2008年浮选药剂的进展

综述

2008年浮选药剂的进展

朱建光

(中南大学资源加工与生物工程学院　湖南长沙　410083)

摘　要　本文收集了2008年国内外部分浮选药剂文献资源,分硫化矿捕收剂、氧化矿捕收剂、起泡剂和调整剂四个方面介绍,并略加评论。

关键词　硫化矿捕收剂　氧化矿捕收剂　起泡剂　调整剂

概　述

《国外金属矿选矿》2008年第四期,发表了本文

作者写的“2007年浮选药剂的进展”一文,该文收集

的资料从2006年1月至12月有关浮选药剂信息。

本文综合2008年1月至12月国内外部分浮选药剂

文献写成,使读者参考时有连贯性。

1　硫化矿捕收剂

111　已知结构的硫化矿捕收剂

11111　用煤油浮碳,丁基黄药和丁基铵黑药浮铜

某硫化铜矿的碳质含量高,对直接浮铜影响很

大,后改用煤油120g/t作捕收剂先将碳浮出以免影

响浮铜,再从浮出碳质后的浮碳尾矿中浮铜,用石灰

作p H调整剂和黄铁矿、磁黄铁矿的抑制剂,丁基黄

药和丁基铵黑药混用作捕收剂浮铜,获得铜品位

21135%,回收率80194%的铜精矿。本文作者建

议,对含碳质的硫化铜矿,可试用此法进行浮选可能

会有帮助〔1〕。

11112　聚乙烯氧烷基胺浮选铜锌硫化矿

用一乙醇胺乙烯醚和乙酰丙酮聚合生成的聚乙

烯氧烷基胺,它的分子中有效单元占25%～75%,

用它作铜锌硫化矿捕收剂可取得较好效果〔2〕。

11113　十二烷基三硫代碳酸钠和异丁基黄药混合

捕收剂浮选含金黄铁矿

十二烷基三硫代碳酸钠的结构式如下:

C12H25—S—C

S

—SNa,用它与丁基黄药混合使用浮

选含金黄铁矿比单用丁基黄药好,后经矿物鉴定发现,金和铀是嵌布在油页岩上,改用煤油浮选油页岩,金和铀的回收率比用十二烷基三硫代碳酸钠与丁基黄药混合捕收剂效果更好,金的回收率更高〔3〕。11114　乙基钾黄药浮选金属砷

砷以单质砷、斜方砷铁矿或毒砂形式存在于锡和钽矿石中。浮选分离毒砂的研究报导较多,但对斜方砷铁矿和单质砷浮选的报导甚少,以乙基钾黄铁为捕收剂,对金属砷浮选矿浆的p H值和矿浆电位(Eh)对砷可浮性的影响得出下面结果:试验使用人工合成的金属砷和石英的混合物作研究对象,在p H5～10范围内,使用用乙基黄药作捕收剂,Aero2 f rot h65作起泡剂,浮选8min,砷回收率为95%,进一步升高p H值,砷的回收率慢慢降低,在p H6时,砷金属在矿浆电位+125～275mV范围内,可浮性较好,但是超出临界电位+375mV在较强的还原性条件下(低于+125mV)其浮选回收率慢慢降低,此时浮选速度变慢,在p H10时,砷金属的电位为-300+225mV范围内,可浮性较好,浮选速度数据表明,矿浆电位低于+225mV时,浮选速度较慢,在p H6没有捕收剂时,金属砷不浮,这说明砷没有天然可浮性,重要的是在较宽的p H范围内通过控制浮选电位和使用简单的药剂可脱除精矿中的金属砷〔4〕。

112　用代号表示的硫化矿捕收剂

11211　L C1捕收剂

在反应釜中按比例加入胺腈和催化剂,通入氢气,搅拌,加压在80℃反应60min后停止搅拌,沉降,便可得到L C1捕收剂〔5〕。

用L C1作捕收剂,水玻璃作抑制剂对某铁矿磁选尾矿进行浮选回收Cu和S试验。采用铜硫混合浮选—铜硫精矿再磨—铜硫分离的原则流程,试验结果获得铜品位2213%,回收率81188%的铜精矿,硫品位3116%,回收率76134%的硫精矿。

11212　Mac-12捕收剂

Mac-12新型捕收剂是硫化铜矿和表面受氧化的硫化铜矿的优良捕收剂,尤其是对伴生金具有很强的捕收作用。在泗洲选铜厂与传统使用的黄药相比,用Mac-12加少量黄药作捕收剂的工艺,可使铜、金和钼的浮选指标得到明显提高,小型闭路指标,铜、金和钼回收率比用黄药工艺分别提高2134%、6145%和8136%;在给矿品位01443%Cu、01277g/t Au和0100372%Mo的工业试验中,铜、金和钼回收率分别提高1103%、7116%和3196%〔6〕。

11213　浮钼捕收剂

浮钼捕收剂B K310是一种在水中易弥散的液体,低温下流动性好,对辉钼矿的捕收能力比常用的钼捕收剂———煤油或柴油强,比黑药类捕收剂选择性好,用B K310浮选河南某钼矿矿石。试验结果表明,采用一粗、两扫和粗精两次空白精选,两段再磨后八次精选工艺流程,以混合油和B K310为捕收剂可获得含53183%Mo,回收率90144%的浮选指标〔7〕。

采用GMo6作捕收剂和合理的浮选流程,通过一粗二扫六粗,中矿顺序返回流程的闭路试验,可从含01124%Mo的给矿,得到钼品位50128%,回收率85132%的钼精矿〔8〕。

11214　EML3和EML6浮选铅锌矿

某铅锌矿很难选,曾用丁基黄药、乙基黄药、SN -9#、丁基铵黑药、25#黑药、苯胺黑药等常用硫化矿捕收剂浮选,效果均不理想,后来研制了EML3和EML6两种螯合捕收剂进行试验,效果很好,从含7156%Pb、8176%Zn的给矿,用EML3和EML6作捕收剂的闭路试验结果:铅精矿含59138%Pb和3145%Zn,铅回收率77107%;锌精矿含43126%Zn和2143%Pb,锌回收率74161%,效果较好〔9〕。

11215　H P1浮选云南某铅锌矿

HP1与黄药分别浮选云南某铅锌矿对比试验结果如下。丁基黄药捕收剂:给矿含2152%Pb和6154%Zn;铅精矿含53162%Pb,回收率79111%;锌精矿含51120%Zn,回收率85118%。用HP1作捕收剂:给矿含2152%Pb和6154%Zn;铅精矿含53162%Pb,回收率79181%;锌精矿含50126% Zn,回收率89124%。使用H P1作捕收剂浮选结果优于丁基黄药,锌回收率提高了约4%〔10〕。

11216　CH12浮镍捕收剂

针对某镍矿日益贫化,用传统的捕收剂浮选回收率下降的现实,进行了新型捕收剂C H12的研究。试验结果表明,在磨矿细度为-01074mm占70%的条件下,粗选回收率达到90%以上,同时使用CMC抑制脉石,可从含1166%Ni的给矿,得到含6185%Ni,5130%MgO,镍回收率75168%的镍精矿〔11〕。

11217　丁基黄药浮选硫酸烧渣

广西某硫酸厂黄铁矿烧渣含铁57178%,含硫1131%。在不磨矿条件下,采用丁基黄药+J A+ L sN捕收剂进行脱硫浮选,可获得铁品位61118%,含硫0148%,铁回收率93170%的铁精矿;用磨矿-漂洗-浮选工艺,脱硫指标为:铁精矿含60104% Fe,含0129%S,铁回收率88115%。本文作者的经验在浮选黄铁矿烧渣时采用磨矿后漂洗再浮选,能将烧渣中已被氧化为硫酸根或亚硫酸根洗掉,再用黄药浮选脱硫,便可降低烧渣中的硫含量。

2　氧化矿捕收剂

211　已知结构的氧化矿捕收剂

21111　胺类捕收剂

用椰子油合成脂肪胺,在5～6M Pa压力,130～200℃水解椰子油得椰子油混合脂肪酸,将该混合脂肪酸在减压下蒸馏得椰子油脂肪酸粗产品,将该粗产品分馏得较纯的月桂酸,用ZnO作催化剂与氨作用并加热生成月桂腈,将月桂腈在催化剂作用下加H2还原生成月桂胺。它可用作氧化矿捕收剂,其选择性好,如反浮选氧化铁除去硅酸盐,石英等矿物提高铁精矿品位〔13〕。

我国铝土矿资源丰富,但含高岭石、伊利石、烧绿石和叶腊石,因而降低了铝的品位,用正十二胺〔14〕(代号DDA)、十二烷基21,3二胺(代号DN1,3)和十二烷基二甲基胺(代号为DRN12)作捕收剂,分别对高岭石、烧绿石和伊利石进行浮选试验。这些捕收剂对上述铝硅酸盐的捕收性能研究结果表明,胺对这3种硅酸盐的捕收能力降低次序为:DN1,2> DRN1,3>DDA。并用红外光谱和Zeta电位测定等手段研究其作用机理,认为矿物表面与这些阳离子捕收剂发生电性吸附和氢键吸附,电性吸附强度DN12>DRN1,3>DDA〔14〕。

用正溴十二烷〔15〕,与乙二胺作用合成N-十二烷基乙二胺,它是一种螯合表面活性剂,对石英和赤铁矿有很好的捕收作用。用单矿物进行浮选时,石英和赤铁矿的回收率随十二烷基乙二胺的浓度增大

而上升,当用量达到100g/t时,石英和赤铁矿回收率分别达到95130%和87189%,同时研究了p H值对赤铁矿和石英浮选的影响、试验结果表明,这种捕收剂对石英捕收能力比对赤铁矿好,在碱性介质中回收率达到97187%。红外光谱测定结果表明,十二烷基乙二胺在赤铁矿表面发生化学吸附,在石英与十二烷基乙二胺之间发生氢键吸附和电性吸附〔15〕。

有人在常压下合成了十六烷基二甲基苄胺,其代号为1627。用1627作捕收剂对水铝石、高岭石进行了单矿物及其人工混合矿浮选试验,并研究1627捕收剂与这些矿物的作用机理。混合矿浮选试验结果表明,精矿铝/硅比达到15102,铝回收率43107%。这表明1627是从铝土矿中反浮选除去铝硅酸盐矿物较有希望的捕收剂〔16〕。

21112　苯乙烯膦酸与羟肟酸混用浮选金红石陕西某金红石矿嵌布粒度细,被绿泥石等包裹,分选难度大,采用浮重联合抛尾,粗精矿酸洗浮选流程获得TiO2品位90131%,回收率47136%的金红石精矿,浮选抛尾时,用Pb(Ac)2、Na2CO3、CMC和Na2Si F6作调整剂,苯乙烯膦酸和羟肟酸作捕收剂。通过一粗一扫一精可从含4171%TiO2的给矿,获得TiO2品位15116%,回收率89126%的粗精矿,因含泥多难精选,于是用摇床对粗精矿重选,获得TiO2品位43156%,回收率62116%的摇床精矿。对摇床精矿先用黄药浮选脱硫,脱硫尾矿用苯乙烯膦酸和羟肟酸作捕收剂,通过一粗三精得TiO2品位90131%,作业回收率85144%的金红石精矿,对给矿算回收率为47136%〔17〕。

21113　苄基胂酸浮黑钨矿

铁山垅杨坑山选厂精矿溢流具有浓度低,粒度细等特点,采用高效浓缩—浮重联合工艺,回收钨铜。精矿溢流浓缩使浓度达到30%,在p H6用黄药浮选脱硫,得铜精矿,铜品位12193%,回收率94164%。浮硫尾矿浮钨,用水玻璃和Na2Si F6作调整剂,苄基胂酸作捕收剂,松醇油作起泡剂浮钨,得黑钨矿精矿,含2612%WO3,回收率80177%,综合回收了资源〔18〕。

21114　油酸和羟肟酸混用浮选锂辉石、绿柱石用油酸和羟肟酸混合捕收剂,CaCl2或FeCl3作活化剂对锂辉石、绿柱石和石英进行了单矿物浮选试验。试验结果表明,用CaCl2作活化剂时在p H 1115以上时能有效地活化锂辉石,用FeCl3作活化剂时在p H4～10范围内,能有效地活化锂辉石,在p H1115以上,CaCl2的活化有效成份为Ca(O H)+和Ca(O H)2;在p H4～10范围内,FeCl3的活化有效成份为Fe(O H)+2和Fe(O H)3,当用FeCl3为活化剂,用油酸与羟肟酸混合捕收剂浮选伟晶岩型矿石,可从含01097%BeO和0145%Li2O的给矿,获得含1108%BeO和4170%Li2O的精矿,回收率为74138%BeO和69150%Li2O〔19〕。

21115　羧酸类捕收剂浮白钨

某矿为含钨矽卡岩型矿石,含Mo01012%,含WO30127%,结构比较简单。采用全浮脱硫-浮钼流程,得到钼品位46112%,回收率76187%的钼精矿,脱硫尾矿浮钨,用731+塔尔油为捕收剂,水玻璃作抑制剂,通过一粗六精得WO3品位70116%,回收率85131%的白钨精矿,尾矿WO3品位很低,精矿质量好〔20〕。

YSB-2是一种改性脂肪酸皂,与烷基苯磺酸钠混用作捕收剂,Na2CO3、水玻璃和硫酸作调整剂浮选内蒙古某萤石矿。从含CaF263193%、SiO2 20199%、CaO6145%、Al2O35173%和Fe2O3 1116%的给矿,在矿浆温度24℃,采用一粗七精、中矿集中返回精Ⅰ流程,获得CaF2品位98176%,回收率89126%的萤石精矿,萤石精矿中含SiO2 0193%,CaCO3小于0137%〔21〕。

除烷基苯磺酸钠与脂肪酸混用可提高脂肪酸的捕收性能外,以棉子油脂肪酸为例,与十二烷基硫酸钠、十二烷基苯磺酸钠、正十二醇、Tween和邻苯二甲酸二乙酯和G-301等表面活性剂适当与棉子油皂(或酸)混合,均能提高起泡能力和增加捕收性能〔22〕。

河南某难选萤石矿含Ca F243111%,经破碎和磨矿单体解离后,用油酸和氧化石蜡皂为混合捕收剂,用Na2CO3和水玻璃作调整剂,通过一粗五精闭路流程,获得CaF2品位98107%,含SiO20177%,回收率75184%的萤石精矿〔24〕。

212　用代号表示的氧化矿捕收剂

21211　B K425浮选钛铁矿

云南某粗钛精矿曾用磁选、重选和浮选多种方案进行提高精矿品位试验。最终推荐用B K425为捕收剂。小型闭路浮选试验从含TiO246162%的给矿,得到含48121%TiO2,回收率96148%的钛精矿〔24〕。

21212　B K423浮选山西某金红石矿

给矿含TiO22109g/t用重选法处理可得含TiO290%的钛精矿但回收率低于50%。为了提高

金红石回收率,改用浮选为主的流程,先用浮选方法除去滑石和云母等易浮矿物,因滑石易浮只用M I2 BC作起泡剂便可浮出,较难浮的脉石用脂肪酸作捕收剂浮出,然后进行金红石浮选,浮去脉石后的尾矿金红石品位提高到2172%,回收率9316%,用硫酸作调整剂,B K423(与苯乙烯膦酸有相同官能团-PO3H)进行浮选,可从TiO2品位2172%的给矿,得到含TiO266168%,回收率74195%的金红石精矿用强磁选除去顺磁性矿物,得含74149%TiO2的金红石精矿,再通过重选,重选精矿再用B K423作捕收剂,Na2Si F6作抑制剂抑制硅酸盐矿物通过浮选可得一级精矿含TiO295198%(浮选精矿),回收率45160%,二级精矿含TiO280153%,回收率22141%(重选精矿)〔25〕。

21213　EM121浮选浮磷尾矿

对某浮磷尾矿,采用弱磁除铁2强磁2浮选综合回收流程。试料经过SLon-750脉动高梯度磁选机两段磁选,达到钛入选要求后采用EM121作钛铁矿捕收剂,通过一粗一扫四精流程,可从给矿TiO2品位7189%,得到TiO2品位45197%,回收率5115%的钛精矿〔26〕。

21214　C01和B01等对铝硅酸盐的捕收性能考查了一水硬铝石、高岭石和伊利石在不同p H值条件下,C01、B01、H01和G01四种捕收剂对上述单矿物的浮选行为。试验结果表明,C01和B01对铝硅酸盐的捕收能力最强,最有希望在中性条件下作铝土矿反浮选的捕收剂〔27〕。

21215　1228捕收剂反浮选-水硬铝石

用1228捕收剂对一水硬铝石(A/S=2415)、高岭石(A/S=0190)、伊利石(A/S=0170)和叶腊石(A/S=0155),考查了一水硬铝石和含铝硅酸盐在CMC、Na2Si F6、SA3、1230和12312作用下的浮选行为。在酸性条件下SA3、1230和1231对一水硬铝石有抑制作用,它们的抑制顺序为1231>1230> SA3。但1230和1231对含铝硅酸盐矿物也有不同程度的抑制,故用1228捕收剂反浮选一水硬铝石时,以使用1231为好〔28〕。

21216　TS捕收剂反浮选磁铁精矿

TS是鞍山新达矿山公司生产的捕收剂。以NaO H为p H调整剂,淀粉为抑制剂,活性石灰为活化剂,TS为捕收剂,对由SLon磁选机处理龙烟鲕状赤铁矿得到的强磁精矿,通过一粗一精反浮选,得到含6213%Fe,回收率53107%的铁精矿〔29〕。21217　M G捕收剂反浮选铁精矿

繁峙腾飞矿业公司用M G捕收剂反浮选铁精矿,得到含65118%Fe,回收率92171%,尾矿铁品位25152%的指标,与原用药剂相比,回收率提高了7162%,尾矿品位降低9196%,浮选时矿浆温度由过去的35℃降低到20～25℃。试验和生产证明, M G是一种能在常温下浮选的阴离子捕收剂,已在多个矿山推广应用〔30〕。

21218　By-a浮选锡石

某铅锌矿的浮选尾矿含012%的锡石,用By-a 为捕收剂,P-86为辅助捕收剂,By-5和碳酸钠为调整剂,采用一粗三扫三精流程,中矿Ⅱ和中矿Ⅲ顺序返回。获得含8156%Sn,回收率83122%的粗精矿,将粗精矿再精选两次,获得锡品位53158%,总锡回收率50112%精矿〔31〕。

21219　RJ T浮选氧化钼矿

某氧化钼矿十分难浮选,经过探索性试验后,用1500g/t Na2CO3为p H调整剂,800g/t改性水玻璃为脉石抑制剂,350g/t RJ T为捕收剂,磨矿后进行调浆浮选,采用一粗二扫三精一次精扫流程进行氧化钼的浮选,可从含0138%Mo的给矿得到含23160%Mo,回收率42183%的氧化钼精矿,尾矿钼品位下降到01082%,本文作者认为,氧化钼用浮选方法提高品位,是很困难的,能达到这个指标是较好的,RJ T捕收剂值得深入研究〔32〕。

212110　P-2000氧化锌捕收剂

某地氧化锌矿含7%～10%Zn,给当地环保造成影响,采用P-2000作选锌捕收剂,含锌816%的给矿(150t/d)工业试验中获得含25159%Zn,回收率74131%的试验结果。本文作者认为25159%Zn 精矿可用烟化处理提高氧化锌的精矿品位〔33〕。212111　B-3捕收剂反浮选胶磷矿

用新型捕收剂B-3对湖北某胶磷矿进行反浮选试验,试验结果表明,通过反浮选原矿中的MgO 从10183%降到1130%,并得到含P2O5>37%,Mg <113%,回收率>82%的指标〔34〕。

212112　WF-01捕收剂浮选磷矿

用WF-01捕收剂浮选沙特J alamid磷矿,试验结果表明,WF-01对J alamid磷矿具有适应性,对上、中、下层采场混合矿浮选时精矿P2O5品位达到33%以上,回收率80%以上〔35〕。

3　起泡剂

311　RB3浮选柿竹园铅锌矿

RB3起泡剂是本文作者研制的一种起泡剂,曾

在多个矿山推广使用。在柿竹园铅锌矿推广时,得到厂方大力支持,组织工作人员进行工业试验。工业试验结果表明,用新松醇油后锌回收率提高3165%,因此得到现场推广使用〔36〕。

312　V-1和Oksal起泡剂浮K Cl

俄罗斯储量大的光卤石(KCl?MgCl2?6H2O)矿石中除含KCl、NaCl和MgCl2外,还有硅酸盐和碳酸盐等不溶于水的矿物。用C16和C18脂肪胺作捕收剂在饱和的KCl和NaCl溶液中浮选KCl时,脂肪胺受到盐析作用,溶解度低,因此浮选效果不理想。

V-1起泡剂主要成份是乙醇酯;Oksal起泡剂是二氧六环醇类,用C18和C16脂肪胺在饱和KCl和NaCl溶液中浮选光卤石中的KCl时,用V-1或Oksal作起泡剂,Ks-M F作脉石抑制剂,(Ks-M F 由尿素和甲醛合成)能提高KCl的浮选指标。工业试验获很好的结果〔37〕。

4　调整剂

411　活化剂

41111　用硫与CuO干磨增加矿物可浮性

干磨的时间越长,并加快磨机速度,CuO的可浮性越好,用SEM、XPS和Zeta电位等测试手段研究其作用机理。结果表明,硫与CuO表面发生牢固的吸附,而且硫与CuO表面成键故被活化〔39〕。41112　用D2活化氧化铜

某氧化铜矿氧化率高,以孔雀石、蓝铜矿为主,还有少量硅孔雀石,硫化矿物以砷黝铜矿为主,铜品位2%,采用D2和Na2S作活化剂,对比高氧化率富含银的氧化铜矿进行浮选试验。用丁基黄药作捕收剂,T-8201作起泡剂,分别用Na2S和D2作活化剂。对比结果为:用硫化钠,精矿铜品位22186%含银3295g/t,铜回收率79118%;用D2作活化剂时,精矿铜品位22163%,含银320613g/t,铜回收率提高了2%～3%〔40〕。

41113　硫氢化钠活化氧化铜

在刚果(金)加单省地区,氧化铜钴矿浮选普遍使用Na HS作硫化剂,试验结果表明,硫氢化钠能提高从脉石矿物中浮出铜钴的选择性,而硫化铵是选择性较差的硫化剂,最好结果是用Na HS∶Na2S =1∶1的组合药剂,在最佳用量时(6kg/t)的浮选结果如下:用Na HS时的Cu和Co回收率分别为77%和75%,精矿富集比为3;用(N H4)2S时:精矿Cu回收率为88%,富集比117。两种硫化剂比为1

∶1时精矿铜回收率约为80%,富集比315。由此可见最好用Na HS∶(N H4)2S=1∶1的硫化剂〔41〕。412　抑制剂

41211　Na2S2O5和活性碳抑制脉石提高铜精矿品位

在Kure铜矿选厂,从黄铁矿中浮出黄铜矿用石灰作抑制剂,铜精矿铜品位只有1715%,而用Na2S2O5和活性碳作调整剂,用二硫赶磷酸型(di2 t hiop ho sp hino-type)捕收剂浮选,铜精矿铜品位达到28%,研究表明,Na2S2O5的抑制机理与SO2-3相似,它能分解捕收剂或氧化矿表面的捕收剂离子,提高选择性,活性炭从矿浆中除去捕收剂离子,创造了无捕收剂浮选条件,调浆时间的选择和Na2S2O5的用量是浮选成功的关键〔42〕。

41212　木质磺酸钠对滑石、黄铜矿和辉钼矿的抑制作用

用哈里蒙德浮选管研究了6种木质磺酸盐对滑石浮选的影响〔43〕。试验发现,木质磺酸钠对滑石有抑制作用。用石灰作p H调整剂时,木质磺酸钠对滑石的抑制作用最强。吸附数据表明,木质磺酸聚电解质在滑石表面上的吸附密度越大,抑制能力越强。在木质磺酸根聚电解质吸附在滑石表面时,是通过先吸附在滑石表面的Ca(O H)+质点上而固着于滑石表面的。因此Ca(O H)+离子起到吸附促进作用。木质磺酸钠的分子越大,吸附能力越强,抑制滑石能力越强〔43〕。

木质磺酸钠在黄铜矿和辉钼矿上吸附试验结果表明,它在辉钼矿上的吸附量很少,而在黄铜矿上的吸附量大。故木质磺酸钠能抑制黄铜矿,而辉钼矿不被抑制,从而与黄铜矿浮选分离〔44〕。

曾用六种木素磺酸盐分别作抑制剂,乙基黄药作捕收剂,黄铜矿均被抑制;木素磺酸盐抑制辉钼矿的天然可浮性较高。但有油类捕收剂例如十二烷存在时,便难抑制〔45〕。

41213　腐植酸抑制毒砂

云南某浮选尾矿含黄铁矿和毒砂,用腐植酸作抑制剂抑制毒砂,用新型活化剂活化黄铁矿,用黄药浮选黄铁矿,可有效地进行砷硫分离。硫精矿含45175%S,回收率达到85160%,给矿含砷1178%,硫精矿含砷降到0122%〔46〕。

文献报导〔47〕,在黄铁矿浮选中,抑制毒砂使用了石灰,KMnO4、腐植酸钠和SN等多种抑制剂。浮选试验结果表明,SN对毒砂的抑制效果比石灰、KMnO4和腐植酸钠的抑制效果好。当给矿含

1174%As降到0121%,硫精矿砷含量降到0121%,硫回收率达到85%以上。

41214　废啤酒酵母溶解相对赤铁矿的抑制

淀粉是赤铁矿反浮选的抑制剂,而废啤酒酵母的溶解相中含有与淀粉相似的极性官能团。因此用油酸作捕收剂,考查了废啤酒酵母溶解相在浮选过程中对赤铁矿的抑制作用。试验结果表明,单一赤铁矿体系在p H9条件下,赤铁矿上浮率随废啤酒酵母溶解相的增加而下降,而至完全被抑制。对赤铁矿和石英混合矿,在p H11188时用CaCl2作活化剂,废啤酒酵母溶解相可使赤铁矿上浮降到2147%,而石英上浮率高达7215%,可见废啤酒酵母溶解相是实现赤铁矿与石英分离的抑制剂〔48〕。41215　甘油黄原酸钠(SGX)抑制黄铁矿

SGX可作黄铁矿的抑制剂。在单矿物浮选试验中,用丁基黄药作捕收剂,SGX作抑制剂,浮选铁闪锌矿,抑制黄铁矿。浮选试验结果表明,有SGX 存在时,铁闪锌矿能被Cu2+离子活化,有很好的可浮性,而黄铁矿不被活化,因此可浮性很差,因此,铁闪锌矿和黄铁矿这两种矿物,能用丁基黄药浮选分离。用Zeta电位测定和吸附等温测定等手段研究其作用机理。认为Cu2+离子存在时,SGX强烈地吸附在黄铁表面上,由于其中羟基亲水,矿物被抑制,而它在铁闪锌矿表面上吸附量小,因而铁闪锌矿上浮〔49,50〕。

41216　阴离子淀粉用作反浮选分离一水硬铝石和伊利石的调整剂

单矿物浮选试验结果表明,在阳离子捕收剂(D TAC)体系中,阴离子型淀粉(L SDZ)在p H4～11范围内,抑制一水硬铝石浮选,当p H6时L SDZ 浓度=3×10-4mol/L时,随着阴离子淀粉用量的提高一水硬铝石被抑制,当L SDZ浓度<40mg/L 时,活化伊利石浮选,继续提高淀粉用量,伊利石被抑制。结果表明,阴离子淀粉是反浮选分离一水硬铝石和伊利石的有效调整剂。用Zeta电位和吸附量测定考查了阴离子淀粉在一水硬铝石和伊利石在浮选分离中的作用机理。认为L SDZ通过氢键和静电作用吸附在铝硅矿物表面上,阳离子捕收剂的加入使矿物表面Zeta电位正移,阴离子淀粉使矿物表面Zeta电位负移,且阳离子捕收剂的加入能促使捕收剂D TAC在伊利石表面上吸附,D TAC在伊利石表面吸附量比一水硬铝石多,故伊利石上浮与一水硬铝石分离〔51〕。

41217　二乙烯三胺多膦酸抑制剂

二乙烯三胺是多膦酸系列有机物的一种,该系列有机物均可用作磷灰石的抑制剂。在印度用双浮选法处理含白云石和磷灰石的磷矿。首先用脂肪酸作捕收剂混合浮选,得白云石和磷灰石混合精矿,丢掉石英和硅酸盐矿物。然后用大量的硫酸或磷酸抑制剂抑制磷灰石,在较强的酸性p H条件下,用脂肪酸浮出白云石,然后经过多次扫选和精选,得合格磷灰石精矿,后来设计出一系列上述的PA1、PA2和PA3等白云石-磷灰石浮选分离的抑制剂,这些抑制剂与常用捕收剂配合使用抑制磷灰石。在自然p H下浮出白云石,能从含MgO1313%的给矿得到磷灰石精矿,其中含0115%MgO使用这种抑制剂的好处是,用硫酸或磷酸抑制磷灰石时,因在强酸性矿浆中浮选,硫酸或磷酸用量大,一般为6～10kg/ t,而用这类抑制剂时因在自然p H下浮选,其用量只要016kg/t,大量节约了药剂费用和运输药剂费用。本文作者建议,该类抑制剂应在我国有关磷矿推广〔53〕。

41218　B K501抑制水铝石

单矿物浮选试验表明,在p H4～12时,用YC 作捕收剂,大部分水铝石被抑制,同时高岭石被活化。用高岭石∶水铝石=1∶2的人工混合矿进行了浮选分离试验,用YC作捕收剂,B K501作抑制剂,浮选前脱泥。获得铝精矿Al2O3回收率达到80112%,铝硅比10179;不脱泥浮选分离结果:精矿Al2O3回收率77159%,铝硅比10174。在河南某铝土矿中试结果:给矿含64100%Al2O3,铝硅比5193,精矿Al2O3品位68149%,回收率85102%,铝硅比10122,可见用YC作捕收剂,B K501作抑制剂浮选铝土矿效果好。Zeta电位和红外光谱测试结果表明,B K501在高岭石表面上发生化学反应,在水铝石表面上有化学吸附也有物理吸附〔54〕。41219　DZ抑制闪锌矿

某铅锌硫化矿嵌布粒度细,伴生关系复杂,用Na2CO3作p H调整剂,DZ作抑制剂抑制闪锌矿,用丁基铵黑药优先浮选方铅矿,浮铅尾矿浮锌。先用硫酸铜活化被DZ抑制的闪锌矿,用丁基黄药浮锌。闭路试验结果:原矿含3149%Pb和4161% Zn。铅精矿含56126%Pb,铅回收率93136%,锌精矿含48156%Zn,锌回收率93136%〔55〕。

412110　HJ和L P组合抑制剂抑制含钙脉石矿物对在钨、钼、铋、萤石多金属矿和重选老尾矿中的钨矿物综合回收时,采用HJ和L P组合抑制剂抑制含钙脉石矿物进行常温浮选。闭路试验分别从含

0134%WO3给矿得到含1414%WO3,回收率72%的粗精矿;WO3品位0144%给矿粗选,获得含13187%WO3,回收率81163%的粗精矿。大幅度降低了粗精矿产量使后续的加温精选成本降低〔56〕。

5　尾矿废水处理

511　用骨碳脱除水中的砷(Ⅴ)

采用骨碳作吸附剂,通过动态和静态吸附试验研究除去水中砷的效果及其影响因素,以及骨碳反复吸附-解吸-再生-再吸附后骨碳的稳定性。研究结果表明,在p H10,吸附时间30min和骨碳加入量为016g/L时,能使初始含砷浓度015mg/L的水对其砷除去率达9512%〔57〕。

512　四川会东铅锌矿废水处理

为解决四川会东铅锌选厂废水循环使用问题,用混凝沉降-活性炭吸附法对废水处理回收,取得好的结果。该法有效地除去废水中的重金属离子及有机污染物。处理后的废水不会影响选矿产品的质量,可实行选矿废水零排放,工业效果好〔58〕。

513　絮凝剂处理凡口选矿厂废水

曾研究了DPA150、PAM+SH930、3#絮凝剂和三氯化铁等6种药剂对凡口选矿废水沉降的影响,以及上述药剂分别处理后的废水对选矿效果的影响。试验结果表明,只有3#絮凝剂和SH930絮凝处理的废水对铅浮选影响小,且3#絮凝剂效果优于SH930的絮凝效果,可以选择少量使用〔59〕。

514　用石灰和阳离子聚丙烯酰胺处理多金属矿尾矿废水

某多金属矿尾矿废水中含悬浮物3728mg/L氧化耗氧量74,总铜01245,总铅2175,总锌8194,总镉01076,砷01262(以上各项单位为mg/L)。首先用石灰作脱稳剂进行脱稳,当p H1115时脱稳沉淀效果最好。然后用阳离子聚丙烯酰胺作絮凝剂进行絮凝,当用量为2mg/L,p H8～9时,处理过的废水达到G B8978-1996二级标准〔60〕。

6　结　语

第24届国际矿物加工大会于2008年9月24～28日在北京召开,各国学者交流了经验,本文收集了会议有关浮选药剂的多条讯息。

国内研究新浮选药剂是药剂研究的重要方向。研究铝土矿新捕收剂的文章较多,并着重在胺类捕收剂的合成及其在浮选铝土矿中的作用机理,为我国用阳离子捕收剂反浮铝土矿打下扎实基础。

混合用药应用广泛,特别是捕收剂混合使用和抑制剂混合使用。混合用药也是浮选药剂研究的重要方向。

选厂尾矿废水处理得到有关选厂的重视,向使用回水努力,并减少对环境污染。

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(下转第33页)

用这一方法就能容易地研究这一情况。

再来分析研究对于充气速率为6的瞬时品位和出料量曲线(图2和图5),它们得出的分批和槽组浮选的指标示出在图6上。为了进行比较,在图7中再次示出了这些结果,但也示出了只有在出料量曲线的斜率逐步提高时得出的品位-回收率曲线。虽然在实际中这是不可能的,不过仍可想象速率动力学是提高了。但对于给定的矿浆品位来说,仍能产出同样品位的精矿

。

图7　品位-回收率曲线随出料量提高而变化的情况

(瞬时品位曲线被认为是固定的)

这些结果是出乎意料的。即使出料量能够提

高并且没有对瞬时品位曲线产生任何不利影响,但仍然不能提高分选指标。并且事实上,即使浮选槽的总回收率提高了,但仍是降低了品位-回收率曲线。实际上分选指标可能更差,因为当出料量曲线的斜率提高时瞬时品位曲线的斜率通常都会降低。

这种情况可作如下解释。回收率的增量变化越小,获得的分选指标越好。这是因为由一个浮选槽中达到的品位,是由从该浮选槽中产出的尾矿品位决定的,而这种尾矿的品位又是随累计回收率的提

高而降低的。这就意味着如果两个槽子串联与单独的一个槽子有着同样的累计回收率(假定所有的槽子在瞬时品位和尾矿品位之间有着同样的相互关系,以及同样的给料),那么从串联的第二个槽子中获得的精矿品位,大致地与从单独一个槽子中获得的精矿品位相同,因为在这里总回收率是相同的。可是,在两台串联槽的第一个槽子中获得的品位将会更高,因为从这个槽子中获得的尾矿品位高于第二个槽子的尾矿品位。这就意味着从两个槽子中获得的累计品位将高于从单独一个槽子中获得的累计品位,即使它们的累计回收率是相同的。

提高出料量会引起从第一个槽到另一个槽更大的回收率差距,并因此而得出更差的指标。这一点很类似于能得出较高指标的更高的给料速率的影响。总的结论是,在不损害品位的条件下想从现有的浮选槽组中提高回收率是不容易做到的。

4　结论

本文根据浮选槽的性能指标与尾矿品位之间的相互关系(正如由瞬时品位和瞬时产率曲线所显示的那样),制定出一种可用于预测品位-回收率曲线的方法。

业已证明,给料速率或给料品位对品位-回收率的影响是可以进行预测或得到解释的。在给料品位发生变化而需要进行逐项对比检查时,这一点是很有用的。

同时也已证明,该法有可能消除浮选槽性能指标变化与给料变化之间的相互关系。

(张兴仁;李长根)

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(上接第8页)

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