انتخاب مواد شيميايي فلوتاسيون براي جدايش پيرولوزيت از كلسيت

Selection of Flotation reagents for Separation of Pyrolusite from Calcite

در اين پژوهش، فلوتاسيون پيرولوزيت و كلسيت و امكان جدايش آن ها از يكديگر با كلكتورهاي كاتيوني و آنيوني مورد مطالعه قرار گرفت. نتيجه ها نشان داد كه بيش ترين بازيابي فلوتاسيون پيرولوزيت با كلكتور آنيوني اولئيك اسيد در 9=pH  و بيش ترين بازيابي در فلوتاسيون كاتيوني توسط دودسيل آمين در 8=pH  به دست مي آيد. آناليز FTIR نشان داد كه در اين شرايط جذب اولئيك اسيد و دودسيل آمين در سطح پيرولوزيت به ترتيب از نوع شيميايي و فيزيكي است. با بررسي مواد شيميايي گوناگون مشخص شد كه در فلوتاسيون آنيوني، مس سولفات مناسب‌ترين تركيب براي فعال‌سازي سطح پيرولوزيت و بازداشت كلسيت است. با استفاده از اولئيك اسيد 410 مولار و مصرف  ppm برابر با 1000 مس سولفات بيش ترين مقدار بازيابي فلوتاسيون پيرولوزيت در 9=pH حدود 84 درصد به دست آمد. در اين شرايط بازيابي كلسيت به حدود 38 درصد رسيد. در فلوتاسيون كاتيوني، سديم كربنات و كلسيم كلريد نقش مؤثري در بازداشت كلسيت بازي كردند. در حضور 410 مولار سديم كربنات و در7.5=pH بازيابي كلسيت تا 13.7% كاهش مي‌يافت، در حالي‌كه در اين شرايط بازيابي پيرولوزيت 90.5% بود. همچنين در7.5=pH با مصرف 4-^10×5 مولار كلسيم كلريد، بازيابي كلسيت به 8 /10% كاهش يافته ولي بازيابي پيرولوزيت نيز اندكي كاهش يافته و به حدود 76.1 درصد رسيد. بنابراين فلوتاسيون كاتيوني با استفاده از بازداشت كننده ي سديم كربنات براي جدايش پيرولوزيت از كلسيت مناسب تر است.

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.