锑-砷分离浮选的研究
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第28卷第6期2020年12月Vol.28No.6Dec.,2020 Gold Science andTechnology含锑金矿预处理脱锑技术的研究进展高世雄1,陈国宝1*,杨洪英1,马鹏程21.东北大学冶金学院,辽宁沈阳110819;2.山东招金集团有限公司,山东招远265400摘要:含锑金矿是常见的难处理金矿,金被包裹在辉锑矿等硫化物矿中,由于锑的存在,直接对其进行氰化浸出,金的提取率较低,通过预处理法先将锑矿物脱除,是提高金浸出率的关键。
通过介绍浮选法,火法中的焙烧和熔炼,湿法中的酸浸、碱浸、加压浸出和生物浸出等工艺及其原理,对比了各工艺的优缺点,分析了各工艺产业化的现状。
基于研究结果,认为含锑金矿的研究应朝着更环保、更高效、更安全的方向发展,因此,湿法预处理成为研究的重点,新型工艺手段的应用和新型药剂的开发既可以确保高效安全,又可以保证环保经济。
关键词:含锑金矿;预处理;脱锑;浮选;火法;湿法中图分类号:TF831文献标志码:A文章编号:1005-2518(2020)06-0792-08DOI:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.080引用格式:GAO Shixiong,CHEN Guobao,YANG Hongying,et al.Research Progress of Antimony Removal Technology by Pre‐treatment of Antimony-bearing Gold Ore[J].Gold Science and Technology,2020,28(6):792-799.高世雄,陈国宝,杨洪英,等.含锑金矿预处理脱锑技术的研究进展[J].黄金科学技术,2020,28(6):792-799.1研究背景难处理金矿,即难浸金矿,其中含有砷、碳等杂质,对其进行常规氰化法浸出,金浸出率往往低于80%,典型的难浸金矿直接浸出率仅为10%~ 30%[1]。
从砷锑烟尘中回收锑的试验研究I. 引言A. 砷锑烟尘的危害B. 锑的重要性和应用C. 研究目的和意义II. 实验设计A. 实验材料和仪器设备B. 实验流程C. 实验数据处理III. 实验结果A. 锑回收率的评估B. 锑的物理性质分析C. 锑的化学性质分析IV. 实验讨论A. 锑回收的影响因素分析B. 锑回收与其他金属分离方法的比较C. 实验结果与预期结果的差异分析V. 结论和展望A. 实验结果的总结B. 锑回收方法的优化方向C. 下一步研究的方向和目标参考文献I. 引言随着人类经济的快速发展和工业的不断提高,大量的砷锑烟尘排放给环境和人类健康带来了极大的危害。
砷和锑是具有毒性的金属元素,它们可以对人体的神经系统、消化系统和生殖系统等造成损害,严重的可以导致癌症和畸形等疾病。
而另一方面,锑是重要的稀有金属元素,广泛应用于生产半导体、光学器件、化妆品、防腐剂等方面。
因此,在矿山和冶金企业排放的砷锑烟尘中回收锑,不仅可以保护环境和人类健康,同时也可以节省能源和资源,具有重要意义。
本论文旨在探讨从砷锑烟尘中回收锑的试验研究。
首先将介绍实验的目的和意义,接着将详细介绍实验的设计,包括实验材料和仪器设备、实验流程和实验数据处理。
然后将展示实验结果,包括锑回收率的评估、锑的物理性质分析和锑的化学性质分析。
进而探讨锑回收的影响因素分析和与其他金属分离方法的比较。
最后将进行总结和展望,说明锑回收方法的优化方向以及下一步研究的方向和目标。
本研究尝试通过实验的方法,开发出从砷锑烟尘中回收锑的新技术或改进现有的技术,以提高锑的回收率和分离效率,同时避免对环境和人体的影响。
本研究的成果将为砷锑烟尘的治理和金属回收技术的发展提供有益参考,具有一定的理论和实践意义。
II. 实验设计为了实现从砷锑烟尘中回收锑的目的,我们进行了一系列的实验设计。
本章将介绍实验的材料和仪器设备、实验流程以及实验数据处理的方法。
A. 实验材料和仪器设备在实验中,我们采用了人工制备的砷锑烟尘和关键试剂来回收锑。
湖南有色金属HUNANNONFERROUSMETALS第37卷第3期2021年6月作者简介:易爱君(1986-),男,工程师,主要从事金、锑、钨选矿技术研究工作。
提高辰州矿业选矿厂金、锑回收率浮选试验研究易爱君,黄长峰(湖南辰州矿业有限责任公司,湖南沅陵 419600)摘 要:针对湖南辰州矿业有限责任公司选矿厂锑金浮选给矿,在矿石工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。
在锑金浮选采用MA-3、丁钠黑药与高效捕收剂按5∶1∶1混合用药,与现有药剂制度对比,捕收剂总用量不变,高效捕收剂用量34g/t时,尾矿金品位降低0 03g/t,锑品位降低0 014%,金、锑回收率分别提高了0 48%和0 91%;锑金精矿产率增加1 4%,金品位降低2 8g/t,锑品位降低0 6%;锑金精矿含砷、铅不变,含硅增加0 9%,钨的损失增加22%。
关键词:金;锑;浮选;回收率;高效捕收剂中图分类号:TD923+1 文献标识码:A 文章编号:1003-5540(2021)03-0014-05 湖南辰州矿业有限责任公司选矿厂处理沃溪矿区和鱼儿山矿区的井下出窿矿石,两矿区的矿石均为金、锑、钨共生矿石。
自新选厂建厂以来,一直采用“两段磨矿—重浮联合”的原则工艺流程,产品为合质金、白钨精矿和锑金精矿。
2020年公司提出了实现“551”的生产经营目标,技术经济指标的目标为在年计划的基础上再提高1%。
目前钨回收率超过“551”目标,金、锑回收率均未达到“551”目标。
因此,希望通过进行小型试验研究找到提高金、锑回收率的方法。
本试验主要探索了应用LJ-1508高效捕收剂(以下简称高效捕收剂)的试验方案。
1 工艺流程目前选矿厂磨选流程采用“两段磨矿—重浮联合”的原则工艺流程,具体工艺流程如图1所示。
2 矿石性质2017年长沙矿冶研究院有限责任公司对矿样进行了工艺矿物学研究[1],其矿石性质如下。
2 1 矿石的物质组成经镜下鉴定、X射线衍射分析、扫描电镜分析和MLA分析综合研究查明:金矿物为自然金;钨矿物主要为白钨矿,少量黑钨矿;锑矿物大部分为辉锑矿,微量红锑铁矿、脆硫锑铅矿和车轮矿等;其它金属硫化物以黄铁矿为主,微量毒砂、黝铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿,偶见方铅矿、辰砂、辉钼矿、辉铋矿和自然铋等;铁矿物主要为镁铁矿,少量赤铁矿、褐铁矿和菱铁矿,偶见磁铁矿;脉石矿物以石英和云母为主,少量白云石、铁白云石、绿泥石等;其它微量矿物尚见方解石、高岭石、蛇纹石、辉石、金红石、磷灰石等。
高砷低品位锡铅锌锑矿高效分离与清洁生产关键技术研究与应用1.引言1.1 概述概述部分主要介绍本篇文章的研究背景、研究对象以及研究的目的和意义。
高砷低品位锡铅锌锑矿是一种具有广泛分布和丰富资源的矿产资源,其主要包含锡、铅、锌和锑等有价值金属。
然而,与此同时,这些矿石中同时存在着高砷元素,使得其开发利用面临一定的技术和环境难题。
在现有的矿石分离和提取工艺中,高砷低品位锡铅锌锑矿的处理往往存在较高的能耗和环境污染问题。
因此,开展高效分离与清洁生产关键技术的研究与应用,对于提高矿石的综合利用率、降低生产成本、实现可持续发展具有重要意义。
本文将重点探讨高砷低品位锡铅锌锑矿的特点和高效分离技术。
首先,通过对这种矿石的特性进行分析和描述,揭示其在矿山开采和矿石处理过程中的困难和挑战。
其次,引入并介绍一系列高效分离技术,如浮选、重选、磁选等,以期实现对高砷低品位锡铅锌锑矿中价值金属和有害元素的分离与提取。
本研究旨在为高砷低品位锡铅锌锑矿的高效分离与清洁生产提供一种可行的技术途径,通过技术创新和应用推广,达到资源利用的最大化和环境保护的目标。
总之,本文通过研究高砷低品位锡铅锌锑矿的分离与提取技术,旨在解决目前存在的矿石处理难题,并为实现矿石综合利用、降低能耗和环境污染提供一种解决方案。
通过对这一领域的研究和应用前景展望,我们有信心推动高砷低品位锡铅锌锑矿行业的可持续发展。
1.2文章结构1.2 文章结构本文主要包括以下几个部分的内容:第一部分为引言,将对本文章研究的背景和意义进行概述,并介绍文章的目的。
第二部分为正文,主要分为两个小节。
第一小节将详细介绍高砷低品位锡铅锌锑矿的特点,包括其成分组成、物理性质等方面的特点,以便为后续的研究提供基础。
第二小节将重点介绍高效分离技术,包括目前已有的分离方法的优缺点分析以及新的分离技术的研究与应用情况,对分离效率和清洁生产方面的关键技术进行探讨。
第三部分为结论,主要包括两个小节。
贵州某高砷锑矿石选矿试验余红林;陈文祥;张周位【摘要】There is 0. 61% Sb and 1. 02% As in a high arsenic antimony ore from Guizhou. Antimony mainly occurs as stibnite,while arsenic occurs as arsenopyrite. To provide technique basis for the development of the ore,beneficiation experi-ment was conducted on the ore. Antimony depression and arsenic flotation process,arsenic and antimony bulk flotation and then separation process,antimony flotation and arsenic depression process comparison experiment results indicated that, antimony flotation and arsenic depression process index is relative well. At the grinding fineness of 0. 074 mm passing 92. 78%,by anti-mony preference flotation and arsenic depression process,using sodium silicate as depressor,lead nitrate as activator,diethyl dithiocarbamate and ammonium dibutyl dithiophosphate as collector,2# oil as frother,via one roughing and one cleaning antimo-ny preference flotation,antimony concentrate with antimony grade of 57. 49% and recovery of 79. 52% was obtained,the con-tent of arsenic decreased to 0. 54%,antimony tailings via one roughing-two cleaning-two scavenging arsenic flotation,arsenic concentrate with arsenic grade of 10. 17% and recovery of 82. 79%, gold grade of 29. 16 g/t and recovery of 80. 98%, and 1. 04% antimony was obtained,effective separation recovery of antimony and arsenic was realized.%贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在.为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验.抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好.在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2016(000)008【总页数】4页(P94-97)【关键词】砷;锑;浮选;浮锑抑锌【作者】余红林;陈文祥;张周位【作者单位】贵州省地质矿产中心实验室,贵州贵阳550018;贵州省贵金属矿产资源综合利用工程技术研究中心有限公司,贵州贵阳550018;贵州省地质矿产中心实验室,贵州贵阳550018;贵州省贵金属矿产资源综合利用工程技术研究中心有限公司,贵州贵阳550018;贵州省地质矿产中心实验室,贵州贵阳550018;贵州省贵金属矿产资源综合利用工程技术研究中心有限公司,贵州贵阳550018【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7锑是氮族元素,其氧化物三氧化二锑主要用于制造耐火材料[1]。
砷碱渣中砷锑分离并选择性回收锑的工艺研究砷碱渣是火法炼锑加碱除砷过程中产生的有毒废渣。
目前我国每年产生砷碱渣约1万吨,历年堆存量已达20万吨。
砷碱渣中水溶性砷是一种致癌物,对人类以及周边环境造成严重威胁,已成为社会亟待解决的问题。
近年来发生的多起砷碱渣严重污染事故,引起世人的高度重视,砷碱渣的处理势在必行。
本研究对砷碱渣的特性进行详细研究的基础上,提出了“水浸-碱浸-控电位氧化”综合回收砷碱渣的技术方案,完成了小型实验和工业化扩大试验。
采用该方案处理砷碱渣不但能消除其对环境的危害,而且能回收其中的有价金属锑,具有显著的社会、经济和环境效益。
论文的主要研究内容和结果如下:在不同浸提液中分析了砷碱渣的浸出毒性,结果显示,砷碱渣浸出毒性高,可划为危险废物。
不同浸出剂中,砷碱渣毒性由高到低排序为:硫酸硝酸法>去离子水法>醋酸缓冲溶液法。
根据砷、锑的浸出热力学分析可知,As(Ⅲ)的溶解度远大于Sb(Ⅲ);在pH为2-9时,溶液中的砷锑浓度比较稳定,当溶液pH大于9时,砷的溶解度迅速增大,但当溶液pH大于12时,锑的溶解度亦增大,因此当溶液pH值为9-12时,可通过浸出的方式实现砷锑的初步分离。
“水浸—碱浸”二段浸出法能实现砷碱渣中砷锑的高效分离,砷进入溶液而锑仍留在渣中。
经二段浸出法处理后,砷碱渣中95%以上砷可有效浸出,浸出渣中含砷低于0.5%。
对砷碱渣水浸过程的动力学进行分析后,得出砷的水浸过程受化学反应控制,浸出过程符合致密球形收缩反应核动力学模型:。
在所选实验范围内对应的试验条件下,砷水浸出过程的表观活化能为15.140kJ/mol。
通过对不同价态锑化合物在水溶液中溶解度的差异的研究,筛选出一种特殊脱锑剂,利用脱锑剂的氧化性能,促使锑以溶解度更小的五价化合物从含砷水溶液中析出,开发的控电位氧化的工艺可精准地控制浸出液中锑的氧化程度,从而实现砷、锑的深度分离与高效回收。
在最佳条件下,锑的氧化沉淀率达到90%以上。
锑矿浮选矿方法全文共四篇示例,供读者参考第一篇示例:锑是一种重要的金属元素,常见于含锑矿的矿石中。
锑矿的浮选是锑矿选矿过程中的重要步骤,通过浮选可以将锑矿从其他杂质矿物中分离出来,达到提纯的效果。
锑矿浮选的方法多种多样,包括物化性质的浮选、化学性质的浮选等,下面将介绍几种常见的锑矿浮选方法。
一、重选法重选法是最常用的浮选方法之一,其原理是根据矿石的密度差异将锑矿和其他杂质矿物进行分离。
一般来说,锑矿的密度较大,而其他杂质矿物的密度较小,通过重选可以将锑矿从其他杂质矿物中选出来。
重选法的优点是操作简单,成本低廉,适用于处理含锑矿较少的矿石。
但重选法需要依靠设备的挑选能力,对设备的要求较高。
二、浮选法三、化学法化学法是一种比较新颖的锑矿浮选方法,其原理是通过改变矿石表面的化学性质,使锑矿和其他杂质矿物在特定条件下发生化学反应,实现分离。
化学法可以通过调节溶液的pH值、离子浓度等参数来实现不同矿石的浮选分离。
化学法的优点是可以减少对设备的依赖,可以针对不同矿石进行灵活选择。
但化学法需要对浸出条件和反应机制有深入的了解,对操作者的要求较高。
四、组合法除了单一的浮选方法外,还可以根据不同矿石的特性采用多种浮选方法的组合。
比如可以先进行重选,再进行浮选,或者先进行化学处理,再进行浮选,通过组合不同的浮选方法可以提高浮选效果,达到更好的分离效果。
组合法的优点是可以综合利用各种浮选方法的特点,充分发挥各种方法的优势。
但组合法需要有对不同浮选方法的熟练掌握和灵活应用,对操作者的要求较高。
锑矿浮选是一项复杂的工程,要根据具体矿石的性质选择合适的浮选方法。
不同的浮选方法各有优劣,可以根据实际情况选择合适的方法或者组合多种方法以提高浮选效果。
通过科学合理的浮选工艺,可以有效地提高锑矿的提纯度和回收率,实现经济效益和社会效益的双赢。
希望未来在锑矿浮选领域能有更多的技术突破和创新,为锑矿的生产与应用做出更大的贡献。
第二篇示例:锑矿是一种重要的非金属矿物,广泛应用于火箭燃料、防蚀合金等领域。
锑-砷分离浮选的研究锑矿石中常含有一定量的砷,所以辉锑矿与砷黄铁矿的分离,是锑矿浮选过程中需要解决的问题。
锑与砷许多性质相近,但辉锑矿(Sb2S3)与砷黄铁矿(FeAsS)的矿物结晶构造并不相同[1]。
辉锑矿属A2X3型化合物,链状结晶构造,链体内Sb-S的距离为2.5Å,而两链体间Sb-S的距离则有3.2Å左右,键力减弱,并易沿这一方向解离。
砷黄铁矿属黄铁矿族,为AX2型化合物,X2为AsS,它与黄铁矿中的S2一样,为哑铃状对阴离子型结晶构造,S-As之间具有强烈的共价键,距离极短,金属阳离子与对阴离子之间的距离也较短,晶体结构紧密,各方向键力相近。
辉锑矿因解理(或破裂)面键力弱,有一定的天然可浮性,此外在碱性溶液中易于溶解。
砷黄铁矿的结晶构造与黄铁矿相同,浮选特性与黄铁矿接近,如对某些捕收剂的作用有选择性、易于氧化而使可浮性降低等。
因此,有可能通过寻找有选择性的捕收剂,利用辉锑矿与砷黄铁矿在碱性介质中可浮性的差异,以及氧化速率的差别等达到分离浮选的目的。
本研究用改进的哈里蒙德浮选管[2],对辉锑矿和砷黄铁矿进行了①选择性捕收剂、②碱性矿浆浮选、③氧化后再浮选的试验,用实验室浮选机对含砷的硫化锑矿石进行了分离浮选试验,获得了满意的结果,并在生产实践中得到了证实。
本研究用显微电泳法[3]测定了辉锑矿的ζ电位,用紫外吸收光谱法[4]测定了黄药、双黄药在辉锑矿和砷黄铁矿表面的吸附量及其作用产物。
本文对这三个分离浮选方法分别进行了机理研究,讨论了辉锑矿在酸、碱溶液中的双电层模型和表面化学反应产物,绘出了溶液中各种离子浓度与pH 关系的pMe-pH图,讨论了这些特性与矿物可浮性之间的关系。
一、试验方法1、试样辉锑矿取自板溪锑矿,砷黄铁矿取自瑶岗仙钨矿,经人工挑选,锤碎至-3毫米后入瓷球磨机磨细,经80目标准筛干筛和200目标准筛湿筛,取-80+200目粒级做为试样。
辉锑矿用蒸馏水清洗后晾干,砷黄铁矿用1∶1的盐酸处理后用蒸馏水反复冲洗至溶液中C1-消失,过滤后放入真空干燥箱中烘干。
新疆某含砷高硫微细粒锑矿浮选试验研究张瀚;魏宗武;杨梅金;侍兴君【摘要】新疆某辉锑矿石锑含量为2.43%,锑主要以细粒、微细粒嵌布存在于毒砂、黄铁矿、磁黄铁矿裂缝中,脉石矿物主要为石英、钙镁矿物及少量铝硅酸盐.为给该矿石开发利用提供依据,进行了选矿工艺试验.结果显示:在磨矿细度为-0.074mm占90%条件下,硫酸调pH值为6.5,以组合抑制剂TS-1作硫砷矿物抑制剂、硝酸铅为锑活化剂、乙硫氮+丁胺黑药为捕收剂,经1粗2精3扫闭路流程浮选,获得了锑品位为49.95%、回收率为95.47%的锑精矿.试验结果可以为该矿石的合理开发提供参考.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2019(035)008【总页数】4页(P93-96)【关键词】微细粒高硫锑矿;细粒嵌布;浮选;硫砷矿物抑制剂【作者】张瀚;魏宗武;杨梅金;侍兴君【作者单位】广西大学资源环境与材料学院;广西大学资源环境与材料学院;广西大学资源环境与材料学院;广西大学资源环境与材料学院【正文语种】中文锑是我国的优势矿产资源,但持续多年的开采使易选锑资源日渐枯竭,后备储量逐年减少。
为实现锑资源的可持续发展,对难选高砷高硫锑矿进行合理开发利用[1-5]。
在锑矿床中,一般都不同程度地伴生着黄铁矿、毒砂等硫砷矿物,其与辉锑矿的可浮性相似,硫砷矿物在锑冶炼过程中属于有害物质,不仅影响锑质量,还会对环境造成污染,因此,在浮选过程中必须对其进行有效抑制,以降低其对后续锑冶炼的影响。
本研究对新疆某含砷高硫锑矿石进行浮选研究,以期为该矿石的合理开发利用提供参考。
1 矿石性质1.1 矿石多元素分析试验原矿为新疆某高硫微细粒嵌布辉锑矿石,原矿多元素分析结果见表1。
表1 原矿化学多元素分析结果 %成分SbSAsFePbCu含量2.4315.361.2417.530.010.003成分ZnMnSiO2CaOAl2O3含量0.051.1747.867.3410.40由表1可知,原矿中锑、砷和硫的含量都较高,其中锑的含量为2.43%,砷的含量为1.24%,硫含量为15.36%,杂质主要为SiO2,其含量为47.86%。
采用浮选法处理埃蒂班克哈利科伊辉锑矿并分离出砷黄铁矿常前发;洪莉
【期刊名称】《国外选矿快报》
【年(卷),期】1996(000)011
【摘要】土耳其埃蒂班克哈利科伊浮选厂采用选浮法生产的辉锑矿精矿中,由于其砷含量高布存在着销售问题。
为了确定可生产出As含量合乎要求的高品位辉锑矿精矿的最佳浮选条件,进行了混合浮选的优先浮选试验。
因此对捕收剂类型、矿浆pH值和NaCN添加量对浮选的影响进行了研究。
在矿浆pH值为9时采用Aero3477(75g/t)和NaCN(75g/t),得到了Sb品位61%,回收率95%,As含量0.1%的辉锑矿精矿。
因
【总页数】5页(P1-5)
【作者】常前发;洪莉
【作者单位】不详;不详
【正文语种】中文
【中图分类】TD954
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锑-砷分离浮选的研究锑矿石中常含有一定量的砷,所以辉锑矿与砷黄铁矿的分离,是锑矿浮选过程中需要解决的问题。
锑与砷许多性质相近,但辉锑矿(Sb2S3)与砷黄铁矿(FeAsS)的矿物结晶构造并不相同[1]。
辉锑矿属A2X3型化合物,链状结晶构造,链体内Sb-S的距离为2.5Å,而两链体间Sb-S的距离则有3.2Å左右,键力减弱,并易沿这一方向解离。
砷黄铁矿属黄铁矿族,为AX2型化合物,X2为AsS,它与黄铁矿中的S2一样,为哑铃状对阴离子型结晶构造,S-As之间具有强烈的共价键,距离极短,金属阳离子与对阴离子之间的距离也较短,晶体结构紧密,各方向键力相近。
辉锑矿因解理(或破裂)面键力弱,有一定的天然可浮性,此外在碱性溶液中易于溶解。
砷黄铁矿的结晶构造与黄铁矿相同,浮选特性与黄铁矿接近,如对某些捕收剂的作用有选择性、易于氧化而使可浮性降低等。
因此,有可能通过寻找有选择性的捕收剂,利用辉锑矿与砷黄铁矿在碱性介质中可浮性的差异,以及氧化速率的差别等达到分离浮选的目的。
本研究用改进的哈里蒙德浮选管[2],对辉锑矿和砷黄铁矿进行了①选择性捕收剂、②碱性矿浆浮选、③氧化后再浮选的试验,用实验室浮选机对含砷的硫化锑矿石进行了分离浮选试验,获得了满意的结果,并在生产实践中得到了证实。
本研究用显微电泳法[3]测定了辉锑矿的ζ电位,用紫外吸收光谱法[4]测定了黄药、双黄药在辉锑矿和砷黄铁矿表面的吸附量及其作用产物。
本文对这三个分离浮选方法分别进行了机理研究,讨论了辉锑矿在酸、碱溶液中的双电层模型和表面化学反应产物,绘出了溶液中各种离子浓度与pH关系的pMe-pH图,讨论了这些特性与矿物可浮性之间的关系。
一、试验方法1、试样辉锑矿取自板溪锑矿,砷黄铁矿取自瑶岗仙钨矿,经人工挑选,锤碎至-3毫米后入瓷球磨机磨细,经80目标准筛干筛和200目标准筛湿筛,取-80+200目粒级做为试样。
辉锑矿用蒸馏水清洗后晾干,砷黄铁矿用1∶1的盐酸处理后用蒸馏水反复冲洗至溶液中C1-消失,过滤后放入真空干燥箱中烘干。
两者均藏入广口瓶内放进干燥器中,每次试验样用称量瓶称出一批。
ζ电位测定用试样再经玛瑙钵研磨至-5微米。
辉锑矿的矿物(Sb2S3)含量为96.8%;砷黄铁矿的矿物(FeAsS)含量为97.8%。
2、药剂浮选捕收剂丁黄药、丁铵黑药、乙硫氮、胺醇黄药均属工业品。
吸收光谱测定所用黄药、双黄药经提纯。
乙醚、三氯化锑、硫酸、氢氧化钠、高锰酸钾、硫酸铜等为分析纯。
实验用一次蒸馏水,ζ电位和吸收光谱测定用二次蒸馏水。
3、试验方法所有矿物浮选试验在改进的哈里蒙德管中进行,矿石浮选试验用实验室XFD 型1.5升浮选机。
ζ电位测定用日本产MRK显微电泳仪。
紫外吸收光谱测定用国产751型分光光度计。
pH值测定用pHS-2型酸度计。
电导率测定用DDS-11型电导仪。
改进的哈里蒙德浮选管充气量固定为17.5毫升/分。
浮选重复试验的标准=1.28%,每次试验用矿样1克,直接在浮选管中调浆,用预先配均方误差为σ^s好的pH溶液润湿后搅拌0.5分钟,然后加入调整剂(必要时加入,按特定的时间调浆),捕收剂调浆1.5分钟,浮选4分钟。
显微电泳仪的电泳槽为矩形(75×25×3毫米,内厚1毫米)。
静止层的位置(Y)由下式表示:d为槽深(即内厚)。
ζ电位的计算按下式进行:式中ζ-动电位,mV;D-水的介电常数,D=80;n-粘性系数,25℃,n=0.00894泊;S-电泳槽截面积,S=0.1403cm2;ι-微粒移动的距离,μm;t-微粒移动的时间,秒;C-溶液的电导率,mΩ/cm;i-电流,mA。
黄药、双黄药与辉锑矿、砷黄铁矿相互作用产物的测定,是将按浮选条件作用后的矿物滤干,经两次洗涤后,用纯乙醚溶取其矿物表面的产物。
经离心澄清,其清液移入石英比色皿,放进751型分光光度计里测定。
二、试验结果辉锑矿与砷黄铁矿的分离浮选用三种方案进行了研究:1、选择性捕收剂法;2、碱性矿浆法;3、氧化法,其结果如下。
1、选择性捕收剂法为了有选择性地捕收辉锑矿,用丁基铵黑药(C4H9O)2PSS-NH4、乙硫氮(C2H5)2NCSSNa、氨醇黄药 (C2H5)2NCH2CH2OCSSNa等对辉锑矿和砷黄铁矿进行了浮选试验,并与丁黄药C4H9OCSSNa为捕收剂作比较。
1)丁黄药现场通常以丁黄药作为辉锑矿浮选的捕收剂。
用丁黄药时,试验得出辉锑矿和砷黄铁矿的可浮性与pH的关系如图1所示。
辉锑矿在pH<5时可浮性最好,pH 5-7可浮性急剧下降,pH 7-11可浮性都很差;砷黄铁矿在pH 6以前有良好的可浮性,在pH 6-11可浮性直线下降,PH>11几乎完全受抑制。
两种矿物在pH<5时可浮性都好,pH>8都不好。
pH 6-8的范围内,砷黄铁矿比辉锑矿好浮些,但其差别不大。
因此,正如生产实践中早已显示的那样,要想用丁黄药作捕收剂直接分离锑-砷是困难的。
Fig.1 Recovery of antimonite and arsenopyriteas a function of pH with butyl xanthate(10 mg/1)2)丁基铵黑药图2是丁基按黑药作捕收剂时,辉锑矿和砷黄铁矿的可浮性与pH之间的关系。
丁按黑药对辉锑矿的捕收能力较强,对砷黄铁矿捕收能力弱,尤其在pH<4的介质中差别较为显著,对锑-砷分离浮选有一定选择性。
Fig.2 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with dibutyl dithio-phosphate ammonium(10mg/1)3)乙硫氮乙硫氮对辉锑矿和砷黄铁矿的捕收性能如图3。
在pH5-10的范围内辉锑矿都有良好的可浮性。
而在所有的pH值下,乙硫氮对砷黄铁矿的捕收能力都很弱。
因此,乙硫氮是一种对辉锑矿和砷黄铁矿具有良好选择性的捕收剂。
特别值得注意的是,黄药、黑药在pH>5之后辉锑矿的可浮性显著降低,而乙硫氮在pH9以下都有很高的回收率。
Fig.3 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with diethyl dithiocarbamate sodium(10m/1)4)氨醇黄药氨醇黄药作捕收剂时,辉锑矿和砷黄铁矿的可浮性与pH之间的关系如图4,砷黄铁矿在所有pH范围内都不能有效地浮选,而辉锑矿在pH<6的介质中有很好的可浮性。
故氨醇黄药也是一种选择性好的捕收剂。
此外,还进行了以硫胺醋(CH3)2CHOCSNHC2H5、丁黄睛酯C4H9OCSSC2H4CN为捕收剂的浮选试验.但对锑-砷的分离浮选效果都不好。
Fig.4 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with diethyl aminoethyl dithiocarbonate sodium(10 mg/1)2、碱性矿浆分离浮选法丁黄药为捕收剂时,未经活化的辉锑矿和砷黄铁矿在碱性介质中的可浮性都1.5mg/l),砷黄铁矿在碱性介质中可浮不好(见图1)。
但有少量活化剂(CuSO4性很好,而辉锑矿仍不浮,见图5,从而可以达到锑-砷分离浮选的目的。
可见,在碱性矿浆中进行锑-砷分离浮选的条件应该是先经活化。
经Cu2+活化的砷黄铁矿表面具有与铜矿物相似的可浮性,在所有的pH范围内回收率都很高,几乎是一条平的直线。
而辉锑矿在碱性介质中由于表面的溶解行为,不利于Cu2+的活化,也不利于阴离子捕收剂的捕收,而受到抑制,下面还要进一步讨论。
Fig.5 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a functionof pH with butyl xanthate(10 mg/1) CuSO4·5H2O(1.5mg/1)3、氧化分离浮选法氧化剂高锰酸钾的用量及其搅拌时间对于辉锑矿和砷黄铁矿可浮性的影响见图6、图7。
从图6可看出,砷黄铁矿易被氧化,随着氧化剂用量增加,砷黄铁矿回收率迅速下降;与此同时,辉锑矿不易被氧化,回收率下降较小。
高锰酸钾浓度为4×10-5~l×10-4摩尔/升时,锑和砷的可浮性差别最大。
图7显示,氧化时间很重要,搅拌时间在0.5分钟时,砷黄铁矿受到强烈抑制,辉锑矿却浮得比较好。
半分钟后,砷黄铁矿的抑制作用减弱,至15分钟时,砷黄铁矿又浮得比较好。
可见氧化剂的用量和作用时间很重要,必须严格控制,否则难于达到理想的效果。
×10-5 mol/l▲ C K MnO4Fig.6 Effect of potassium permanganate on the flotation antimonite and arsenopyrite with butyl xanthate(10 mg/1) pH 3.2Fig.7 The effect of conditioning time on flotationrecovery of antimonite and arsenopyrite with butyl(4.2×10-5mol/1)xanthate(10 mg/1) and KMnO44、含砷硫化锑矿石的分离浮选根据上述分离途径,本研究对某地含砷的锑矿石采用选择性捕收剂法和碱性矿浆法进行了分离浮选试验,试验用1.5升XFD-63型单槽浮选机,磨矿细度为68%-200目,试验结果见表1。
从表中可看出,用丁黄药浮选,锑精矿含砷很高达4.33%。
采用丁基铵黑药选择性捕收剂法,粗选就能获得高质量的锑精矿,锑品位56.10%,含砷仅0.34%,锑回收率达95.61%。
经硝酸铅活化丁黄药捕收剂浮选得到的粗精矿,再采用碱性矿浆法进行锑—砷分离反浮选精选,也能获得较好的锑精矿和砷精矿,锑精矿品位55.59%,回收率94.81%,含砷0.66%;砷精矿品位29.15%,回收率80.28%,含锑2.78%。
可见,无论选择性捕收剂法或碱性矿浆法都能获得满意的结果。
碱性矿浆分离浮选可得到两个精矿(锑精矿和砷精矿),但锑精矿质量不如选择性捕收剂法高,流程也较复杂。
▲表1 含砷锑矿石浮选试验结果(%)三、讨论1、辉锑矿在不同酸碱性矿浆中,以丁黄药为捕收剂的浮选回收率与它的ζ电位对黄药的吸附量一一对应,见图8、9。
Fig.8 The effect of pH on adsorption xanthate and flotation of antimonite 当pH<5时,ζ电位高(负值小),对黄药的吸附量大,辉锑矿的回收率高。