微细粒氧化铜矿物浮选方法研究

来源:网络  作者:网络转载   2019-10-14 阅读:489

我国存在着大量的微细粒矿物资源。微细粒矿物主要来源于两个方面,一是原生矿泥,二是在碎矿、磨矿、搅拌和运输过程中,尤其是在微细粒嵌布矿产资源细磨矿或超细磨矿的过程中,产生的大量次生矿泥。微细粒矿物的最主要特点是质量小、比表面积大和表面能高。质量小,造成了疏水性矿粒在矿浆中的动量小,与气泡的碰撞几率小,难于克服矿粒与气泡之间的能垒而黏附于气泡表面。比表面积大、表面能高,造成了脉石矿粒与有用矿粒之间的非选择性团聚严重;药剂吸附量大,并且药剂吸附的选择性降低。由此给矿物加工的分选过程、过滤脱水等,带来了一系列的问题,致使微细粒的选别效果不佳,因而大量的属随着微细粒流失。据报道:全世界每年约有20%的钨、35%的、16%的,以及10%的(美国)、50%的(玻利维亚)损失在细泥中。若要让这些难浮的微细粒矿物有效上浮,采用常规的浮选工艺是行不通的,必须要研究新的工艺和方法。大量关于微细粒矿物浮选的文献[1-3]中,提出了若干微细粒浮选的方法和设备,微泡析出式浮选被认为是最有效的微细粒浮选方法之一。本文即采用孔雀石纯矿物,进行了Hallimond管常规浮选和真空微泡浮选法的研究和对比。

一、实验矿样及药剂

(一)实验矿样

孔雀石纯矿物取自云南东川汤丹氧化铜矿,富矿块经过手选、瓷磨、挑纯后使用。经XRD分析显示,实验所用孔雀石与纯孔雀石标准图谱基本一致,表明实验用孔雀石的纯度很高。经化学分析,孔雀石矿样中铜的含量为56.60%,纯度为98.18%。

将孔雀石纯矿物沉降分级成8个粒级,分别是+74μm、60~74μm、50~60μm、40~50μm、30~40μm、20~30μm、10~20μm和-10μm的微细粒级。对粗粒级矿样,用蒸馏水多次清洗后,作为实验研究用矿样。

(二)实验药剂

硫化剂Na2S•9H2O为分析纯,天津化学试剂三厂生产,配制浓度为5%;活化剂EDP为自制的胺的磷酸盐类药剂,产状为白色粉末,配制浓度为1%;捕收剂丁基黄药,采用白选矿药剂厂生产的工业纯药剂,配制浓度为1%。

二、实验方法与装置

每次实验用TG628A分析天平称取孔雀石试样0.5g。采用78HW-1型恒温磁力搅拌器在烧杯内调浆,然后将调好浆的溶液移人到改进的Hallimond管(体积约为50ml)中进行浮选。浮选所用气体为氮气,充气量为40~45 ml/min,调浆时间为4min,浮选时间为6min,所有实验均在室温条件下完成。

三、实验过程与结果

(一)孔雀石纯矿物的Hallimond管浮选

实验采用粗细不同粒级孔雀石纯矿物,进行分粒级浮选试验。将前述通过水析分成粗细不同的8个粒级的孔雀石纯矿物各称取0.5g,在相同的试验装置和药剂条件下,进行调浆和浮选。药剂浓度分别为:Na2S•9H2O1.0×10-3mol/L,EDP1.0×10-3mol/L,BuX1.5×10-3mol/L。调浆时间为4min,浮选时间均为6min。实验结果见图1。

从图1可以看出,在所选粒度范围内,大于20μm以上所有粒级,回收率均超过了80%;最易上浮的粒级是40~50μm,上浮率达到了97%;而-l0μm的浮选效果最差,上浮率仅为26.4%;其次是10~20μm的效果较差,上浮率仅为63%。

(二)孔雀石纯矿物真空微泡浮选

1、浮率与浮选体系真空度的关系试验

本研究采用实验室型的真空浮选管(Vacuumtube),进行微细粒级孔雀石纯矿物真空浮选的试验研究,容积为170ml。微泡析出的方法,是采用真空泵在矿浆表面抽气,造成矿浆负压而析出微泡。真空浮选产生微泡的多少和产生速率高低,与浮选体系的真空度有很大的关系,这影响到氧化铜矿物的回收率。因此,首先选用最难选的-l0μm粒级的孔雀石,进行了上浮率与真空度之间的关系试验。试验用矿样各为0.5g,真空度用自制“U”型管水银压力计进行测量,试验选用的真空度分别为37cmHg、42cmHg、47cmHg、52cmHg、55cmHg和57cmHg。实验结果见图2。

整体而言,孔雀石上浮率随体系真空度的增大而上升。在低于50cmHg的真空度时,上升的斜率相对较缓;而当真空度高于50cmHg时,上浮率上升的趋势较快。但从试验现象来看,当真空度上升至57cmHg时,微泡产生速率太大、泡量太大而快速兼并成大泡,矿物随大泡升浮的“哄抬”作用比较明显,严重地紊乱了矿浆环境,尽管此时上浮率比较大,但不适于浮选的有效进行。综合考虑,较优的真空度为55cmHg,此时孔雀石的上浮率为38.3%。对于如此微细粒级的难选氧化铜矿,在浮选条件并未优化的条件下,已算比较不错的结果。

2、孔雀石纯矿物分粒级真空微泡浮选试验

本组试验选用前述较优的真空度-55cm柱(cmHg)。各粒级孔雀石真空浮选的药剂制度,与前述用Hallimond管分粒级浮选试验相同,浮选日寸间均为6min。各粒级真空浮选与对应粒级常规Hallimond管浮选的试验结果对比,见图3。

由图3中数据可见,8个粒级中,除-10μm粒级之外的7个粒级的回收率,用Hallimond管浮选比用真空浮选的回收率高。但对于-10μm的微细粒级,却是用真空管浮选的回收率高于用Hallimond管浮选,上浮率高出近12个百分点。由此表明,对于微细粒级氧化铜矿物的浮选,微泡浮选优于常规浮选。同时我们也发现,两种浮选方法的最易浮选的粒级是不同的,真空浮选的最易浮选粒级为30~40μm,而常规浮选的最易浮选粒级为40~50μm。但该真空浮选试验,只能是初步说明真空微泡浮选对微细粒级的氧化铜矿的浮选较常规浮选有优势,其规律性还有待于进一步的研究和证实。

四、结语

对于微细粒级孔雀石纯矿物,真空微泡浮选的结果优于常规浮选,表明真空微泡浮选法是回收微细粒氧化铜矿物的有效方法。其主要原因是:真空浮选法可以优先在疏水性矿物表面析出大量的活性微泡,大量的活性微泡的存在,增大了气泡与疏水性微细矿粒之问的碰撞概率和黏附概率,从而提高了微细粒孔雀石的浮选效率。

参考文献

[1]戴强.强化微细粒矿物浮选的措施分析[J].国外金属矿选矿,1996,(2):P30-34.

[2]R.H.Yoon.矿粒-气泡作用中的流体动力及表面力[J].国外金属矿选矿,1993,(6):P5-11.

[3]胡岳华,冯其明.矿物资源加工技术与设备[M].北京:科学出版社,2006,9:204-205,221.

标签: 氧化铜
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