CN106513183A - 一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法 - Google Patents
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Abstract
发明公开了一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,采用自制的微泡浮选装置,通过调节浮选体系中的溶液环境、石墨阳极与不锈钢阴极网之前的极间距、不锈钢阴极网的网孔大小,得到流量均匀、大小合适的浮选微泡,在直流电场作用下对微细粒氧化矿物进行微泡浮选,得到精矿和尾矿。本发明可有效提高对微细粒氧化矿物的回收率,特别是能针对‑10μm的微细粒锡石、石英进行回收,是一种十分理想的微泡浮选微细粒氧化矿物的方法。
Description
技术领域
本发明属于选矿领域,涉及一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法。
背景技术
微细粒级矿物的浮选回收是现代矿物加工领域面临的重大科学难题。随着矿产资源的大规模开发利用,贫、细、杂矿石的入选比例不断增大,细粒浮选技术研究引起越来越多的重视。微细粒级矿物浮选困难是由于其自身质量小和比表面大等特性引起的。随着粒度的减小,矿物颗粒的浮选行为会发生根本变化。微细粒级矿物质量小、动量低,导致与气泡的碰撞粘附概率小,使其浮选速率与回收率低,并由于引起细粒混杂而降低精矿品位;同时,微细粒级矿物比表面积大,对药剂的非选择性吸附严重,导致药剂消耗量大,降低精矿品位,另外细粒矿物溶解度大,溶解组分干扰浮选过程。金属氧化矿物在开采和粉碎过程中更易于过粉碎和泥化或其共生矿物易泥化,而且自身溶解度大,可浮性差,捕收剂作用选择性差,细粒浮选问题更加突出。
锡石是一种密度较大的矿物,重选是回收锡石的传统方法,由于锡石性脆,在开采、碎矿磨矿过程中容易发生过粉碎,重选法回收细粒锡石时回收率较低,浮选是回收为细粒锡石的主要方法,但是传统的浮选方法对-38μm粒级的矿物回收率较低,尤其是-10μm粒级,损失严重,这是由于微细粒锡石具有质量小、比表面积大、表面能高等特性,直接导致了浮选过程中药剂消耗高、浮选速率低、回收率低等一系列的问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,通过调节浮选溶液环境(电解质浓度、捕收剂浓度、pH值等)、电流大小、阴极网孔径大小、极间距来配合控制浮选微泡的大小及流速,提高其与浮选矿物的碰撞粘附概率,有效提高浮选矿物的浮选回收率。
为实现上述目的,本发明采用的技术方案为:
一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,包括以下步骤:
1)将微细粒氧化矿物加入电解质溶液中进行超声分散,然后磁力搅拌条件下调节pH值并添加捕收剂,搅拌均匀得浮选矿浆;
2)将所得浮选矿浆置于微泡浮选装置中,在直流电场作用下产生浮选微泡对浮选矿浆进行电解浮选,收集所得浮选泡沫,得浮选精矿。
上述方案中,所述微细粒氧化矿物为锡石矿物或石英矿物,其粒径为-10μm。
上述方案中,所述电解质溶液为NaCl、Na2SO4、KCl、K2SO4、NaNO3或KNO3溶液,其浓度为0.5~2wt%。
上述方案中,所述浮选微泡的尺寸大小可控,为30~50μm。
上述方案中,所述微细粒氧化矿物为锡石时,采用的捕收剂为辛基异羟肟酸,它与微细粒氧化矿物的质量比为(3.5×10-3~6×10-3):1,它与电解液的固液比为(35~60):1mg/L;所述微细粒氧化矿物为石英时,采用的捕收剂为Flotigam EDA-C,它由Clariant提供,属于醚胺醋酸盐类捕收剂,烷基为C10,它与微细粒氧化矿物的质量比为(3×10-3~9×10-3):1,与电解液的固液比为(30~90):1mg/L。
上述方案中,所述步骤1)中调节pH值至9.89~10.08。
上述方案中,所述步骤1)中磁力搅拌速度为1000~1500rpm。
上述方案中,所述直流电场作用采用的直流电流为100~150mA。
上述方案中,所述电解浮选过程中采用磁力搅拌浮选矿浆,搅拌速度为800~1000rpm。
上述方案中,所述电解浮选时间为8~10min。
上述方案中,所述微泡浮选装置包括浮选柱本体,浮选柱本体包括依次连接的浮选柱上段、浮选柱中段和浮选柱下段,所述浮选柱上段、浮选柱中段和浮选柱下段通过螺纹连接;所述浮选柱上段包括竖直设置的第一浮选柱和倾斜设置的第二浮选柱,在第二浮选柱上设有给矿口和溢流管;所述浮选柱下段的底部从下往上依次设有磁力搅拌子、石墨阳极、聚四氟乙烯隔膜、不锈钢阴极网;石墨阳极、不锈钢阴极网分别与外接电源连接,磁力搅拌子在磁力搅拌器的作用下对浮选矿浆进行搅拌。
上述方案中,所述不锈钢阴极网的网孔大小可更换;所述不锈钢阴极网与第二导线连接,第二导线沿浮选柱下段竖直方向的位置可调,调节石墨阳极与不锈钢阴极网之间的极间距。
上述方案中,所述第二导线包括第二导线浮选柱管外部分、第二导线浮选柱管内上段和第二导线浮选柱管内下段,第二导线浮选柱管外部分与外接电源的负极相连,第二导线浮选柱管内下段与不锈钢阴极网连接并固定;所述第二导线浮选柱管内上段的下部套入第二导线浮选柱管内下段的上部,第二导线浮选柱管内上段的下部沿第二导线浮选柱管内下段的上部的长度方向滑动并固定。
上述方案中,通过改变浮选环境以及调节浮选柱下段内石墨阳极与不锈钢阴极网之间的极间距、不锈钢阴极网的网孔大小、电流大小,得到流量均匀、大小合适的浮选微泡,其尺寸为30~50μm。
上述方案中,所述石墨阳极与不锈钢阴极网之间得极间距为1~2cm;不锈钢阴极网的网孔尺寸为38~50μm。
本发明,采用辛基异羟肟酸作为锡石捕收剂,在pH值为9.89~10.08条件下,辛基异羟肟酸活性较大,在锡石表面发生离子-分子共吸附,捕收效果显著,现有的羟肟酸类捕收剂大多具有较好的分离效果而捕收效果欠佳。
采用Flotigam EDA-C作为石英捕收剂,在pH值为9.98~10.08的条件下活性较大,在表面发生强烈的物理吸附,对石英矿石的捕收效果显著,同时具有一定的气泡作用,相比其他胺类捕收剂,可以在不加起泡剂的条件下达到显著的捕收效果。
与现有技术相比,本发明的有益效果为:
1)本发明的微泡浮选方法中的浮选微泡由电解产生,其尺寸通过调节浮选溶液环境(电解质浓度、捕收剂浓度、pH值)、直流电场电流大小、不锈钢阴极网的网孔大小和极间距配合控制,可提高浮选过程中浮选微泡与微细粒锡石、石英的碰撞概率,并选用辛基异羟肟酸和Flotigam EDA-C分别对锡石和石英进行浮选,协同提高矿物浮选效率;
2)本发明的微泡浮选方法通过控制电流大小及调节浮选溶液体系(电解液、捕收剂等)来调节气泡流量,控制微细粒锡石、石英的浮选速率;
3)本发明的微泡浮选方法可有效减少浮选过程中药剂使用。
附图说明
图1为本发明实施例1采用的微泡浮选装置的设备连接图示意图。
图2为本发明实施例1采用的微泡浮选装置中浮选柱本体的主视结构示意图。
图3为本发明实施例1采用的微泡浮选装置中浮选柱本体的俯视结构示意图。
图中,1、给矿口,2、溢流管,3、浮选柱本体,3-1、浮选柱上段,3-2、浮选柱中段,3-3浮选柱下段,3-1-1、第一浮选柱,3-1-2、第二浮选柱,4、底座,5、第一孔,6、第二孔,7、不锈钢阴极网,8、出气孔,9、石墨阳极,10、外接电源,11、第一导线,12-1、第二导线浮选柱管外部分,12-2、第二导线浮选柱管内上段,12-3第二导线浮选柱管内下段,13、磁力搅拌子,14、聚四氟乙烯隔膜,15、磁力搅拌器。
具体实施方式
下面结合附图和实施例进一步对本发明进行说明,但本发明的内容不仅仅局限于下面的实施例。
以下实施例中,采用的微泡浮选装置的结构示意图见图1,其中浮选柱本体的结构示意图见图2和图3。如图1~3所示,所述微泡浮选装置包括浮选柱本体3和浮选柱本体3通过螺纹连接的底座4。浮选柱本体3包括依次连接的浮选柱上段3-1、浮选柱中段3-2和浮选柱下段3-3,浮选柱上段3-1、浮选柱中段3-2和浮选柱下段3-3通过螺纹连接,以方便安装与拆卸。浮选柱上段3-1包括竖直设置的第一浮选柱3-1-1和倾斜设置的第二浮选柱3-1-2,第一浮选柱3-1-1与第二浮选柱3-1-2的夹角为15-50°,在较佳实施例中,第一浮选柱3-1-1与第二浮选柱3-1-2的夹角为35°;且第一浮选柱3-1-1和第二浮选柱3-1-2一体成型;在第二浮选柱3-1-2上设有给矿口1和溢流管2,且为了方便浮选出的细料排出,溢流管2设置在第二浮选柱3-1-2的下壁面上。浮选柱下段3-3的底部从下往上依次设有磁力搅拌子13、石墨阳极9、聚四氟乙烯隔膜14、不锈钢阴极网7,磁力搅拌子13在磁力搅拌器15的作用下对矿浆进行搅拌。底座4和浮选柱下段3-3上设有相连通的第一孔5,第一导线11的一端与外接电源10的正极连接,第一导线11的另一端穿过第一孔5后与石墨阳极9连接,不锈钢阴极网7与第二导线连接;
所述第二导线包括第二导线浮选柱管外部分12-1、第二导线浮选柱管内上段12-2和第二导线浮选柱管内下段12-3,第二导线浮选柱管外部分12-1与外接电源10的负极相连,第二导线浮选柱管内下段12-3与不锈钢阴极网7连接并固定;所述第二导线浮选柱管内上段12-2的下部套入第二导线浮选柱管内下段12-3的上部,第二导线浮选柱管内上段的下部12-2沿第二导线浮选柱管内下段12-3的上部的长度方向滑动并固定。浮选柱中段3-2上设有第二孔6,第二导线浮选柱管外部分12-1的一端与外接电源10的负极连接,另一端穿过第二孔6后与第二导线浮选柱管内上段12-2连接。
第二浮选柱3-1-2上设有给矿口1和溢流管2,矿浆通过给矿口1经第二浮选柱3-1-2倒入第一浮选柱3-1-1中,浮选柱上段3-1、浮选柱中段3-2和浮选柱下段3-3通过螺纹连接,浮选柱中段3-2开有第二孔6用于外接导线连接外接电源的负极和不锈钢阴极网7,浮选柱下段3-3和底座4也采用螺纹连接,底座4左侧开有第一孔5用于外接导线连接外接电源的正极和石墨阳极9,不锈钢阴极网7和石墨阳极9之间通过聚四氟乙烯隔膜14隔开的目的是隔绝石墨阳极9上产生的氧气泡,底座4右侧开有出气孔8。整个浮选柱本体可拆卸成三部分,用以更换不锈钢阴极网7、聚四氟乙烯隔膜14和石墨阳极9以及清洗浮选柱本体3,浮选前先放入一个长1cm的磁力搅拌子到浮选柱本体3的底部,然后将调整好的矿浆倒入浮选柱本体中,加入电解质溶液至溢流管管口处,将浮选柱本体置于磁力搅拌器15上,然后不锈钢阴极网7通过第一导线11连接外接电源10的负极,石墨阳极9通过第二导线连接外接电源10的正极,开始搅拌后打开电源开关,调节电源电压开始浮选,浮选精矿从溢流管流出。不锈钢阴极网的孔径有38~50μm,分别在不同的阴极孔径下调节电流强度,针对-10μm粒级的不同矿物进行浮选。
以下实施例中,采用的微细粒氧化矿物为锡石纯矿物或石英纯矿物为研究对象,纯度分别为95.58%(质量)、99.20%(质量),样品用瓷球磨干磨,磨至-10μm,经水力分级验证粒级,-10μm以下颗粒占96wt%。
以下实施例中,石英纯矿物选用的捕收剂为Flotigam EDA-C,由Clariant公司提供。
实施例1
一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,具体步骤如下:
称取-10μm的锡石纯矿物1g,置于100mL的透明玻璃容器中,加入90mL配好的1wt%浓度的NaCl溶液,超声波振荡10min,使矿物充分分散,然后放入磁力搅拌子,加入1wt%浓度的NaCl溶液至接近于容器100mL线,置于磁力搅拌器上(转速1000~1500rpm),搅拌调pH、加捕收剂后,搅拌5min得浮选矿浆;同时调整浮选装置中的不锈钢阴极网,使用网孔为38μm的不锈钢阴极网,连接好装置后把搅拌充分的浮选矿浆倒入微泡浮选装置中,保持矿浆体积约为100mL而不溢出浮选装置,同时打开磁力搅拌器(转速800~1000rpm),接通电源,调节到合适的电流下通电2min,控制所得浮选微泡的尺寸为30~40μm,出现明显的浮选泡沫层,再浮选8min,中间过程补加NaCl溶液保持矿浆体积为100mL,浮选结束后,收集最终所得浮选泡沫,得浮选精矿,尾矿和精矿分别进行过滤、烘干、称重,回收锡石精矿并计算其浮选回收率及损失。
所述捕收剂选用辛基异羟肟酸,它与电解质溶液的固液比为50:1mg/L;NaCl溶液浓度为1wt%;pH值调节为9.89;电流大小为100mA;不锈钢阴极网的孔径为38μm;极间距为1~1.5cm。
本实施例所述微泡浮选方法所得锡石的回收率为92.36%,损失率为1.86%,比常规挂槽浮选的回收率提高7~8%。
实施例2
一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,具体步骤如下:
称取-10μm的锡石纯矿物2g,置于100mL的透明玻璃容器中,加入90mL配好的0.5wt%浓度的KCl溶液,超声波振荡10min,使矿物充分分散,然后加入磁力搅拌子,加入0.5wt%浓度的KCl溶液至接近于容器100mL线,置于磁力搅拌器上(转速1000~1500rpm),搅拌调pH、加捕收剂后,搅拌5min得浮选矿浆;同时调整浮选装置中的不锈钢阴极网,使用网孔为50μm的不锈钢阴极网,连接好装置后把搅拌充分的浮选矿浆倒入微泡浮选装置中,用KCl溶液冲洗,保持矿浆体积约为100mL而不溢出浮选装置,同时打开磁力搅拌器(转速800~1000rpm),接通电源,调节到合适的电流强度下通电2min,控制所得浮选微泡的尺寸为30~40μm,出现明显的浮选泡沫层,再浮选8min,中间过程补加KCl溶液保持矿浆体积为100mL,浮选结束后,收集最终所得浮选泡沫,得浮选精矿,尾矿和精矿分别进行过滤、烘干、称重,回收锡石精矿并计算其浮选回收率及损失率。
所述捕收剂选用辛基异羟肟酸,其浓度为60mg/L;KCl溶液浓度为0.5wt%,pH值为9.98,电流大小为100mA,不锈钢阴极网的孔径为50μm,极间距为1.5~2cm。
本实施例所述微泡浮选方法所得锡石的回收率为90.26%,损失率为2.04%,比常规挂槽浮选的回收率提高6~7%。
实施例3
一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,具体步骤如下:
称取-10μm的石英纯矿物1g,置于100mL的透明玻璃容器中,加入90mL配好的1.5wt%浓度的NaNO3溶液,超声波振荡10min,使矿物充分分散,然后加入磁力搅拌子,加入1.5wt%浓度的NaNO3溶液至接近于烧杯100mL线,置于磁力搅拌器上(转速1000~1500rpm),搅拌调pH、加捕收剂后,搅拌5min得浮选矿浆;同时调整浮选管中的不锈钢网,使用网孔为50μm的不锈钢阴极网,连接好装置后把搅拌充分的浮选矿浆倒入微泡浮选装置中,用NaNO3溶液冲洗,保持矿浆体积约为100mL而不溢出浮选管,同时打开磁力搅拌器(转速800~1000rpm),接通电源,调节到合适的电流强度下通电2min,控制所得浮选微泡的尺寸为42~48μm,出现明显的浮选泡沫层,再浮选8min,中间过程补加NaCl溶液保持矿浆体积为100mL,浮选结束后,收集最终所得浮选泡沫,得浮选精矿,尾矿和精矿分别进行过滤、烘干、称重,回收石英精矿并计算其浮选回收率及损失。
所述捕收剂选用醚氨醋酸盐,它与电解质溶液的固液比为50:1mg/L;pH值为9.98,NaNO3溶液浓度为1.5wt%,电流大小为150mA,不锈钢阴极网的孔径为50μm,极间距为1~1.5cm。
本实施例所述微泡浮选方法所得石英的回收率为96.55%,损失率为1.04%,比常规挂槽浮选的回收率提高8~9%。
实施例4
一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,具体步骤如下:
称取-10μm的石英纯矿物2g,置于100mL的透明玻璃容器中,加入90mL配好的2wt%浓度的KNO3溶液,超声波振荡10min,使矿物充分分散,然后加入磁力搅拌子,加入2wt%浓度的KNO3溶液至接近于烧杯100mL线,置于磁力搅拌器上(转速1000~1500rpm),搅拌调pH、加捕收剂后,搅拌5min得浮选矿浆;同时调整浮选管中的不锈钢网,使用网孔为38μm的不锈钢阴极网,连接好装置后把搅拌充分的浮选矿浆倒入微泡浮选装置中,用KNO3溶液冲洗,保持矿浆体积约为100mL而不溢出浮选管,同时打开磁力搅拌器(转速800~1000rpm),接通电源,调节到合适的电流强度下通电2min,,控制所得浮选微泡的尺寸为32~38μm,出现明显的浮选泡沫层,再浮选8min,中间过程补加NaCl溶液保持矿浆体积为100mL,浮选结束后,收集最终所得浮选泡沫,得浮选精矿,尾矿和精矿分别进行过滤、烘干、称重,回收石英精矿并计算其浮选回收率及损失。
所述捕收剂选用醚氨醋酸盐,它与电解质溶液的固液比为80:1mg/L;pH值为9.98,KNO3溶液浓度为2wt%,电流大小为150mA,不锈钢阴极网的孔径为38μm,极间距为1.5~2cm。
本实施例所述微泡浮选方法所得石英的回收率为95.46%,损失率为1.56%,比常规挂槽浮选的回收率提高8~9%。
以上所述仅为本发明的优选实施方式,应当指出,对于本领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明创造构思的前提下,做出若干改进和变换,这些都属于本发明的保护范围。
Claims (10)
1.一种微细粒氧化矿物的微泡浮选方法,其特征在于,包括以下步骤:
1)将微细粒氧化矿物加入电解质溶液中进行超声分散,然后在磁力搅拌条件下调节pH值并添加捕收剂,搅拌均匀得浮选矿浆;
2)将所得浮选矿浆置于微泡浮选装置中,在直流电场作用下产生浮选微泡对浮选矿浆进行电解浮选,收集所得浮选泡沫,得浮选精矿。
2.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述微细粒氧化矿物为锡石矿物或石英矿物,其粒径为-10μm。
3.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述电解质溶液为NaCl、Na2SO4、KCl、K2SO4、NaNO3或KNO3溶液,其浓度为0.5~2wt%。
4.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述浮选微泡的尺寸大小可控,为30~50μm。
5.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述微细粒氧化矿物为锡石时,采用的捕收剂为辛基异羟肟酸,它与微细粒氧化矿物的质量比为(3.5×10-3~6×10-3):1,与电解液的固液比为(35~60):1mg/L;所述微细粒氧化矿物为石英时,采用的捕收剂为Flotigam EDA-C,它属于醚胺醋酸盐类捕收剂,与微细粒氧化矿物的质量比为(3×10-3~9×10-3):1,与电解液的固液比为(30~90):1mg/L。
6.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述步骤1)中调节pH值至9.89~10.08。
7.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述直流电场作用采用的直流电流为100~150mA。
8.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述电解浮选时间为8~10min。
9.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述微泡浮选装置包括浮选柱本体,浮选柱本体包括依次连接的浮选柱上段、浮选柱中段和浮选柱下段,所述浮选柱上段、浮选柱中段和浮选柱下段通过螺纹连接;所述浮选柱上段包括竖直设置的第一浮选柱和倾斜设置的第二浮选柱,在第二浮选柱上设有给矿口和溢流管;所述浮选柱下段的底部从下往上依次设有磁力搅拌子、石墨阳极、聚四氟乙烯隔膜和不锈钢阴极网;石墨阳极、不锈钢阴极网分别与外接电源连接,磁力搅拌子在磁力搅拌器的作用下对浮选矿浆进行搅拌。
10.根据权利要求1所述的微泡浮选方法,其特征在于,所述不锈钢阴极网的网孔大小可更换;所述不锈钢阴极网与第二导线连接,第二导线沿浮选柱下段竖直方向的位置可调,调节石墨阳极与不锈钢阴极网之间的极间距。
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