条件 | 产物 | 产率(%) | 品位(S)/% | 回收率(S)/% |
原常规浮选 | 精矿中矿尾矿原矿 | 7.761.4690.78100.00 | 39.2414.280.323.54 | 85.925.888.20100.00 |
无捕收剂浮选 | 精矿中矿尾矿原矿 | 8.601.2590.15100.00 | 38.558.580.313.70 | 89.552.907.55100.00 |
条件 | 产物 | 产率/% | 品位(S)/% | 回收率(S)/% |
原常规浮选 | 精矿尾矿原矿 | 5.6094.40100.00 | 37.540.392.47 | 85.1014.90100.00 |
无捕收剂浮选 | 精矿尾矿原矿 | 6.3893.62100.00 | 37.230.422.77 | 85.8014.20100.00 |
条件 | 产物 | 产率(%) | 品位/% | 回收率/% | ||
Cu | S | Cu | S | |||
原常规浮选 | 混精浮尾原矿 | 7.86 92.14 100.0 | 8.20 0.081 0.719 | 23.52 0.20 2.03 | 89.62 10.38 100.00 | 90.94 9.06 100.00 |
无捕收剂浮选 | 混精浮尾原矿 | 8.61 91.39 100.0 | 7.02 0.051 0.651 | 21.10 0.215 2.02 | 92.81 7.19 100.00 | 90.26 9.74 100.00 |
产物 | 产率(%) | 品位/% | 回收率/% | ||
Cu | S | Cu | S | ||
铜精硫精浮尾原矿 | 2.713.6393.66100.0 | 22.130.550.0520.668 | 29.8833.940.212.24 | 89.722.997.29100.00 | 36.1755.048.79100.00 |
搅拌时间(min) | 5 | 10 | 20 | 40 | 80 |
电势值 (mV) | 130 | 131 | 132 | 130 | 132 |
[next] 从图4和5可以看出,三种矿物接触角在不同浓度电化1号溶液中呈现的变化趋势相似;在同一浓度下,黄铜矿、方铅矿接触角较大,而黄铁矿接触角较小;在没有电化1号存在时,黄铁矿与黄铜矿、方铅矿接触角的差别很大,而添加电化1号后可使这一差别大大减小;在清水溶液中,电化1号浓度在10~30mg/l时,各矿物接触角均较大,而在矿浆滤液中,矿物接触角较大时的电化1号浓度范围为20~40mg/l(可认为是由于在矿粒表面吸附、作用导致药剂的消耗)。与这一浓度范围相对应的添加量为50—100g/t,这与选别试验现象完全吻文合,此时黄铜矿接触角为500以上,黄铁矿接触角为450以上,已具有良好的自然可浮性。根据图1、图3,此时矿浆pH值为8左右,电势值为127~132mV,黄铜矿与黄铁矿都可能处于适度氧化范围,表面可以生成疏水性物质S0。 通过对电化1号机理的考察研究,可认为电化1号对矿浆电势的调控是导致铜、硫矿物无捕收剂浮选的重要原因。也证实了电化1号在矿物表面发生吸附或反应的现象,由于未能对矿物表面的物质组成变化进行分析,所以尚不能解释电化1号的诱导活化机制。[next] 4、结论 (1)采用电化学调整剂—电化I号调控的无捕收剂浮选工艺,可以成功地取代传统的铜、硫浮选工艺,黄药用量可减少80-90%,显著降低浮选药剂成本,且不需要对原来的浮选流程及设备进行任何改动,对铜硫混合浮选采用无捕收剂浮选后,还有利于改善后续的铜硫分离。 (2)对电化I号作用机理的研究考察表明,电化I号在溶液中显碱性,性质较稳定,在较长时间的搅拌下不会发生明显的变化;当其添加量在50-100g/t时,黄铜矿、方铅矿及黄铁矿均可获得较大的接触角,呈现良好的可浮性,与实验完全吻合;对矿浆电势的调控是电化I号重要的作用机制。