物的上浮；微细粒石英易与粗粒萤石发生异相凝聚，F-127通过改善矿浆的分散程度，可促进微细粒石英从粗粒萤石表面解吸下来，从而改善萤石与石英的浮选分离效果。     

磁化水对萤石浮选的影响机理研究

在油酸钠体系下进行萤石纯矿物浮选试验。探究pH值、捕收剂用量、磁化水时间对萤石浮选回收率的影响。通过zeta电位、吸附量和红外光谱等检测来分析磁化水对萤石浮选的影响机理。结果表明,在pH值为5~9,油酸钠浓度为1.4×10~(-4) mol/L的条件下,萤石纯矿物具有良好的可浮性。浮选用水磁化后萤石回收率提高了0.49%~3.14%,且磁化处理对不同pH值条件下的萤石浮选影响表现出差异性,影响程度大小为:pH=9p H=8pH=5pH=6.86。磁化水后,萤石矿表面电位发生改变,油酸钠体系下的萤石表面电位降低幅度更大。磁化促进了油酸钠在萤石表面的吸附,吸附量增加了2.4%~20.1%。但水磁化前后萤石矿物表面吸附产物谱图没有明显变化。     

抑制剂马来酸-丙烯酸共聚物在浮选分离重晶石与萤石中的作用及机理

研究了油酸钠体系下抑制剂马来酸-丙烯酸共聚物(PMAA)在浮选分离重晶石与萤石中的作用与机理。单矿物浮选试验结果表明，油酸钠对重晶石与萤石均具有很好的捕收性能，PMAA对萤石具有显著的选择性抑制作用；人工混合矿浮选结果证实了油酸钠体系下PMAA能实现重晶石与萤石的分离。Zeta电位测试结果表明，PMAA能阻碍油酸钠在萤石表面吸附，但不能阻碍油酸钠在重晶石表面吸附；XPS分析结果表明，PMAA在重晶石表面没有发生有效吸附，但PMAA能通过其分子中的羧基与萤石表面钙离子作用，在萤石表面发生化学吸附，从而实现油酸钠浮选重晶石过程中对萤石的选择性抑制。     

不同抑制剂对萤石与方解石浮选分离影响

通过单矿物浮选试验研究了腐殖酸钠、单宁酸和六偏磷酸钠对方解石和萤石浮选的影响。单矿物试验结果表明,以单宁酸为抑制剂的浮选体系下,萤石和方解石浮选差异最大。人工混合矿试验结果表明,使用单宁酸能够实现萤石和方解石浮选分离。吸附量测试表明,单宁酸在方解石表面的吸附量要多于在萤石表面吸附量,这是单宁酸对方解石抑制作用强而对萤石抑制弱的主要原因。     

油酸钠体系中磁化处理对萤石浮选行为的影响

为了了解油酸钠体系中磁化处理对萤石浮选行为的影响，开展了磁化油酸钠、磁化浮选用水和磁化矿浆情况下的萤石纯矿物浮选试验，并对萤石表面油酸钠的吸附量和Zeta电位进行了研究。结果表明：①在pH=8，油酸钠浓度为1.07×10-4 mol/L，磁场强度为200 mT，油酸钠磁化时间为10 min，水和矿浆均磁化30 min情况下的萤石纯矿物浮选试验的回收率分别为94.48%、93.07%、91.48%，相对于未磁化条件下，回收率分别提高了7.60、6.19、4.60个百分点；同时磁化处理能有效降低油酸钠的用量，且加快萤石的浮选速率，降低选别成本。②磁化油酸钠、水和矿浆均能增大萤石表面的油酸钠吸附量，磁化油酸钠后的吸附量增长最显著，其次是磁化水。磁化处理均能使萤石表面的Zeta电位发生负移，说明磁化处理促进了油酸根离子在萤石表面的吸附。③在人工混合矿浮选试验中，磁化促进了萤石的上浮，未磁化、磁化矿浆、磁化水和磁化油酸钠条件下，萤石精矿品位分别为94.57%、94.70%、94.75%、95.94%，萤石回收率分别为86.60%、89.89%、93.01%、95.35%；磁化矿浆、磁化水和磁化油酸钠相对于未磁化条件下，萤石的回收率分别提高了3.29、6.41和8.75。     

油酸钠体系中磁化处理对萤石浮选行为的影响

为了了解油酸钠体系中磁化处理对萤石浮选行为的影响，开展了磁化油酸钠、磁化浮选用水和磁化矿浆情况下的萤石纯矿物浮选试验，并对萤石表面油酸钠的吸附量和Zeta电位进行了研究。结果表明：①在pH=8，油酸钠浓度为1.07×10-4 mol/L，磁场强度为200 mT，油酸钠磁化时间为10 min，水和矿浆均磁化30 min情况下的萤石纯矿物浮选试验的回收率分别为94.48%、93.07%、91.48%，相对于未磁化条件下，回收率分别提高了7.60、6.19、4.60个百分点；同时磁化处理能有效降低油酸钠的用量，且加快萤石的浮选速率，降低选别成本。②磁化油酸钠、水和矿浆均能增大萤石表面的油酸钠吸附量，磁化油酸钠后的吸附量增长最显著，其次是磁化水。磁化处理均能使萤石表面的Zeta电位发生负移，说明磁化处理促进了油酸根离子在萤石表面的吸附。③在人工混合矿浮选试验中，磁化促进了萤石的上浮，未磁化、磁化矿浆、磁化水和磁化油酸钠条件下，萤石精矿品位分别为94.57%、94.70%、94.75%、95.94%，萤石回收率分别为86.60%、89.89%、93.01%、95.35%；磁化矿浆、磁化水和磁化油酸钠相对于未磁化条件下，萤石的回收率分别提高了3.29、6.41和8.75。     

褐铁矿与石英正浮选分离及其机理研究

研究了褐铁矿与石英的正浮选分离及铁离子的影响。结果表明:油酸钠是褐铁矿与石英分离的良好捕收剂,铁离子对石英的浮选有强烈活化作用,而对褐铁矿可浮性基本无影响。在pH为7~9范围内,六偏磷酸钠可消除铁离子对石英可浮性的影响,而对褐铁矿可浮性影响不大。以六偏磷酸钠为调整剂,在油酸钠用量63 mg/L、六偏磷酸钠用量90 mg/L、pH=8.5的条件下,进行褐铁矿与石英的人工混合矿正浮选分离试验,TFe回收率可达90%以上,且混合原矿的TFe含量由28.64%提高到52%。机理研究表明:铁离子使得石英表面电位由负变为正,促进了油酸根在石英表面的吸附。六偏磷酸钠消除铁离子对石英的影响是因为其与铁离子发生络合作用,消除铁离子对石英表面电位的影响。      

CTAB与油酸钠混合捕收剂浮选分离磁铁矿与角闪石的研究

采用油酸钠(NaOL)与十六烷基三甲基溴化铵(CTAB)混合捕收剂进行磁铁矿与角闪石的浮选分离研究。分别考察了单一捕收剂CTAB、NaOL和混合捕收剂对单矿物和人工混合矿浮选的影响,借助Zeta电位、FTIR对捕收剂与矿物表面的吸附机理进行了研究。矿物浮选试验结果表明:在pH=5.5,CTAB与油酸钠的摩尔比为2∶1的条件下,混合捕收剂较单一捕收剂具有更好的选择性。Zeta电位和红外光谱结果表明,单一捕收剂CTAB和油酸钠分别以物理吸附与化学吸附的形式吸附在矿物表面,混合捕收剂中油酸钠的存在一定程度上抑制了CTAB在磁铁矿表面的吸附,但不影响CTAB在角闪石矿物表面的吸附。     

新型捕收剂EA-715浮选分离白钨矿的行为及 作用机理研究

通过浮选试验、动电位和红外光谱测定, 详细考察了新型捕收剂EA-715对白钨矿、方解石、萤石和石英的浮选行为及其作用机理。单矿物浮选试验表明, 在适当的药剂制度下, EA-715可有效分离白钨矿与脉石矿物。人工混合矿一次浮选可获得WO₃品位61.82%、回收率88.63%的白钨精矿。动电位和红外光谱测定表明, EA-715在白钨矿、萤石和方解石表面以化学吸附为主, 在石英表面以物理吸附为主。     

Mg2+对油酸钠捕收石英的活化机理研究

石英矿物中常伴生有Mg²⁺,为了解Mg²⁺对油酸钠浮选石英的影响,进行了石英纯矿物浮选试验,并采用Zeta电位测试、溶液化学计算和红外光谱分析方法对Mg²⁺活化石英的机理进行了研究。结果表明：①在没有Mg²⁺存在的情况下,油酸钠对石英没有捕收能力;当矿浆pH=10.5,Mg²⁺浓度为3.75×10^-4 mol/L,油酸钠浓度为6.25×10^-4 mol/L时,石英的浮选回收率可达92.40％。②Zeta电位分析表明,吸附在石英表面的Mg2+是油酸钠吸附的活性位点,因而Mg²⁺对油酸钠浮选石英有活化作用。③溶液化学分析表明,Mg²⁺活化石英的有效成分为MgOH⁺。④红外光谱分析表明,有Mg²⁺存在的情况下,油酸钠才能吸附到石英颗粒表面。     

萤石与金云母浮选分离研究

研究了萤石和金云母纯矿物、混合矿和实际矿石的浮选行为。纯矿物浮选试验结果表明:在中性至弱碱性条件下,油酸钠能很好地浮选萤石,而对金云母几乎不浮;混入难免金属离子Fe3+和Al3+后,萤石被抑制而金云母被活化,采用碳酸钠和硫化钠作为调整剂,可以改善萤石与金云母的浮选分离。当pH值为10.0、硫化钠和油酸钠的浓度分别为2.0×10-3mol/L和3.0×10-5mol/L时,能较好地分离萤石和金云母的人工混矿;对含萤石22.27%、金云母75%的实际矿石,采用药剂制度为Na2CO310.00 kg/t、Na2S 20.00 kg/t、油酸钠0.13 kg/t,进行1段粗选得到萤石粗精矿含CaF255.40%、回收率为88.01%。     

油酸钠或十二胺体系中菱镁矿及其伴生矿物的浮选特性

为了给低品级菱镁矿矿石的选矿提纯提供参考,通过单矿物浮选试验考察了捕收剂油酸钠和十二胺用量、矿浆pH以及调整剂六偏磷酸钠和水玻璃对菱镁矿及其伴生矿物白云石、蛇纹石、滑石、石英可浮性的影响。根据试验结果,指出可以采取先在自然pH条件下通过十二胺反浮选除去石英、滑石和部分白云石,再在pH=11并添加适量六偏磷酸钠条件下通过油酸钠正浮选将菱镁矿与蛇纹石和剩余白云石分离的方法来有效降低菱镁矿矿石中杂质伴生矿物的含量。     

铝离子对油酸钠浮选石英的影响及作用机理

为了揭示铝离子对油酸钠浮选石英的影响,并探讨影响机理,以0.038～0.074 mm的石英纯矿物为研究对象,进行了油酸钠浮选石英试验,并从Zeta、溶液化学和红外光谱分析角度对影响机理进行了分析。结果表明：①在无Al³⁺活化的情况下,油酸钠对石英没有捕收能力;Al³⁺过量会消耗油酸钠,进而影响对石英的捕收。②在有Al³⁺活化的情况下,油酸钠适宜在偏碱性矿浆中捕收石英,提高油酸钠的用量有利于石英浮选回收率的提高。③在矿浆pH=8,Al³⁺浓度为3×10^-4 mol/L,油酸钠浓度为6.25×10^-4 mol/L情况下,石英的浮选回收率可达93.4%。④未加入Al³⁺时石英在pH=2.0～12.0时表面带负电,因而阴离子捕收剂油酸钠不能使石英上浮;Al³⁺的活化使石英表面的Zeta电位明显上升,大约在pH=3.8～9.2时石英表面的Zeta电位为正值,石英表面吸附的Al³⁺成为石英吸附油酸钠的活性点,从而提高了石英的可浮性。⑤石英浮选回收率较高时溶液中Al³⁺主要赋存状态是Al(OH)_3（S）,铝离子羟基络合物的含量很低,说明Al(OH)₃沉淀是活化石英的主要成分。⑥石英+油酸钠的红外光谱曲线与石英的红外光谱曲线相似,只是吸收峰的强度有所减弱,出现的也仅为Si-O键的特征峰。石英+Al³⁺+油酸钠的红外光谱曲线上新出现了-CH₂-的伸缩振动吸收峰和弯曲振动吸收峰,以及-CH₃和-C=O-的伸缩振动吸收峰,这些都是油酸根的特征峰,说明油酸根在石英表面发生了吸附。     

油酸钠体系中微细粒胶磷矿的浮选行为

通过单矿物浮选试验考察了油酸钠体系中微细粒胶磷矿的可浮性,并比较了六偏磷酸钠、硅酸钠、焦磷酸钠、淀粉、腐植酸钠这5种抑制剂对微细粒胶磷矿的抑制效果。试验结果表明：油酸钠浮选微细粒胶磷矿的适宜条件应为矿浆温度45 ℃、用NaOH调节矿浆pH=10、油酸钠用量6×10-4 mol/L;5种抑制剂对微细粒胶磷矿抑制能力的强弱排序为腐植酸钠＞六偏磷酸钠＞淀粉＞焦磷酸钠＞硅酸钠。     

石英粉去除铝、钾、钠的研究

采用浮选法和超声波酸浸法去除石英粉中的铝、钾、钠杂质,用原子吸收分光光度计分析经浮选和酸浸处理的样品中铝、钾、钠杂质的含量。结果表明,较佳的除杂工艺参数是:在pH=2,十八胺浓度范围为8.0×10-7～8.0×10-6mol/L,十二烷基磺酸钠的浓度为4×10-6mol/L时浮选;浸出的混合酸为18%的盐酸和2%的氢氟酸,浸出温度为50℃,超声波酸浸处理1h。在此条件下,可使石英中铝含量从128×10-6下降到14×10-6,钠含量从114.7×10-6下降到1.2×10-6,钾含量从8.6×10-6下降到0.4×10-6,达到高纯石英砂的标准。     

油酸钠体系下SiO2-3对白云母的抑制机理研究

为研究油酸钠体系下SiO2-3对白云母浮选行为的作用机理,采用浮选溶液化学、ζ 电位、EDS和FTIR等方法对白云母样品进行了表征.结果表明,在矿浆pH值为6、油酸钠浓度为9.20×10-4 mol/L、SiO2-3浓度为3.53×10-5 mol/L的条件下,白云母仅有0.10%的回收率,SiO2-3可明显降低白云母的可浮性.     

硅酸钠对细粒萤石和石英的分散作用机理

针对细粒萤石浮选体系中存在的异相凝聚问题,通过沉降试验、光学显微镜镜下观察、Zeta电位测定、DLVO理论计算及相关溶液化学计算研究了硅酸钠对细粒萤石和石英的分散作用及机理。结果表明,在pH值6~12范围内,萤石分散性能随着pH值增加而逐渐降低,石英保持较好分散状态,混合矿异相团聚现象较明显; 添加硅酸钠可通过SiO(OH)₃^-降低萤石和石英表面电位,增强颗粒间静电排斥力,维持石英分散状态,提高萤石和混合矿的分散性能。上述所有分散体系都符合DLVO理论模型。     

六偏磷酸钠抑锌浮铜分选过程中的微量热动力学机理

在单矿物浮选试验的基础上,结合微量热法和吸附量测试研究了六偏磷酸钠对黄铜矿和闪锌矿的作用效果,旨在从热动力学角度阐释六偏磷酸钠的抑制作用机理,为铜锌硫化矿的高效浮选分离提供依据。浮选试验结果表明：pH=9时,浓度为2×10-4 mol·L-1的六偏磷酸钠对黄铜矿与Cu2+活化后的闪锌矿有较好分离效果,与不添加六偏磷酸钠相比,黄铜矿浮选回收率由95.15%小幅降至90.77%,而Cu2+活化后的闪锌矿浮选回收率则由85.13%大幅降低至28.51%。微量热测试结果表明,乙硫氮在黄铜矿和Cu2+活化后的闪锌矿表面吸附过程的表观活化能分别为36.95 kJ·mol-1和57.28 kJ·mol-1,经六偏磷酸钠作用后,乙硫氮在两种矿物表面吸附的表观活化能分别升高了13.07%,37.08%,而表观活化能差值则显著升高了80.72%。这表明乙硫氮更容易在黄铜矿表面吸附,六偏磷酸钠可以显著增大了乙硫氮在Cu2+活化后的闪锌矿表面的吸附难度,而对乙硫氮在黄铜矿表面的吸附影响较小,从而扩大两者的可浮性差异,吸附量测试结果也支持了这一结论。