انتخاب مواد شیمیایی فلوتاسیون برای جدایش پیرولوزیت از کلسیت

در این پژوهش، فلوتاسیون پیرولوزیت و کلسیت و امکان جدایش آن ها از یکدیگر با کلکتورهای کاتیونی و آنیونی مورد مطالعه قرار گرفت. نتیجه ها نشان داد که بیش ترین بازیابی فلوتاسیون پیرولوزیت با کلکتور آنیونی اولئیک اسید در 9=ph  و بیش ترین بازیابی در فلوتاسیون کاتیونی توسط دودسیل آمین در 8=ph  به دست می آید. آنالیز ftir نشان داد که در این شرایط جذب اولئیک اسید و دودسیل آمین در سطح پیرولوزیت به ترتیب از نوع شیمیایی و فیزیکی است. با بررسی مواد شیمیایی گوناگون مشخص شد که در فلوتاسیون آنیونی، مس سولفات مناسب‌ترین ترکیب برای فعال‌سازی سطح پیرولوزیت و بازداشت کلسیت است. با استفاده از اولئیک اسید 410 مولار و مصرف  ppm برابر با 1000 مس سولفات بیش ترین مقدار بازیابی فلوتاسیون پیرولوزیت در 9=ph حدود 84 درصد به دست آمد. در این شرایط بازیابی کلسیت به حدود 38 درصد رسید. در فلوتاسیون کاتیونی، سدیم کربنات و کلسیم کلرید نقش موثری در بازداشت کلسیت بازی کردند. در حضور 410 مولار سدیم کربنات و در7.5=ph بازیابی کلسیت تا 13.7% کاهش می‌یافت، در حالی‌که در این شرایط بازیابی پیرولوزیت 90.5% بود. همچنین در7.5=ph با مصرف 4-^10×5 مولار کلسیم کلرید، بازیابی کلسیت به 8 /10% کاهش یافته ولی بازیابی پیرولوزیت نیز اندکی کاهش یافته و به حدود 76.1 درصد رسید. بنابراین فلوتاسیون کاتیونی با استفاده از بازداشت کننده ی سدیم کربنات برای جدایش پیرولوزیت از کلسیت مناسب تر است.

Selection of Flotation reagents for Separation of Pyrolusite from Calcite

The flotation behavior of pyrolusite and calcite was investigated using oleic acid as an anionic collector and dodecylamine as a cationic collector. The results showed that using oleic acid the maximum flotation recovery of pyrolusite occurs at pH=9 due to the chemisorptions of oleate ions, while in the cationic flotation the physisorption of dodecylamine results in a maxima at pH=8. It was found that in the anionic flotation, copper sulfate (CuSO4.5H2O) acts as pyrolusite activator and calcite depressant agent. The best results were obtained using 1000 g/t copper sulfate in the presence of 104 M oleic acid at pH=8. At these conditions the flotation recovery of pyrolusite and calcite are 83.6% and 38%, respectively. In the cationic flotation, sodium carbonate and calcium chloride depress the calcite flotation significantly. Using 104 M sodium carbonate without a significant decrease in pyrolusite floatability the calcite flotation recovery reduces to 13.7 % at a pH of 7.5. At this pH, the use of 5×104 M calcium chloride with a slight decrease in pyrolusite floatability decreases the calcite flotation recovery from 57.2% to 10.8%. Thus, the cationic flotation using sodium carbonate as a depressant agent for calcite is suggested for separation of pyrolusite from calcite.