[6102]以酸性水玻璃为抑制剂浮选萤石研究外文翻译资料

 2021-12-08 10:12

以酸性水玻璃为抑制剂浮选萤石研究

Wenbo Zhou a , Josue Moreno b , Roberto Torres b , Hector Valle b , Shaoxian Song c

a Hubei Key Laboratory for Efficient Utilization and Agglomeration of Metallurgic Mineral Resources, Wuhan University of Science and Technology, Wuhan, China

b Mexichem Fluor S.A. de C.V., San Luis Potosi, Mexico

c Instituto de Metalurgia, Universidad Autonomade San Luis Potosi, San Luis Potosi, Mexico

摘 要:研究了用酸性水玻璃(AWG)替代常用的抑制剂(粉煤灰 木质素磺酸钠)从矿石中浮选萤石。实验结果表明,与目前常用抑制剂相比,采用AWG浮选可显著提高尾矿矿浆中细颗粒的沉降速率,从而产生更清洁的循环水,提高了萤石的回收率和浮选率。此外,研究发现,在萤石浮选过程中,AWG对萤石和脉石矿物(碳酸盐矿物和硅酸盐矿物)具有较高的选择性。

关键词:浮选;非金属矿石;浮选抑制剂

1.介绍

萤石浮选通常以木质素磺酸钠为抑制剂,脂肪酸为捕收剂,在高pH条件下实现(Crozier,1992;Ayhan et al.,2006)。在非金属矿石中含有大量细颗粒的情况下,使用木质素磺酸盐时,由于细颗粒的有效分散,细颗粒的沉降速度明显减慢,浮选回路中水的浊度较高,导致分离效率很低。这种情况发生在Las Cuervas萤石浓缩厂(隶属于Mexichem Fluor Corporation,位于墨西哥圣路易斯波多西州)。因此,寻找一种替代的化学药剂方案来解决这一问题具有重要的意义。

尾矿浆中颗粒沉降效果差的原因可能是木质素磺酸钠在高矿浆pH值下具有较强的分散细颗粒的能力。Conley(1996)和Lu et al.(2005)已经证明木质素磺酸钠由于空间斥力在水悬浮液中作为一种有效的分散剂。pH值在9.5以上的水溶液中,大部分矿物都是带负电荷的(Kosmulski, 2011),导致水溶液中矿物悬浮液中的颗粒之间形成了强电双层膜,颗粒之间产生排斥力(Lu et al.,2005)。在中性或弱酸性条件下使用无机降凝剂可以改善萤石浮选中微粒的沉降,因为微粒不带那么多负电荷。

关于改善萤石浮选的替代抑制剂的研究,已有许多报道(Marinakis and Shergold , 1985; Yuehua et al., 2003; Pearse, 2006; Kienko et al.,2010)。 如采用水玻璃作为抑制剂,脂肪酸作为捕收剂进行萤石浮选(Sun et al., 2012)。盐渍硫酸铜是一种有效的萤石矿浮选中磷酸盐矿物抑制剂(Zhang and Song, 2003)。酸化硅酸钠被证明是一种中性pH下碳酸盐矿物的替代抑制剂(Zhou and Lu, 1992; Ding and Laskowski, 2006 )。由于酸化硅酸钠(水玻璃)是一种无机试剂,可在中性或弱酸性介质中工作,因此它可能是萤石矿浮选中木质素磺酸钠较好的替代抑制剂。

本工作的目的是为拉斯库埃尔瓦斯选矿厂开发一种更好的药剂方案,以改善萤石浮选中脉石矿物的分离,提高循环水的澄清度。该研究包括比较两种不同的化学方案,木质素磺酸钠和目前使用的纯碱和酸化水玻璃。对比研究了尾矿浆的混凝、浮选速率和分离效率。

2.实验

2.1 材料

本工作所用的矿石样品取自Las Cuervas浓缩厂萤石闭路浮选的原料矿石。矿石样品由萤石、石英、方解石和粘土矿物组成。测定样品的原矿品位为:CaF2为75.08%,CaCO3为5.01%,SiO2为9.69%。用标准筛子测定样品的粒度分布,d30、d50和d80(累积粒径为30%、50%和80%时的直径)分别为18、39和150 micro;m。

采用墨西哥硅酸衍生物水玻璃,SiO2:Na2O比为2.8,纯度为99%,以及产自墨西哥巴墨斯的木质素磺酸钠,纯度为55%。从墨西哥蒙特雷的Quimicos产品中提取的PQM-1907(一种脂肪酸混合物)被用作捕收剂。以Alcali(墨西哥)生产的纯碱和Agricel(墨西哥)生产的硫酸为改性剂,其纯度分别为99%和98%。所用的水是墨西哥圣路易斯波多西提的饮用水。

2.2 酸化水玻璃的制备

将9% w/w硫酸溶液和10% w/w水玻璃溶液按体积比1:1混合制备AWG溶液,用磁力搅拌器搅拌1小时。

2.3 浮选实验

采用丹佛实验室浮选池进行了浮选试验,试验在25%矿浆浓度下进行。实验前将化学试剂加入烧杯,静置10 min。将AWG作为抑制剂的化学方案称为新方案,将使用纯碱和木质素磺酸钠的化学方案称为实际方案。每个试剂组的工艺条件如表1所示。

表1新方案和实际方案的工艺条件

  • 试剂及用量(g/吨) pH

碳酸钠 木质素磺酸钠 酸化水玻璃 PQM-1907

实际方案 2000 800 800 9.5

新方案 500 800 6.2

浮选试验流程如图1所示。首先,用试剂和药剂进行5分钟粗选。然后,分别在3 min和2 min的浮选时间内,不添加任何药剂,依次对粗精矿I和II进行精选,得到最终精矿1个,中精矿2个(中精矿II和中精矿III)。最后在不加任何药剂的情况下对粗尾矿进行5min扫选,得到中精矿I和最终尾矿。五种产品均经热干燥、称重、化学分析。每个测试重复两次。对本文报道的这两组试验产品的品位和回收率进行了算术平均。分级误差控制在plusmn;0.3%以内,回收率控制在plusmn;3%以内。

图1 萤石浮选试验流程

3 结果与讨论

结合实际和新方案进行了萤石浮选试验。图2为实际方案浮选试验沉降96 h、新方案试验沉降2 h后尾砂浆液的照片。根据实际方案(图2a),沉降96 h后尾矿浆中没有产生澄清水,说明分散性非常高。然而,新方案不同,尾矿浆在2h内完全沉降,在上部产生大量相当澄清的水(图2b)。在Las Cuervas萤石闭路浮选中,这种澄清水作为循环水是受欢迎的,因为可以大大消除泥对浮选的负面影响。

  1. 与实际方案试验沉降96h后的料浆;(b)与新方案试验沉降2 h后的料浆。

图2 尾砂沉积照片

图3从浮选中萤石品位和精矿回收率的角度对两种方案进行了比较,收集了粗选、扫选和精选的数据。结果表明,新方案的回收率与品位线位于实际方案的右侧,表明在给定的CaF2品位下,新方案的回收率比实际方案高。新方案在97% CaF2 (聚硼酸萤石的酸性等级)条件下,回收率为76.2%,实际回收率为71.8%,回收率差异在4%以上。在精矿品位较低的情况下(粗浮选或第一步精选),这种差异要大得多。显然,新方案不仅通过加快尾矿浆中细颗粒的沉降来净化循环水,而且通过提高萤石回收率来改善萤石浮选。

图3 采用实际方案和新方案浮选产生的萤石精矿的CaF2回收率与品位曲线

图4 采用实际方案和新方案浮选产生的萤石精矿的CaF2回收率与CaCO3回收率曲线

从萤石与脉石矿物(CaCO3、SiO2)在萤石浮选中的选择性角度,也可以对两种方案进行比较。这些数据是在上述相同的浮选试验中收集的。图4为两种浮选方案浮选产生的萤石浓度CaF2回收率与CaCO3回收率的曲线。在给定的萤石回收率下,新方案浮选出的方解石比实际浮选出的方解石少。结果表明,与实际方案相比,新方案在浮选中对萤石和方解石的选择性更强,对碳酸盐矿物(主要为方解石)具有较好的抑制作用。

图5 采用实际方案和新方案浮选产生的萤石精矿的CaF2回收率与SiO2回收率曲线图

从萤石精矿CaF2回收率与SiO2回收率的曲线图中也得到了同样的观察结果,如图5所示,在给定的CaF2回收率下,新方案比实际方案浮选的硅酸盐矿物少。结果表明,与实际方案进行了比较,新方案提高了萤石浮选中萤石与硅酸盐矿物的选择性。

值得注意的是,AWG的加入可能通过吸收矿物表面的硅酸盐物质而提高萤石共生体的SiO2含量。然而,与样品中发现的总硅酸盐相比,AWG剂量非常低。结果表明,添加AWG后,总体SiO2含量仅增加0.018%,在分析数据时可以忽略这一影响。

图6 采用实际方案和新方案中萤石的浮选动力学

从矿石中提取萤石的浮选动力学与实际和新方案如图6所示。这里只进行了较粗的浮选。与实际方案相比,新方案提高了萤石回收率。新计划达到最大萤石复苏大约4分钟,而实际的计划了6分钟。萤石回收率约为16%的差异在40多岁,而这是3%在3分钟。这一结果表明,从浮选速率的角度,新方案也是一个更好的比实际方案萤石浮选抑制剂。

4. 结论

1. 实验结果表明,与纯碱和木质素磺酸钠相比,酸化水玻璃对拉斯库瓦斯矿的萤石浮选效果较好。它大大提高了尾矿浆中细颗粒的沉降速度,从而产生了更清洁的循环水,提高了萤石的回收率和浮选率。

2. 与纯碱和木质素磺酸钠相比,AWG对萤石浮选中萤石和脉石矿物(碳酸盐矿物和硅酸盐矿物)的选择性更强。

参考文献

Ayhan, F.D., Bozdogan, M., Temel, H.A., 2006. Enrichment of Elazig–Keban fluorite by flotation method. Mineral Processing and Extractive Metallurgy 115, 113–116.

Conley, R.F., 1996. Practical Dispersions. Wiley-VCH, New York.

Crozier, R.D., 1992. Flotation, Theory, Reagents and Ore Testing. Pergamon, Oxford.

Ding, K., Laskowski, J.S., 2006. Application of a modified water glass in a cationic flotation of calcite and dolomite. Canadian Metallurgical Quarterly 45, 199–206.

Kienko, L.A., Samatova, L.A., Voronova, O.V., Kondratev, S.A., 2010. Lower temperature flotation of carbonate-fluorite ores. Journal of Mining Science 46,317–323.

Kosmulski, M., 2011. The pH-dependent surface charging and points of zero charge V. Update. Journal of Colloid and Interface Science 353, 1–15.

Lu, S., Pugh, R.J., Forssberg, E., 2005. Interfacial Separation of Particles. Elsevier, Amsterdam.

Marinakis, K.I., Shergold, H.L., 1985. Influence of sodium silicate addition on the adsorption of oleic acid by fluorite, calcite and barite. International Journal of mineral processing 14, 177–193.

Pearse, M.J., 2006. An overview of the use of chemical reagents in mineral processing. Minerals Engineering 18, 139–149.

Sun, Y., Liu, J., Cao, Y., Dong, F., Wang, S., 2012. A fluorite

英语原文共 4 页

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