微细粒钛铁矿的自载体浮选

研究了0～20μm微细粒钛铁矿浮选中的自载体作用及机理。结果表明:钛铁矿浮选中粗细粒交互作用受二者相对含量影响显著,粗粒载体比例达50%以上时体现出良好的自载体作用;在该浮选体系中,载体作用对载体粒度并不敏感,20～100μm粒级可不经分级直接作为载体;以载体浮选工艺处理攀枝花难处理微细粒钛铁矿实际矿石,与细粒矿物单独浮选相比,0～20μm粒级钛铁矿回收率由52.56%提高到61.96%。调浆前后的矿浆粒度分析及颗粒间相互作用计算表明,捕收剂在矿物表面吸附产生疏水力,从而使部分细粒粘附于载体,改善了矿浆粒度组成,优化了浮选环境。

Effect of surface dissolution on flotation separation of fine ilmenite from titanaugite

The influence of surface dissolution on flotation separation of fine ilmenite from titanaugite was investigated through infrared spectroscopic （FT-IR） analysis and X-ray photoelectron spectroscopy （XPS） test. The results show that surface dissolution in weak acid solution is helpful to enlarge the floatability difference between ilmenite and titanaugite. In weak acidic solution, as sodium oleate mainly interacts with Fe which results in ilmenite flotation, and surface dissolution is beneficial to its oxidation, the floatability of ilmenite after surface dissolution is increased; meanwhile, sodium oleate interacts with Ca and Mg which results in titanangite flotation, and the quantities of Ca and Mg on the surface of titanautite are decreased due to the surface dissolution, so the floatability of titanaugite after surface dissolution is depressed. For an ilmenite ore obtained from Panzhihua with TiO2 grade of 8.41%, flotation after surface dissolution treatment could increase TiO2 grade of rough concentrate from 26.7% to 31.73 %.

低品位菱镁矿浮选试验研究

针对辽宁某低品位菱镁矿,采用反-正浮选工艺进行了硅钙杂质脱除研究。其中,反浮选作业采用阳离子捕收剂BK428,主要脱除含硅脉石;正浮选作业采用阴离子捕收剂BK420,强化含钙脉石脱除。试验结果表明,采用上述工艺流程与药剂制度可以使MgO品位为43.52%,SiO2含量3.74%和CaO含量2.69%的原矿,获得MgO品位为47.02%的精矿,菱镁矿精矿中SiO2和CaO含量分别降低到0.29%和0.93%,MgO回收率为71.64%。达到了选矿除杂的目的。为综合利用菱镁矿资源打下基础。

从某超贫磁铁矿中浮选回收磷灰石试验研究

河北某超贫磁铁矿为岩浆岩型矿床,针对矿石中磷灰石结晶粒度粗、含量极低的矿石性质,开发出新型捕收剂BK420,可在较粗的磨矿细度下,从P2O5品位为1.22%的原矿,得到P2O5品位34.06%的精矿,回收率达到90.48%。该技术可在粗磨条件下实现磷灰石资源的高富集比、高利用率浮选,有利于超贫磁铁矿中磷灰石的经济高效回收。

某超贫磁铁矿中钛铁矿回收试验研究

河北某超贫磁铁矿中钛品位极低,为对其进行综合利用,本试验确定了"阶段磨矿、强磁—浮选"技术路线,即首先在较粗磨矿细度下进行钛铁矿的强磁选预富集,强磁粗精矿再磨后使用新型捕收剂BK426进行钛铁矿无抑制剂浮选。采用该技术,可以从TiO2品位为4.03%的超贫磁铁矿中得到TiO2品位45.48%、回收率为41.01%的钛铁矿精矿,较好地实现了超贫磁铁矿资源中钛资源的综合回收。

水玻璃在钛铁矿浮选中的作用

研究水玻璃对微细粒钛铁矿、钛辉石的抑制与分散性能,并通过动电位测定和红外光谱分析探讨其作用机理。结果表明:在pH=5.5～7.0的弱酸性环境下,水玻璃对钛铁矿与钛辉石的抑制表现出良好的选择性,这是因为水玻璃与钛辉石间的强烈作用阻碍油酸钠在钛辉石表面的吸附,起到抑制作用。红外光谱分析表明:水玻璃与钛辉石发生化学吸附,而在钛铁矿表面吸附较弱;在弱酸性条件下,由于钛铁矿与钛辉石表面带异相电荷而容易发生异相凝聚,添加水玻璃使二者表面电位均显负电性,矿粒间静电斥力迅速增大,从而减弱矿粒间的异相凝聚。

油酸钠对微细粒钛铁矿的捕收机理

以油酸钠为捕收剂,通过浮选实验、溶液化学计算、动电位和红外光谱检测研究了微细粒钛铁矿的可浮性及药剂与矿物的作用机理。结果表明:当油酸钠浓度为0.2mmol/L时,微细粒钛铁矿可浮性较好的pH值为4～10。油酸钠对钛铁矿的捕收作用主要由两方面因素控制:当pH值为4～6时,以油酸根离子与钛铁矿表面铁质点间发生化学作用为主,红外光谱分析显示作用产物为油酸铁;当pH值为6～10时,上述化学作用减弱,但油酸钠溶液中高表面活性组分离子-分子缔合物浓度增大,使钛铁矿保持了较好的可浮性。

pH对油酸钠在钛铁矿与钛辉石表面吸附的影响

通过热力学计算、X线光电子能谱及红外光谱测试,研究pH对油酸钠在钛铁矿与钛辉石表面吸附的影响。研究结果表明:钛铁矿在pH>5.5时都保持了较好的可浮性,钛辉石在pH为6～9和pH>10的条件下具有一定的可浮性;在酸性条件下,钛铁矿表面的Fe3+,Ca2+,Mg2+和Ti4+以及钛辉石表面的Fe3+,Ca2+,Mg2+和Al3+均能与油酸钠发生化学作用,其中钛铁矿表面的Fe2+在浮选过程中可以被氧化为Fe3+,成为矿物表面主要的活性吸附点,继而油酸根离子取代羟基生成油酸铁而吸附于矿物表面;钛辉石表面则以Ca2+和Mg2+与油酸根的化学作用为主。在碱性条件下,钛铁矿与钛辉石表面均主要以Ca2+和Mg2+为主与油酸钠作用。

水玻璃对菱锌矿与石英浮选分离的影响

通过单矿物浮选试验、ζ电位、吸附量测定及扫描电镜研究水玻璃对Ca2+存在体系下菱锌矿与石英浮选分离的机理。结果表明:pH为9.5-11时,Ca2+可以显著活化石英的浮选,并使水玻璃对菱锌矿的抑制作用增强,严重影响二者的分离;改变添加剂添加顺序,在矿浆中优先加入水玻璃,可以有效防止Ca2+在矿物表面的吸附,使捕收剂在矿物表面的吸附量差异增大,从而消除Ca2+对菱锌矿与石英浮选分离的影响。

六偏磷酸钠对菱锰矿与方解石浮选分离的影响

通过溶液化学计算、SEM-EDAX分析、ζ电位测试并结合浮选实验,以Na2CO3和六偏磷酸钠为调整剂,研究Ca2+存在体系中菱锰矿和方解石的浮选分离。结果表明:六偏磷酸钠对菱锰矿与方解石单矿物的浮选具有良好的选择性抑制作用,但在二者混合矿的浮选分离中,方解石溶出的Ca2+在调浆过程中可与Na2CO3反应生成CaCO3吸附在菱锰矿表面,使二者表面性质趋同,难以实现浮选分离;改变药剂添加方式,优先加入六偏磷酸钠络合溶液中的Ca2+,阻止其在菱锰矿表面吸附,避免菱锰矿表面性质改变,再加入Na2CO3调节矿浆pH,最终实现菱锰矿与方解石的浮选分离。

含硅抑制剂对钛辉石的抑制作用

研究了在油酸钠为捕收剂的浮选体系中,两种含硅抑制剂氟硅酸钠和水玻璃对微细粒钛铁矿与钛辉石浮选行为的影响。在实际矿石试验中,以水玻璃作为抑制剂且在弱酸性条件下(pH=5～6)成功实现钛铁矿与钛辉石的浮选分离,并通过吸附量测试、X射线光电子能谱(XPS)测试分析了水玻璃选择性分离钛铁矿的作用机理。结果表明:水玻璃对油酸钠在钛铁矿表面吸附影响小,却能在较大程度上降低油酸钠在钛辉石表面的吸附量,这为两种矿物的分离提供依据。其主要原因在于水玻璃能够与钛辉石表面的Mg、Fe和Al原子发生化学键合,增加钛辉石的亲水性,从而减少捕收剂在其表面的吸附。

Ca^(2+)对钛铁矿与钛辉石浮选行为的影响

以油酸钠为捕收剂,研究钛铁矿与钛辉石表面离子的溶出行为,并考察加入与脱除Ca2+对钛铁矿和钛辉石浮选行为的影响。研究结果表明:在浮选体系中加入Ca2+,对钛铁矿的浮选影响不大,但在碱性条件下活化了钛辉石的浮选;在浮选过程中,钛铁矿与钛辉石表面均有大量Ca2+溶解于矿浆中;脱除溶解离子后,钛铁矿的可浮性在弱酸性pH区间变化不大,在碱性pH区间明显变差,钛辉石在整个pH区间可浮性均变差;在脱除溶解离子后的矿浆体系中加入Ca2+,2种矿物在碱性矿浆环境下的可浮性都有所恢复;在碱性条件下,呈羧基络合物和氢氧化物沉淀形式存在的Ca2+吸附在钛辉石表面,使钛辉石表面油酸根离子的吸附活性质点增加,是Ca2+起活化作用的主要原因。

采用密度泛函方法研究铜铅分离的抑制机理

为了从微观层面揭示巯基乙酸钠用于黄铜矿和方铅矿浮选分离的作用机理,从量子化学计算入手,利用密度泛函方法对黄铜矿与方铅矿晶体及表面电子结构进行研究。结果表明:黄铜矿与方铅矿表面原子的电子结构性质(如能带结构、态密度、Mulliken布居等)的差异是直接影响其可浮性的根本原因。根据前线轨道理论,从能量角度比较两种矿物与药剂之间的相互作用能,揭示巯基乙酸钠可用于铜铅浮选分离的实质。

硫化矿浮选体系中金属离子对石英浮选行为的影响

基于硫化矿物浮选过程中,尽管硫化矿物与石英的可浮性差异很大,但二氧化硅仍是硫化矿精矿中含量最高的杂质组分,是影响硫化矿物精矿质量的主要因素,对硫化矿物浮选体系中常见金属离子存在条件下戊基黄药浮选石英的行为规律进行了研究。研究结果表明:导致硫化矿精矿中石英含量高的主要原因之一是硫化矿浮选体系中存在的某些金属对石英具有活化浮选作用;Fe3+,Pb2+和Cu2+在合适的pH区间可以活化石英的浮选,而Ca2+,Mg2+和Fe2+对其可浮性没有明显影响;在浮选体系中,Fe3+,Pb2+,Cu2+,Ca2+,Mg2+和Fe2+这6种金属离子均可在石英表面吸附,但只有Fe3+,Pb2+和Cu2+作用后的石英表面可以吸附戊基钾黄药,从而活化石英浮选;溶液化学计算表明:金属离子的羟基络合物和氢氧化物是离子起活化作用的有效组分。

菱镁矿与石英浮选分离的第一性原理研究

随着高品位菱镁矿资源的日益减少,低品位菱镁矿资源的开发具有越来越重要的意义。为了深入研究菱镁矿与石英的浮选分离机制,揭示菱镁矿、石英与浮选药剂的作用原理,本文利用第一性原理对菱镁矿与石英的表面性质进行研究,并模拟了矿物与药剂的相互作用,得出菱镁矿与石英的分离系数。研究结果表明,两种矿物表面电负性和态密度的差异直接影响其与药剂的相互作用。通过分析药剂与矿物作用后的分离系数,可以为浮选药剂的设计研发提供指导。

贵州某高镁高铝胶磷矿双反浮选降杂试验研究

以BK425为反浮选脱镁捕收剂,BK432为反浮选脱铝捕收剂,对贵州某高镁高铝胶磷矿采用双反浮选进行了提质降杂试验研究。原矿一段磨矿细度为-0.074 mm含量占70%,二段中矿再磨细度为-0.074 mm含量占75%,经过双反浮选闭路试验流程可以获得P2O5品位33.97%,倍半氧化物之和(Al2O3+Fe2O3)2.23%,Mg O含量0.73%,P2O5回收率73.71%的磷精矿。BK432捕收能力强,形成的脱铝泡沫较脆,容易消泡,流动性好,为反浮选脱铝闭路流程创造了良好的前提条件。

辽宁某低品位菱镁矿除杂可选性研究

针对辽宁某硅钙杂质含量较高的低品位菱镁矿矿石,采用等可浮反浮选—正浮选强化脱杂工艺进行了除杂可选性研究。其中,等可浮反浮选作业在中性矿浆p H(7.0左右)环境中,以水玻璃为调整剂,BK428(阳离子型捕收剂)为捕收剂,脱除含硅钙脉石;正浮选作业以六偏磷酸钠为抑制剂,BK410B(阴离子型捕收剂)为捕收剂,强化脱除含钙硅脉石。试验结果表明,采用上述工艺流程与药剂制度选别Mg O品位为45.85%、Si O2含量2.40%和Ca O含量0.87%的低品位菱镁矿矿石,获得了Mg O品位为46.81%、回收率为80.78%的菱镁矿精矿,精矿中Si O2和Ca O含量分别降至0.54%和0.69%。

某低品位高钙型菱镁矿选矿技术工业应用研究

针对甘肃某低品位菱镁矿含钙脉石矿物(白云石)含量高、嵌布紧密、浮选提纯困难等问题,对其进行选矿试验研究,最终确定了"反浮选脱硅-正浮选降钙-酸浸深度降钙"的原则流程,以BK433与BK434为反、正浮选捕收剂,针对MgO品位43.96%,杂质CaO含量3.91%和SiO_2含量0.28%的原矿,浮选工业试验获得了MgO含量46.04%的菱镁矿精矿,CaO和SiO_2含量分别降低到1.60%和0.05%,MgO回收率为70.09%,进一步酸浸降钙可获得MgO品位47.23%,杂质CaO含量0.30%~0.37%、SiO_2含量0.05%,Fe_2O_3含量0.03%的高纯菱镁矿精矿,本研究为特级耐火材料和高附加值氧化镁的生产提供了试验依据。

某铜锌硫化矿浮选分离试验研究

在对福建某多金属铜锌硫化矿进行工艺矿物学研究的基础上,按常用的抑锌浮铜原则流程进行了系统的铜、锌分离回收试验。试验研究表明,采用1粗1扫2精浮铜、1粗2扫3精浮锌、中矿顺序返回的工艺流程处理该铜锌多金属硫化矿,可得到铜品位24.23%、铜回收率89.92%、含锌2.02%的铜精矿,以及锌品位53.55%、锌回收率81.87%、含铜1.33%的锌精矿。

从重选尾矿中浮选回收微细粒白钨矿试验研究

澳大利亚Watershed白钨重选尾矿含WO30.45%,其中-25μm的微细粒级金属分布率高达83.59%,且含有碳质、云母等易浮脉石,回收较为困难。针对此难选矿样进行了白钨浮选回收试验研究,最终以BK416为捕收剂,采用"预先浮选—常温浮选—加温精选"工艺,获得了WO3品位59.13%的钨精矿,选矿回收率65.72%。