高磁黄铁矿含量型硫化铜镍矿选矿试验研究.pdf

高磁黄铁矿含量型硫化铜镍矿选矿试验研究 ① 赵开乐１，２， 顾帼华１， 王昌良２， 邓 伟２， 刘 旭３ （１．中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 ４１００８３； ２．中国地质科学院 矿产综合利用研究所，四川 成都 ６１００４１； ３．长沙矿冶研究院有限责任 公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 针对某硫化铜镍矿石磁黄铁矿含量高、铜镍品位低、嵌布粒度细的实际，自主研发了适应该矿物浮选的高效选择性组合抑 制剂及“铜镍硫混浮⁃精矿分离硫”新工艺。 新药剂和新工艺闭路试验获得了铜品位 ２．６９％、镍品位 ７．５４％、铜回收率 ７７．５２％、镍回 收率 ７７．８７％的铜镍混合精矿，硫精矿硫品位 ３４．２５％。 关键词 浮选； 铜镍矿； 磁黄铁矿； 组合抑制剂； 闭路试验 中图分类号 ＴＤ９５２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０３．０１１ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０３－００４０－０４ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｏｆ Ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ⁃Ｒｉｃｈ Ｃｏｐｐｅｒ⁃Ｎｉｃｋｅｌ Ｓｕｌｐｈｉｄｅ Ｏｒｅ ＺＨＡＯ Ｋａｉ⁃ｌｅ１，２， ＧＵ Ｇｕｏ⁃ｈｕａ１， ＷＡＮＧ Ｃｈａｎｇ⁃ｌｉａｎｇ２， ＤＥＮＧ Ｗｅｉ２， ＬＩＵ Ｘｕ３ （１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｂｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｕｌｔｉｐｕｒｐｏｓｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ， ＣＡＧＳ， Ｃｈｅｎｇｄｕ ６１００４１， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｏ ｐｒｏｃｅｓｓ ａ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ⁃ｒｉｃｈ ｃｏｐｐｅｒ⁃ｎｉｃｋｅｌ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ ｗｉｔｈ ｌｏｗ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｎｉｃｋｅｌ ａｎｄ ｆｉｎｅ ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｉｏｎ ｓｉｚｅ ｏｆ ｖａｌｕａｂｌｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ， ａ ｎｅｗ ｔｙｐｅ ｏｆ ｈｉｇｈ⁃ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ ｆｏｒ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ ｍｉｎｅｒａｌ ｗａｓ ｄｅｖｅｌｏｐｅｄ ａｎｄ ａ ｎｏｖｅｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ⁃ｎｉｃｋｅｌ⁃ｓｕｌｆｕｒ ｍｉｘｅｄ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｎｉ⁃Ｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗａｓ ｐｒｏｐｏｓｅｄ． Ｔｈｅ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｔｅｓｔ ｏｎ ｔｈｉｓ ｎｅｗ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｗｉｔｈ ｎｅｗ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ ｐｒｏｄｕｃｅｄ ａ ｃｏｐｐｅｒ⁃ｎｉｃｋｅｌ ｂｕｌｋ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｓｓａｙｉｎｇ ２．６９％ Ｃｕ ａｎｄ ７．５４％ Ｎｉ ｗｉｔｈ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ７７．５２％ ａｎｄ ａ ｎｉｃｋｅｌ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ７７．８７％， ａｓ ｗｅｌｌ ａｓ ａ ｓｕｌｐｈｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ３４．２５％ Ｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｃｏｐｐｅｒ⁃ｎｉｃｋｅｌ ｏｒｅ； ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ； ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ； ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｔｅｓｔ 磁黄铁矿是常见的硫化矿物（Ｆｅ１－ｘＳ， ０＜ｘ＜０．２２３， 式中 ｘ 表示铁原子的亏损数量，即磁黄铁矿结构中空 位的数量），在自然界中常与镍黄铁矿、黄铜矿等紧密 共生，成为典型的共生矿物组合［１］。 国内的金川、吉 林、盐边、丹巴、喀拉通克等典型硫化铜镍矿床中的主 要金属矿物都为磁黄铁矿、镍黄铁矿（或紫硫镍矿）、 黄铜矿等［２］。 由于磁黄铁矿的铁原子亏损数量不尽 相同，其成分及结构都会发生变化，当亏损数量增大， Ｓ／ Ｆｅ 比增大，磁黄铁矿晶体结构将由六方晶系变为单 斜晶系，磁性则由弱至强而可浮性由差变好［３－４］。 尽 管有研究认为，磁黄铁矿具有易碎、易泥化、易氧化的 特性［５－６］，属于易被抑制和较难浮的硫化铁矿物，但铁 原子亏损可能造成其可浮性提高，使其在分选过程 中被抑制的效果降低。 另外，一般情况下硫化镍矿 物与磁黄铁矿之间的共生关系十分密切［７－８］，导致铜 镍矿物分选工艺粒度偏细，镍容易呈类质同像存在 于磁黄铁矿中，当磁黄铁矿（包括黄铁矿）与镍黄铁 矿之比很高时，常规方法需先分离出硫化铁精矿，但 这部分含镍 １％左右的硫化铁精矿如果进入镍精矿则 造成精矿镍品位偏低，进入尾矿又会造成尾矿镍品位 偏高［９］。 浮选分离是含磁黄铁矿的硫化铜镍矿石的常用选 别方法［１０－１１］。 现有技术［１２］认为磁黄铁矿最有效的抑 制剂是石灰，但在复杂硫化物的浮选中，石灰的选择性 抑制效果并不突出，一般需与其它药剂复配且药剂用 量高。 已有较多学者开始关注并寻找可选择性抑制磁 ①收稿日期 ２０１４－１２－０５ 基金项目 国家自然科学基金资助项目（５１４０４２１８；５１３７４２４９）；四川省科技支撑计划项目（２０１２ＦＺ００７７） 作者简介 赵开乐（１９８２－），男，安徽宿州人，博士研究生，工程师，主要从事选矿工艺技术研究。 第 ３５ 卷第 ３ 期 ２０１５ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №３ Ｊｕｎｅ ２０１５ 黄铁矿的有效药剂［１３－１５］。 针对含磁黄铁矿、镍黄铁矿、 黄铜矿的矿石的浮选分离，由于一般情况下前两者密切 共生，国内外至今未开发出对磁黄铁矿具有高效选择性 抑制但对铜镍的浮选基本无抑制作用的抑制剂。 本文介绍一种磁黄铁矿浮选抑制剂并将该抑制剂 用于硫化铜镍矿选矿。 与现有技术相比，该抑制剂对 磁黄铁矿具有高效选择性抑制，但对铜镍的浮选基本 无抑制作用，并且使用时不会影响捕收剂对镍黄铁矿、 黄铜矿的吸附效果，用于含磁黄铁矿、镍黄铁矿及黄铜 矿的复杂矿物的浮选分离（特别是磁黄铁矿含量高、 铜镍品位低的矿石的浮选分离）时，能在不影响矿物 回收率的情况下，使精矿品位显著提高，且该抑制剂仅 需低碱环境，对环境危害小，极具工业化应用前景。 １ 原矿性质 原矿化学多元素分析结果见表 １。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＮｉＳｉＯ２ＭｇＯＡｌ２Ｏ３ＴＦｅＴｉＯ２ ０．１５０．４５３９．７７２３．６０４．１９１１．７８０．４５ Ｓ Ｐ２Ｏ５ ＣａＯ Ｋ２Ｏ ＭｎＯ Ｎａ２Ｏ ２．７９０．０１５．６４０．１８０．１４０．５１ 原矿铜、镍物相分析结果见表 ２。 表 ２ 原矿物相分析结果 元素相别含量／ ％占有率／ ％ 硫化铜０．１３８４．９１ 铜 自由氧化铜０．０００１０．０７ 结合氧化铜０．０２３１５．０２ 总铜０．１５１００．００ 硫化镍０．３９８７．３９ 硫酸镍０．００１３０．２９ 镍硅酸镍０．０３５７．８４ 氧化镍０．０２０４．４８ 总镍０．４５１００．００ 矿石主要金属矿物为磁黄铁矿，次为镍黄铁矿、黄 铜矿，少量磁铁矿、钛铁矿、黄铁矿、方黄铜矿等。 其中 镍矿物主要为镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿；铜矿物主要为 黄铜矿，次为方黄铜矿；脉石矿物主要为辉石、角闪石、 蛇纹石，其次为橄榄石、绿泥石、绿帘石，还有少量尖晶 石、磷灰石等。 ２ 试验方案及设备 ２．１ 试验方案 硫化铜镍矿的选矿方法主要是浮选，磁选与重选 是辅助方法，根据原矿中铜镍含量的高低及其铜镍矿 物的性质采用不同的工艺流程。 本次试验原矿石含铜 ０．１５％、镍 ０．４５％，铜镍含量都较低且铜含量低于镍， 且铜镍矿物粒度偏细，宜采用铜镍混浮工艺。 另外，工艺矿物学研究表明，该矿石中主要矿物为 磁黄铁矿，次为镍黄铁矿、黄铜矿等。 当磁黄铁矿（包括 黄铁矿）与镍黄铁矿之比很高时，常规方法是分离出单 独硫化铁精矿，针对这部分硫精矿的分离，采用酸法浮 选，先将铜镍硫矿物混浮进入粗精矿，然后粗精矿再磨 分离出硫矿物的“铜镍硫混浮⁃精矿分离硫”工艺流程。 ２．２ 试验装备及药剂 试验设备包括 ＸＭＱ－２４０９０ 锥型球磨机、ＸＦＤ 系 列（３ Ｌ、１．５ Ｌ、１ Ｌ、０．７５ Ｌ）单槽浮选机、ＸＴＬＺ－Φ２６０ 多 用真空过滤机等。 试验用水为自来水，试验试剂除捕收 剂、起泡剂和活化剂硫酸为工业品外，其它均为分析纯。 ３ 试验结果与讨论 ３．１ 铜镍混浮粗选条件试验 在工艺流程对比试验的基础上，选择混浮工艺，首 先对其进行了粗选条件试验，确定了在磨矿细度 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ５５％的条件下，脉石抑制剂氟硅酸 钠加入磨机中，用量为 １ ０００ ｇ／ ｔ，活化剂硫酸用量 ６ ０００ ｇ／ ｔ，捕收剂丁基黄药用量 １２０ ｇ／ ｔ，丁铵黑药 ４０ ｇ／ ｔ，起泡剂 ２＃油用量 ４０ ｇ／ ｔ，获得的粗精矿铜镍回 收率均在 ８４％以上。 在粗选药剂制度确定后，进行了 磨矿细度验证试验和活化剂种类对比试验。 ３．１．１ 粗选磨矿细度验证试验 矿石中矿物的解离 是选矿中必需解决的最关键的问题。 磨矿细度验证试 验主要是验证之前所定磨矿细度是否合理。 试验流程 及条件见图 １，结果见图 ２。 图 ２ 结果表明，随着磨矿 细度增加，粗精矿铜镍品位逐渐降低，铜镍回收率呈增 加趋势，在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ５５％时，粗精矿 各项指标处于较高水平，再增大细度，铜镍品位明显降 低，回收率无明显变化，因此确定混浮粗选磨矿细度为 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ５５％。 B3 63 A0g/t 2 min43 7 min -. /;5 -0.074 mm40/4                   8 68 /;5 6/;5 图 ２ 磨矿细度验证试验结果 ３．１．２ 活化剂种类试验 对于难浮的含镍矿物，如磁 黄铁矿等，需要进行活化才能实现有效回收，尤其是针 对本次以磁黄铁矿为主要金属矿物的矿石，活化剂的 作用更为突出，为此进行了活化剂种类及用量对比试 验。 试验流程及条件同图 １，结果见表 ３。 表 ３ 活化剂种类试验结果对比 活化剂种类及用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ 铜镍铜镍 硫酸 ６ ０００ ｐＨ＝５．５ 粗精矿２１．３６０．６２１．７４８４．０３８４．９１ 尾矿７８．６４０．０３２０．０８４１５．９７１５．０９ 原矿１００．０００．１６０．４４１００．００ １００．００ 草酸 ４ ０００ ｐＨ＝６．０ 粗精矿２１．０３０．６０１．７１８１．０１８２．０９ 尾矿７８．９７０．０３８０．０９８１８．９９１７．４１ 原矿１００．０００．１６０．４３１００．００ １００．００ 碳酸钠 ４ ０００ ｐＨ＝１０．０ 粗精矿８．７６１．２２２．９６６７．２７６１．２２ 尾矿９１．２４０．０５７０．１８３２．７３３８．７８ 原矿１００．０００．１６０．４２１００．００ １００．００ 硫酸铵 ２ ０００ ｐＨ＝６．０ 粗精矿１３．９１０．７８２．１２６８．４７７０．９８ 尾矿８６．０９０．０５８０．１４３１．５３２９．０２ 原矿１００．０００．１６０．４２１００．００ １００．００ 表 ３ 结果表明，在其他条件相同的情况下，对于该 矿而言，硫酸的活化效果较佳。 浮选介质是影响浮选 的一个重要因素，酸法浮选的主要特点是在酸性介质 中，镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿矿物表面能被及时清洗， 防止其表面氧化，进而提高其可浮性。 ３．２ 再磨精选条件试验 由于粗选细度偏粗（－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ５５％），粗 选得到的粗精矿中铜镍矿物单体解离程度较低，需要 再磨才能实现铜镍矿物与磁黄铁矿及脉石的分离。 为 减少再磨矿物量，将粗精矿进行一次精选以去除部分 细泥及脉石矿物。 为此，在确定精选 １ 药剂制度后，将 一次精选精矿再磨进行二次精选再磨细度试验。 试验 流程及条件见图 ３，结果见图 ４。 由图 ４ 可知，精选 １ 精矿再磨后可以提高精选 ２ 作业的精矿铜镍品位和回 收率，且再磨细度以－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３％为宜，此时 精矿镍品位达到 ４．１０％，再增加再磨细度，精矿镍回收 率下降明显。 **23 A0g/t 2 min4 68 /;5 6/;5 图 ４ 二次精选再磨细度试验结果 ３．３ 精矿分离硫条件试验 为确定精选 ２ 获得的铜镍精矿中铜镍矿物的特 征，将其进行了工艺矿物学研究，结果表明，铜镍矿物 已基本与磁黄铁矿及脉石解离，铜镍解离度均在 ９２％ 以上；精选２ 精矿中脉石矿物含量已很少，小于５％，而 磁黄铁矿含量超过 ７０％，表明继续增加铜镍混合精矿 精选次数很难提高铜镍品位，为此，需要将这部分磁黄 铁矿分离出来，才能实现精矿铜镍品位的有效提高，为 此，开展了精矿分离硫试验。 在探索试验的基础上，研究出了磁黄铁矿选择性 组合抑制剂碳酸钠、焦亚硫酸钠和二乙烯三胺，并进 行了各成分的用量试验。 二乙烯三胺用量试验流程及 条件见图 ５，结果见图 ６。 图 ６ 结果表明，采用碳酸钠 调浆（矿浆 ｐＨ＝７．５～８．０）、焦亚硫酸钠和二乙烯三胺 配合使用，对硫铁矿的抑制效果较佳。 在二乙烯三胺 用量为 ２００ ｇ／ ｔ 时，可使镍品位从给矿的４．１０％提高至 １２．０３％，且铜镍回收率均处于较高水平。 因此确定精 矿分离硫的二乙烯三胺用量为 ２００ ｇ／ ｔ。 ２４矿 冶 工 程第 ３５ 卷 22623 A0g/t 2 min9A4g t-1                    8 68 /;5 6/;5 图 ６ 精矿分离硫二乙烯三胺用量试验流程 ３．４ 闭路试验 在条件及开路流程试验的基础上，进行了闭路 流程试验，结果见表 ４。 试验流程与药剂制度见图 ７。 闭路试验结果表明，采用“铜镍硫混浮⁃精矿分离硫”工 艺流程，在原矿铜品位 ０．１５％、镍品位 ０．４５％的条件 下，获得了铜品位 ２．６９％、镍品位 ７．５４％、铜回收率 ７７．５２％、镍回收率 ７７．８７％的铜镍混合精矿，硫精矿硫 品位 ３４．２５％。 表 ４ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ 铜镍铜镍 铜镍混合精矿４．３０２．６９７．５４７７．５２７７．８７ 硫精矿４．９１０．１１０．４９３．６３５．７８ 尾矿９０．７９０．０３１０．０７５１８．８５１６．３５ 原矿１００．０００．１５０．４５１００．００１００．００ ４ 结 语 某低品位铜镍矿磁黄铁矿含量高，这部分含镍硫 铁矿如果进入镍精矿则造成精矿镍品位偏低，进入尾 矿又会造成尾矿镍品位偏高，且有用矿物嵌布粒度细， 属难选矿石。 选用高效选择性磁黄铁矿组合抑制剂碳 酸钠＋焦亚硫酸钠＋二乙烯三胺，采用“铜镍硫混浮⁃精矿 分离硫”新工艺，闭路试验获得了铜品位 ２．６９％、镍品 位 ７．５４％、铜回收率 ７７．５２％、镍回收率 ７７．８７％的铜镍 混合精矿，硫精矿硫品位 ３４．２５％。 B3 A0g/t 2 min4 1 min,0/A 1 min,V/A 1 min2A 4 CMC ,0/A ,V/A 2 min4 1 min,0/A 1 min,V/A 2 min4 1 min,0/A 1 min,V/A 1 min,0/A 1 min,V/A * 21 2 min4 2 minCMC 1 min,0/A 1 min,V/A 22 2 min6 1 min149 4,3 1 2 7 min 6 min5 min 3 min 21 3 min 1 min,0/A 1 min,V/A 22 2 min 4 min 3 min 63 B6 -.3 1000 100 35 15 图 ７ “铜镍硫混浮⁃精矿分离硫”闭路试验流程 参考文献 ［１］ Ｍｏｒｉｍｏｔｏ Ｎ， Ｇｙｏｂｕ Ａ， Ｍｕｋａｉｙａｍａ Ｈ，ｅｔ ａｌ． Ｃｒｙｓｔａｌｌｏｇｒａｐｈｙ ａｎｄ ｓｔａ⁃ ｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅｓ［Ｊ］． Ｅｃｏｎｏｍｉｃ Ｇｅｏｌｏｇｙ，１９７５，７０（４）８２４－８３３． ［２］ 李文渊． 中国铜镍硫化物矿床成矿系列与地球化学［Ｍ］． 西安 西安地图出版社，１９９６． ［３］ 赵开乐，邓 伟，王昌良，等． 磁黄铁矿浮选抑制剂及制备、应用和 硫化铜镍矿选矿方法中国，ＺＬ２０１２１０４２１２４２．９［Ｐ］． ２０１４－０４－ １６． ［４］ 王海军，徐 鹏． 我国硫资源利用现状及发展战略［Ｊ］． 中国非金 属矿工业导刊，２００７（２）１２－１３． ［５］ Ｍｉｌｌｅｒ Ｊ Ｄ， Ｌｉ Ｊ， Ｄａｖｉｄｔｚ Ｊ Ｃ， ｅｔ ａｌ． Ａ ｒｅｖｉｅｗ ｏｆ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｈｅｍｉｓｔｒｙ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｏｆ ＰＧＭ ｏｒｅｓ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２００５，１８（８）８５５－８６５． ［６］ 高洪山，杨奉兰． 磁黄铁矿与磁铁矿的浮选分离实践［Ｊ］． 矿产保 护与利用，１９９７（４）３３－３５． （下转第 ４７ 页） ３４第 ３ 期赵开乐等 高磁黄铁矿含量型硫化铜镍矿选矿试验研究 出现了两个吸收峰，这是 ＯＨ 伸缩振动和弯曲振动 特征吸收峰，这主要是因为载金黄铁矿表面吸附了水 分子。 乙黄药与载金黄铁矿相互作用后，存在 ＣＨ３ 的反对称变角振动频率 １ ４６２．５１ ｃｍ －１ 这个特征峰，显 然捕收剂在矿物表面发生了吸附。 载金黄铁矿与丁黄 药作用前后的红外光谱图明显不同，出现了波数为 １ ０７３．０３ ｃｍ －１ 的吸收峰，这个吸收峰波数属于黄药特 征峰的范围，说明载金黄铁矿表面吸附了丁黄药。 载 金黄铁矿与 Ｙ⁃８９ 作用后出现了波数为 １ ０８０．２６ ｃｍ －１ 的吸收峰，该吸收峰属于 Ｙ⁃８９ 特征峰的范围，且出现了 ２ ３６０．６４ ｃｍ －１ 和 １ ８３３．９５ ｃｍ －１ 这两个新的弱吸收峰，表 明载金黄铁矿表面吸附了 Ｙ⁃８９，该吸附属于化学吸附。 500 1000 1500 2000 2500 3000 3500 4000 1B/13 2A/AB/13 3,/AB/13 4Y-89B/13 2 4 3 1 ;cm-1 图 ９ 捕收剂与载金黄铁矿作用前后的红外光谱 ３ 结 论 １） 乙黄药、丁黄药、Ｙ⁃８９ 用量在 ２０～４０ ｍｇ／ Ｌ 的条 件下，载金黄铁矿上浮率能达到 ８０％ ～９０％。 矿浆 ｐＨ 值对载金黄铁矿浮选的影响较大，在酸性条件，３ 种捕 收剂都表现出较好的捕收性能，随ｐＨ 值上升，可浮性下 降，ｐＨ＞８ 后，载金黄铁矿受到抑制，可浮性急剧下降。 ２） 黄药类捕收剂（乙黄药、丁黄药、Ｙ⁃８９）对 Ｆｅ ２＋ 的选择性较好，而对 Ａｕ＋的选择性相对较差。 吸附量 分析表明，溶液 ｐＨ 值和捕收剂初始浓度均会影响捕 收剂在矿物表面的吸附量，３ 种捕收剂在载金黄铁矿 表面的吸附量都随初始浓度增加而增大，一般酸性条 件有利于这 ３ 种捕收剂在载金黄铁矿表面的吸附，而 碱性条件会抑制这种作用。 ３） 红外光谱分析表明，３ 种捕收剂与载金黄铁矿 作用后，均产生了捕收剂的特征吸收峰，既有物理吸附 也有化学吸附。 参考文献 ［１］ 于宏东，孙传尧． 不同成因类型黄铁矿的浮游特性［Ｊ］． 有色金 属，２００８，８（３）１１１－１１５． ［２］ Ｇ 布鲁特． 双黄药在黄铁矿浮选中的作用可溶性、吸附研究、Ｅｈ 和 ＦＴＩＲ 测定［Ｊ］． 国外金属矿选矿，２００２（１２）１７－２０． ［３］ 李文娟，宋永胜，周桂英，等． 单斜磁黄铁矿浮选行为研究［Ｊ］． 金 属矿山，２０１０（８）８２－８５． ［４］ 杨梅金，陈建华，马少健，等． 黄铁矿电化学浮选研究［Ｊ］． 广西大 学学报，２００２，１２（４）２８１－２８３． ［５］ 覃文庆，邱冠周，黎 全，等． 黄原酸盐介质中黄铁矿的电化学行 为Ⅱ疏水性产物双黄药的吸附及其稳定性研究［Ｊ］． 有色金属， １９９９，１１（４）３５－３７． ［６］ 陈建华． 电化学浮选能带理论及其在有机抑制剂研究中的应用 ［Ｄ］． 长沙中南大学资源加工与生物工程学院，１９９９． ［７］ Ｆｕｅｒｓｔｅｎａｕ Ｍ Ｃ， Ｍｉｌｌｅｒ Ｊ Ｄ． Ｔｈｅ ｒｏｌｅ ｏｆ ｔｈｅ ｈｙｄｒｏｃ⁃Ｂｏｎｄ ｃｈａｉｎ ｉｎ ａｎｉｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｃａｌｃｉｔｅ［Ｊ］． Ｔｒａｎｓ ＡＩＭＥ，１９６７，２３８（２）１５３－１６０． ［８］ 张 芹，胡跃华，顾帼华，等． 磁黄铁矿与乙黄药相互作用电化学 浮选红外光谱的研究［Ｊ］． 矿冶工程，２００４，２４（５）４２－４４． ［９］ 余雪花． 乙基黄药同黄铁矿作用行为的紫外光谱研究［Ｊ］． 有色 金属（选矿部分），１９９４（５）２９－３３． ［１０］ 刘广义． 硫化铜矿石的综合利用及新型捕收剂研究［Ｄ］． 长沙 中南大学资源加工与生物工程学院，２００４． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ４３ 页） ［７］ ИＨ赫拉姆佐娃，朱长亮，李长根． 寻找提高镍黄铁矿和磁黄铁 矿可浮性差异方法的研究［Ｊ］． 国外金属矿选矿，２００６（６）１８－１９． ［８］ 黄俊玮，张亚辉． 铜镍硫化矿浮选技术难点研究进展［Ｊ］． 有色金 属（选矿部分），２０１４（４）７５－７９． ［９］ 胡熙庚． 有色金属硫化矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社，１９８７． ［１０］ 杨晓军，杨 敏． 岩浆型硫化铜镍矿浮选概述［Ｊ］． 现代矿业， ２０１２（１２）１－６． ［１１］ 张 智． 内蒙古某低品位铜镍钴矿选矿试验研究［Ｊ］． 有色金属 （选矿部分），２０１４（２）３０－３４． ［１２］ 李文娟，宋永胜． 磁黄铁矿的浮选电化学及抑制剂研究概况［Ｊ］． 矿冶，２００８，１７（１）１０－１３． ［１３］ 崔毅琦，童 雄，周庆华，等． 国内外磁黄铁矿浮选的研究概况 ［Ｊ］． 金属矿山，２００５（５）２４－２６． ［１４］ 克利伯克． 使用二氧化硫⁃二乙撑三胺组合药剂选择性抑制磁黄 铁矿［Ｊ］． 国外金属矿选矿，１９９７（６）２０－２７． ［１５］ Ｋｅｌｅｂｅｋ Ｓ， Ｔｕｋｅｌ Ｃ． Ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｍｅｔａｂｉｓｕｌｆｉｔｅ ａｎｄ ｔｒｉｅｔｈｙｌｅ⁃ ｎｅｔｅｔｒａｍｉｎｅ ｓｙｓｔｅｍ ｏｎ ｐｅｎｔｌａｎｄｉｔｅ⁃ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａ⁃ ｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， １９９９，５７１３５－１５２． ７４第 ３ 期姜 毛等 黄药类捕收剂与载金黄铁矿的作用机理研究