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1、第四部分 浮选工技师知识、技能要求第一章 浮选工技师专业基础知识第一节 提高药效的措施如何正确使用浮选药剂的问题，也就是在浮选前，如何正确确定药剂制度的问题。药剂制度是指浮选过程中所添加的药剂种类、药剂用量、添加方式、加药地点以及加药顺序等，浮选厂的药剂制度与矿石性质、工艺流程、需要得到几种选矿产品等因素有关。通常都是经过矿石的可选性试验或半工业性试验来确定。药剂制度是影响选矿技术经济指标的重要因素，而尽可能的提高选矿药剂药效可以使得药剂制度最佳化。一药剂工艺药剂工艺是浮选过程中重要的因素，提高药效，对改善浮选指标有很大影响。1、药剂种类浮选厂的用药种类与矿石性质、工艺流程、需要得到几种选矿产
2、品等因素有关。通常都是经过矿石的可选性试验或半工业性试验来确定。药剂种类按药剂的作用来分，大致可分为三大类。（1）起泡剂：分布在水气界面上的有机表面活性物质。用于产生能浮起矿物的泡沫层，起泡剂有松油、甲酚油、醇类等。（2）捕收剂：它的作用是捕收目的矿物，捕收剂能改变矿物表面的疏水性，使浮游的矿粒粘附在气泡上。根据药剂作用性质分为非极性捕收剂、阴离子捕收剂、阳离子捕收剂。常使用的捕收剂有黑药、黄药、白药、脂肪酸、脂肪胺、矿物油等。（3）调整剂：调整剂包括活化剂与抑制剂，改变矿粒表面的性质，影响矿物与捕收剂作用，调整剂也有用于改变水介质的化学或电化学性质的，例如，改变pH值和其中捕收剂的状态。调整
3、剂有pH值调整剂：石灰、碳酸钠、硫酸、二氧化硫；活化剂：硫酸铜、硫化钠；抑制剂：石灰、黄血盐、硫化钠、二氧化硫、氰化钠、硫酸锌、重铬酸钾、水玻璃、单宁、可溶性胶质、淀粉、人工合成高分子聚合物等；其它：润湿剂、浮化剂、增溶剂等。2、药剂用量浮选时药剂用量要恰到好处，用量不足或过量都对选矿指标有影响，用量过大还会增加选矿成本。各种药剂用量大小与浮选指标的关系：捕收剂药量不足，矿物疏水性不够，使回收率下降，药量过大使精矿质量下降，并给分离浮选带来困难；起泡剂用量不足，泡沫稳定性差，用量过大，发生“跑槽”现象；活化剂用量过小，活化不好，用量过大，会破坏浮选过程的选择性；抑制剂用量不足，精矿品位低，药剂
4、过量会使应该浮出的矿物受到抑制，使回收率下降。3、药剂配置把固体药剂稀释成液体，添加方便。水溶性较差的药剂如黄药、胺黑药、水玻璃、碳酸钠、硫酸铜、硫化钠等均配制成水溶液添加，配制浓度2%10%不等。不溶于水的药剂要先用溶剂溶解，而后再配制成水溶液添加，如胺类捕收剂，有些可直接添加如2#油、31号黑药、油酸等。对于易溶于水而用量有很大的药剂配制浓度一般在1020%，如硫化钠在使用时配制成15%。对于难溶于水的药剂，可借助于有机溶剂使其溶解，然后再配制成低浓度的溶液。药剂配制方法的选择主要根据药剂的性质，添加方法和功能。同一种药剂，由于配制方法不同，用量和效果有很大的差异，一般通常配制方法有： 配
5、制成2%10%的水溶液，大多数溶于水的药剂都是如此配制（如黄药、硫酸铜、水玻璃等） 加溶剂配制，有些不溶于水的药剂，可将药剂溶于特殊的溶剂中，例如，白药不溶于水，但可溶于10%20%的苯胺溶液，配制成苯胺混合溶液之后，才能使用；又如，苯胺黑药不溶于水，但能溶于氢氧化钠的碱性溶液中，所以使用苯胺黑药时首先要配制氢氧化钠的碱性溶液，而后加入该药剂配制成苯胺黑药溶液加到浮选机中。 配制成悬浮液或乳浊液，对于一些不易溶的固体药剂，可配制成乳浊液使用。如石灰在水中的溶解度很小，可将石灰磨细成粉状用水调成乳状悬浮液（例如石灰乳），也可直接以干粉型式加入球磨及搅拌桶中。 皂化，对于脂肪酸类捕收剂，皂化是最常
6、见的方法，如选赤铁矿时，用氧化石腊皂和塔尔油配合使用作捕收剂。为使塔尔油皂化，配制药剂时，添加10%左右的碳酸钠，并且加温制成热的皂液添加。 乳化，乳化的方法是采用超声波乳化，或采用机械强力搅拌进行乳化。如脂肪酸类及柴油经过乳化以后，可以增加它们在矿浆中弥散程度，提高药剂的作用效果。加部分乳化剂药剂作用效果就更好。许多表面活化物质，都可以做乳化剂。 酸化，在使用阳离子捕收剂时，由于它的可溶性很差，故必须用盐酸或醋酸进行予处理，然后才能溶于水，供浮选使用。 气溶胶法，是一种强化药剂作用的一种新的配制方法，它的实质是使用一种特殊的喷雾装置，将药剂在空气的介质中雾化以后，直接加到浮选槽内，所以也称之
7、为“气溶胶浮选法”。采用这种方法不但改善有用矿物的可浮性，而且药剂用量显著下降。如捕收剂仅为通常用量的1/31/4，而起泡剂用量仅为1/5。 药剂的电化学处理，在溶液中，通直流电对浮选药剂进行化学处理，可以改变药剂的本身状态，溶液的pH值以及氧化还原电位值，从而达到提高最有活化作用的药剂组分的浓度，提高形成胶粒临界浓度以及提高难溶药剂在水中的分散程度等的目的。通常捕收剂、起泡剂搅拌12分钟即可，而有些药剂，需长时间搅拌，如铜铅分离用重铬酸钾抑制铅。4、加药地点为了充分发挥浮选药剂的作用效果，加药地点一般作法是：调整剂，抑制剂和部分捕收剂（如煤油）加在球磨机中以便尽早的造成一个适宜的浮选环境。捕
8、收剂和起泡剂多加在浮选第一搅拌桶中。如果浮选作业有两个搅拌桶，则应在第一个搅拌桶中加活化剂，而第二搅拌桶中加捕收剂和起泡剂。根据药剂在浮选机中所起作用的不同，添加地点也不同。如硫酸铜、黄药、松醇油三种药剂，一般的加药顺序硫酸铜加在第一搅拌槽中心，黄药加在第二搅拌槽中心，松醇油则加在第二搅拌槽的出口处。浮选厂在一般情况下，先添加pH值调整剂，把矿浆调整到一个适宜的pH值才能更好的发挥捕收剂与抑制剂的作用。添加药剂时要注意，某些有害离子引起药剂失效的问题。比如铜离子与氢化物离子反应会使氢化物失效，在铜硫分离时，若在搅拌槽中出现较多的铜离子，就不要把氰化物加在搅拌槽中，而应直接加在分离浮选作业中。5
9、、加药顺序浮选厂一般的加药顺序是：对于原矿的浮选应为：pH值调整剂、抑制剂或活化剂，起泡剂、捕收剂、；浮选被抑制过的矿物为：活化剂、捕收剂、起泡剂。6、加药方式通常有集中添加与分散添加两种。一般原则是：对于易溶于水，不易被泡沫带走，不易失效药剂可以集中添加，即在粗选之前把全部药剂集中一次加完。反之，对于那些容易被泡沫带走，容易与细泥及可溶性盐类作用而失效的药剂，应分段添加。调整剂、抑制剂和部分捕收剂（如煤油）加在球磨机中，捕收剂和起泡剂多加在浮选第一搅拌桶中，如果浮选作业有两个搅拌桶，则应在第一个搅拌桶中加活化剂，第二搅拌桶加捕收剂和起泡剂（如锌浮选作业）。为了提高药剂的效能，节约药剂用量，近
10、年来，国内外在应用物理方法强化药剂效能方面进行了许多试验研究工作。其中有乳化、加温浮选、气溶胶法、电场与磁场的处理、利用紫外线照射、利用高能量辐射来强化浮选过程及药剂的作用等。二联合用药各种捕收剂联合使用，是以矿物表面不均匀性和药剂间的协同效应为根据，在工业实践中已得到广泛应用。主要方式有，1. 同系列药剂的混合使用 如低级黄药与高级黄药共用，不同黑药的混合剂 (208号黑药)，捕收力和选择性都得到改善。2. 同类药剂的混合使用 常见的各种硫化矿捕收剂的共用，包括强捕收性与弱捕收性药剂的混合，可溶与不可溶药剂的混合、价昂与价廉药剂的混合使用等。如31号黑药是25号黑药中混入6 %的不溶性固体的
11、白药的混合剂，4037号药剂是黑药中加入Z-200号硫胺醋的混合剂。3. 阳离子与阴离子捕收剂共用 如十二胺与油酸钠共用及十二胺与戊黄药共用作白钨矿捕收剂，乙二胺与黄药共用作氧化铜矿捕收剂都能提高选矿指标。这种混合用药的机理有两种解释。一种认为是阳离子药剂先在荷负电的矿物表面吸附，并使矿物表面电荷符号变正，以利于阴离子药剂吸附)另一种看法是在酸性介质中阳离子捕收剂为离子吸 附，阴离子 为中性分子吸附(或者在碱性介质中情况相反)。前者简称为“电荷补偿”机理，后者就是分子离子共吸附。4. 大分子与小分子药剂共用或混用 如所谓“聚-复捕收剂”。是将水不溶性的高分子聚合物与普通捕收剂混合制成的水溶性复
12、合物，包括将聚乙烯醋酸酯加入十二胺盐酸盐及十二烷基磺酸钠水溶液中的制剂。据认为捕收剂分子沿聚合物烃链发生定向吸附构成覆合物，其捕收性能比原有的更高。 此外，抑制剂的联合使用就更为常见，其结果都能大幅度提高药效，改善过程选择性。作为一种新的用药工艺，当前已在生产实践中得到广泛应用并不断取得新的发展。三矿浆中药剂最佳用量的控制与调节浮选回路中药剂制度最佳化和控制，对浮选过程的稳定和最大限度降低药耗是重要的因素。矿浆中药剂最佳用量的控制与调节, 主要通过实验室试验工业实验，了解浮选回路中各种药剂与矿物之间以及各种药剂浓度之间的相互关系，确立在不同条件下的函数式 (或称数学模型)，从中可掌握其特征参数
13、.例如，用黄药浮选硫化铜矿时，经实验研究确定，矿浆中拥有的黄药浓度与硫化铜矿物浮选必须的浓度比例是一重要参数用黄药浮选硫化铜、铁矿时，主要的硫化矿物的可浮性规律是：( 1)硫化铁浮选要求矿浆中的捕收剂浓度远比硫化铜浮选高，按充分浮选所必需的黄药浓度递增的顺序排列：辉铜矿-铜蓝-斑铜矿-黄铜矿-白铁矿-黄铁矿-磁黄铁矿。 (2 )当浮选任一硫化铜、铁矿物时，矿浆中必需的黄药浓度是随pH值增大而提高的。在不同pH条件下，对优先浮选或混合浮选所必需的黄药浓度均可进行确定。浮选回路中黄药的最佳用量则可用一自控体系来调节。第二节 浮选流程的计算、生产流程考查、金属平衡一 浮选流程计算1.浮选流程计算在选
14、矿厂设计时，浮选流程计算的目的在于确定各作业中各产物的质量和数量，即产物的重量、产率、品位、金属量、和回收率等。在日常生产中，流程计算的目的是了解生产的详情，发现薄弱环节，换言之，进行过程分析。选矿厂设计的流程计算，通常是根据浮选试验报告提供的数据，参考同类矿山的生产经验，确定一定数目的原始指标（品位，产率，回收率等），列出一组平衡方程式，其数目与未知数相等，然后求解未知数。现场生产流程的计算的原始指标则是大量的完整的生产检测数据，这些数据是在流程查定工作中事先安排而收集到的。有用数据的数目远超过未知数的数目。手工计算时，凭借计算者的经验，判定哪些是比较准确的数据，保留下来，代入平衡方程式，其
15、余的便抛弃了。 流程计算时选择原始数据的个数，可根据流程计算的要求合理地进行选择，选取原则如下：(1) 所选取的原始指标应该是生产过程中最稳定、影响最大且必须控制的指标。(2) 对于同一产物，不能同时选取产率、品位和回收率作为原始指标，因为对同一产物，只要知道其中两个指标，通过三者的函数关系，就可计算出第三个指标。否则，会使原始指标的选取不足，导致流程无法计算。(3) 对于同一产物所选取的指标，不能同时是产率和回收率，应该是产率和品位，或者回收率和品位。2.流程计算方法 这里我们以两种产物的选别流程举例进行计算。 2 2 3 3 1 1 1 精矿尾矿12+3 11=22+33 除原矿指标外，只
16、需确定两个原始指标即可算出全部产物的全部工艺指标。可选择2、3或2、2。其计算如下： 解联立方程得 2=12/2 ；3=13/3 然后，根据qnq1n；Pn=P1n(Pn=qnn)计算出各产物的矿量和金属量。二生产流程考查生产流程考查的目的是对选别工艺流程的各作业的工艺条件、技术指标、作业效率进行较全面的测定和考查。通过对流程中各产物的数量、粒度组成，品位的测定，进行计算和综合分析，从中发现生产中存在的问题，以便提出改进方案，为选别技术经济指标的提高和挖掘工艺流程潜力作相应的准备。 流程考查大体分类如下： 单元考查，对选矿工艺的某个作业进行测定，如破碎筛分流程考查、磨浮流程考查等；机组考查，对
17、两个以上互相联系的作业进行测定，如筛分和跳汰机组测定、水力分级和摇床机组测定等；数质量流程考查，这种测定规模比较大，取样点多。根据工作量的大小不同，又可分为全厂流程考查和局部(主要段别)流程考查。 重选厂由于流程比较复杂，所以进行全厂流程考查较少，而进行局部流程考查较多。1. 考查内容原矿的分析，包括磨矿粒度、浓度、处理量和品位；选别流程中作业点矿量的测定和取样，并满足流程计算的需要；分析流程中作业回收率和各作业富集比，以及作业生产负荷情况等；尾矿中目的矿物的金属损失分析和粒度分析。在现场生产中进行全流程的考查；由于需要准备的时间长，工具多，人员多和工作量较大，因此，也可以根据具体情况进行单独
18、考查，即针对生产中的某一薄弱外节，进行一项或几项的局部考查。2. 考查的方法不同的浮选厂，由于矿石中所选别的目的矿物和矿石性质的不同，采用的工艺流程也不一样，考查目的和要求也各有差异。因此，考查的方法及步骤，也就随考查的目的而定。但总体上有：做好考查前的准备。根据考查内容布置好取样点。取样点的布置、取样点的多少和样品的种类，如筛水析样、水分样、重量样、化学样等，都由考查目的所决定。生产过程矿石的代表性，以保证考查结果的代表性。生产设备运转情况的调查，以保证考查时生产流程的正常运转。取样人员的组织和取样工具的准备。各取样工具、容器应贴上标签。同时，各取样点应有专人负责，并作详细记录，以便做到样品
19、可靠的准确提供当时的生产、操作情况。入选矿石的当班处理量，可由原矿计量确定。取样时间一般为4-8 h，一般每隔10-20 min取一次。若在取样当班内发生设备故障或突然停电、断矿等特殊情况，应及时处理，交详细记录。一般在续取样时间内，正常操作达不到80%以上，则样品无代表性。不同取样点的取样方法不同，但每次的取样方法应一样。取样量也基本相等。一般而论使用刮取法、截流法和分级取样。刮取法多用于松散固体物料，即从皮带运输机上的取样，它是利用一定长度的刮板，垂直于料流方向刮取该段矿石。截流法多用于矿浆的取样。它是利用取样勺，在矿浆流速不太大的地方，垂直于矿浆流进行截取。样品的处理。浓度样处理：凡需测
20、定浓度的产品，一般不予缩分。如工程序为：称重一过滤一烘干一计算。粒级样处理：可将矿浆样混匀、缩分，取出适当重量的样品作筛析样并预留一定数量的备样，一般大于0.074mm粒级用筛析处理，即湿筛和干筛，小于0.074mm粒级用水析处理。化学分析样加工程序。过滤一烘干一碾细混匀一缩分一碾细至化验要求（-150网目）一混匀一取化验样。三金属平衡1.金属平衡的计算(1)处理原矿品位是指选矿厂处理的原矿中某种金属含量占处理原矿数量的百分比。由公式(1)表示:处理原矿金属量(吨) 处理原矿量(吨)处理原矿品位= 100% (1)计算说明: 处理原矿品位应根据取样化验的加权平均数求得。 处理原矿金属量，原矿量
21、及原矿品位均应与计算选矿回收率的数据一致。 处理原矿品位一般在没有手选，脱泥等预选工序的浮选厂，且中矿不返回分级机，应以分级机溢流取样化验的品位为准;有手选、脱泥等预选工序的浮选厂应以预选前原矿取样化验品位为准，并应对于预选废石、合格块矿及溢流进行计量、取样和化验。由于预选前矿石块度较大，一般难以准确取样化验，处理原矿品位也可以采用下列公式计算求得。合格矿处理量品位+预选合格块矿量品位+预选废石量品位+脱泥溢流量品位合格矿处理量+ 预选合格块矿量+ 预选废石量+ 脱泥的溢流量1 00%处理原矿品位= 优先浮选的选厂，各种产品的选矿处理量及处理矿品位，均应以开始处理的原矿及原矿品位为准。 砂矿水
22、枪开采的处理原矿品位，应以砂泵或溜槽出口取样化验的品位为准，砂矿干采干运的处理原矿品位，应以进人选厂的皮带给矿取样化验为准并应与选矿处理的计算范围相适应。 单一精选厂处理原矿品位是指处理购进中矿的平均品位(2)精矿品位是指精矿产品中所含某种金属量占精矿数量的百分比。由公式(2)表示:精矿金属量(吨)精矿量(吨)100%精矿品位= (2)计算说明: 精矿品位应以精矿取样、化验的加权平均数求得。 精矿量、精矿金属量，应与计算选矿回收率的数据一致。(3) 尾矿品位尾矿品位是指尾矿中所含某种金属量占全部尾矿数量的百分比。其计算公式(3)如下:尾矿金属量(吨)尾矿量(吨)100%尾矿品位= (3)计算说
23、明: 尾矿品位应以取样、化验的加权平均数求得。 尾矿量及尾矿金属量包括预选脱泥、溢流、浮选等尾矿的尾矿量及其金属量。 溢流、浮选尾矿应按取样测定的数字为准。在计量设备不完备的情况下，如果中间产品数量较稳定，可以用平衡法计算并校正尾矿量，其计算公式(4)为:尾矿量(吨) = 原矿处理量(吨)精矿量 (吨) ( 4 )(4)选矿回收率选矿回收率是指选出某种合格精矿金属量占处理原矿金属量的百分比。1)实际回收率实际回收率是指选矿厂从处理原矿到选出合格精矿的全部选矿过程的总回收率。其计算公式(5)为:精矿干量(吨) 精矿品位原矿处理量(吨) 处理原矿品位100%实际回收率= (5)QQ0100%一般表
24、示为：p 式中：p实际回收率； 处理原矿品位； 精矿品位； Q0处理原矿干重，t； Q精矿干重，t；2)理论回收率理论回收率是在理想条件下(即未考虑选矿生产过程的无名损失，如浮渣、中矿水流失、精矿溢流水等)的选矿回收率。它是用来验证实际回收率高低的指标，其计算公式为:100%精矿品位x(处理原矿品位一尾矿品位)处理原矿品位x(精矿品位一尾矿品位)理论回收率= (6)（）（)100%一般表示为： 式中：回收率； 精矿品位； 原矿品位； 尾矿品位；2. 金属平衡表 入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系，若以表格形式列出即称之为金属平衡表。 金属平衡表是选矿生产报表，它是
25、根据选矿生产的数量和质量指标按班、日、旬、月、季和年编制的。这些指标包括：原矿处理量、原矿品位、出厂精矿量、精矿品位、金属含量、回收率、尾矿量和尾矿品位等等。 因此，根据金属平衡表可以评价选矿厂的生产情况，可以看出选厂在某一期间内完成生产指标的情况。金属平衡表是选矿生产的基本资料，由于它是按班次计算指标的，也是现厂生产班组进行生产评比的基本资料。 金属平衡表分为理论金属平衡表和实际金属平衡表两种。 理论金属平衡（也称工艺金属平衡）表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品（精矿与尾矿）所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率，因未考虑过程中的损失，所以此回收率称为理论回收率，此金属平衡表称
26、为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高低。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料，并能够根据在平衡表期间内的工作指标，对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。 实际金属平衡（也称商品金属平衡）表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量（如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量）以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率，所以此回收率称之为实际金属回收率，此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率理论回收率的差值上。由于理论
27、平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率，但有时也会出现反常现象，实际回收率高于理论回收率，这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差，以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值，对于浮选厂正差不能大于2%，不应出现负差。重选厂正负差不能超过1。5%。 比较理论金属平衡表和实际金属平衡表，能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况，以及取样、计量与各种分析和测量上的误差，并及时予以解决。实际金属平衡是通过各种计量检
28、测手段，考察原矿金属与精矿、尾矿金属之间的平衡关系，查明金属去向，找出生产薄弱环节，以及分析各种误差对金属平衡的影响，同时，金属平衡工作是选矿厂全面质量管理的基础，是衡量选矿生产、技术、经营管理的重要标志，因此，实际金属平衡应反映选矿厂及其工段在规定时间内，即班、日、月、季、年的工作情况。一般金属平衡指标用理论回收率与实际回收率之差值表示。金属平衡表的内容应包括：（1）原矿及各种产品的数量、品位及金属量；（2）理论回收率与实际回收率；（3）各种金属平衡的差值。第二节 浮选实践应用本节主要讲述复杂硫化矿的浮选、简单氧化矿的浮选。一复杂硫化矿的浮选 硫化铜铅锌矿的特点是矿物种类多；有用矿物嵌布粒度
29、细，并且致密共生；硫化铜矿物与方铅矿的可浮性很相近；闪锌矿、黄铁矿和磁黄铁矿易被矿石中次生铜矿物溶出的铜离子活化；即使是同一种矿物往往由于氧化程度不一，其可浮性也有难易之分，所以分选这种矿石是比较困难的。1. 硫化铜铅锌矿浮选实例某资源丰富、品位高、易开采、难分选的复杂多金属矿床，矿石储量7816万t，矿石平均品位，银23892gt、锌834、铅513、铜104、金072g/t，属少有的多金属硫化富矿床。矿石中富含银、铜、铅、锌、砷和锑等金属，砷锑以类质同象形式存在于铜金属的主要载体黝铜矿中，铜、铅、锌矿物嵌布关系相当密切，有价金属对浮选具有很好的响应性，通过应用“一段细磨铜铅锌顺序优先浮选工
30、艺”获得独立的铅精矿和锌精矿，伴生金属也在铜精矿中综合回收。(1) 原矿工艺矿物学性质1)主要化学成分分析可供利用的有价元素主要为锌、铜、铅、银，另有少量有益伴生组分，有害元素则为砷和锑。2)主要矿物的物相分析由于“次生硫化铜”实际上主要是黝铜矿，故将其并入“原生硫化铜”是合适的，依此计主要回收对象的硫化率合计达到90左右，金属矿物的氧化率较低，有利于金属矿物的浮选。(2)主要矿物的嵌布关系分析该矿床属复杂的银多金属矿床，有价组分多且含量较高，最主要的金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黝铜矿(以富含锑的黝铜矿为主)、黄铁矿、黄铜矿，另见很少量铜蓝、毒砂和一定数量的铅矾、白铅矿、菱锌矿。脉石矿物主要有石
31、英、重晶石及绢云母，另见少量长石、高岭石、碳酸盐。金属矿物的种类虽然不算多，但嵌布关系相当复杂。1)黝铜矿(Cu，zn，Fe，Ag)12(Sb，As)4S13是最主要的铜矿物，而且绝大部分的银、砷均为其所载，因而它是本矿石中最重要的有价元素银、铜及有害元素砷的载体矿物。扫描电镜能谱分析证明，除铜、锑、银、砷、硫外，黝铜矿中总是含有一定数量的锌(约9)和铁。黄铜矿是次要的铜矿物，与黝铜矿相比，粒度较细，大部分的黄铜矿与其它硫化物组成集合体，因硫化物之间复杂的交代关系而使粒度细的黄铜矿接触边界复杂化，黄铜矿较难解离。2)方铅矿是最主要的铅矿物，属于嵌布粒度较细的硫化物，在与其它重要硫化物形成中粗粒
32、集合体时，在诸种矿物中其粒度相对较小，与闪锌矿及黝铜矿的关系都相当密切，此外，亦常见在脉石的微细裂隙中呈细脉状嵌布。3)闪锌矿的嵌布特征除前面描述黝铜矿时看到的那样组成各种形态的硫化物集合体外，亦常见独立呈脉状嵌布，以及在黄铁矿颗粒间呈细粒状充填和在脉石中呈极细粒嵌布，闪锌矿的嵌布粒度变化范围很大的，嵌布形态复杂。4)黄铁矿不是回收对象，在硫化物中粒度较粗且含量较多，与其它有价矿物的关系很密切，还是载金、银的矿物，有价矿物常沿其粒间充填，复杂的交代关系影响它们之间的解离；黄铁矿内部也见有无法解离的黝铜矿、方铅矿及闪锌矿微细包体。(3) 浮选方案的确定1) 富含银砷锑的铜精矿矿石中最主要铜矿物为
33、黝铜矿，次要铜矿物为黄铜矿，少量的铜蓝。黝铜矿是最重要的载银、锑矿物(按含银量12和矿物量约18计，绝大部分银为其所载)，其它硫化物载银少，这有利于银、锑在铜精矿中富集。砷是主要的有害杂质，主要存在于黝铜矿中，大部分砷将进入铜精矿。又从上述矿石的工艺矿物学分析可见，铜精矿不仅会富含伴生元素银、砷、锑，而且会由于铜矿物和其它硫化矿物复杂的嵌布关系，铜精矿将含较高的铅、锌。显然，该铜精矿无法销售，需要单独建厂处理。2) 不同磨矿细度下矿物的解离度对两个不同磨矿条件下主要有价矿物的解离度进行了测定，通过一段细磨，可以实现主要有价金属的较好解离。3) 铜浮选试验理论上可选出富含银、砷、锑的铜精矿，又通
34、过解离度测定可见，一段细磨，可以实现主要有价金属的较好解离，但究竟是否可行，需要进行浮选试验。选用铜选择性捕收剂BK905进行磨矿细度试验，试验结果表明，随着磨矿细度的增加，铜精矿回收率增加，在磨矿细度为85-741m时铜精矿回收率在约12产率下达到88，综合考虑，磨矿细度可选用85-741m。确定一段磨矿细度后，进行选铜粗选试验，试验流程见图1，试验结果见表6。在捕收剂 BK905用量为32gt时，铜回收率能达到90以上。经调整试验得出的铜精选条件如图2，试验结果见表7。(4) 优先浮选方案的确定铜的浮选试验结果证明了可以优先浮选出可供单独处理的铜精矿，那么，其它就是铅锌分离浮选的问题，而根
35、据解离度测定结果，铅锌分离可继续采用优先方案。用铅选择性捕收剂BK906进行优先选铅试验。捕收剂BK906在较低用量时对铅有很好的选择性，用量在12g/t以上时，铅作业回收率就能达到87以上，但用量在24g/t以上时，铅粗精矿中含锌升高明显，BK906选择12g/t的用量。经铅精选试验结果可见，铅精矿品位较高达到65，各作业回收率也较合理，但含锌较高，铅精矿含锌超标，导致铅精矿不合格。经对所得到的铅精矿进行显微镜检查，结果表明，该铅精矿中的主要混入物是锌矿物，而其中锌铅连生体约为80，因此，为了获得合格的铅精矿，必须增加铅粗精矿再磨。铅粗精矿再磨试验。试验流程见图3，试验结果见表8，由试验结果
36、可见，铅粗精矿再磨有效地降低了铅精矿含锌，也明显提高了铅精矿品位。综合考虑，确定铅粗精矿再磨细度为-0.045mm95。选锌试验证明，锌矿物对活化和捕收作用响应性好，锌精选矿浆pH值保持在115以上，就能够得到合格的锌精矿。通过上述研究，最终确定“一段细磨(85-74m)一铅粗精矿再磨(95-431m)的铜一铅一锌顺序优先浮选”工艺流程，并结合采用铜、铅的选择性捕收剂。(5) 结语1)该矿床属复杂的银多金属矿床，有价组分多且含量较高，可供利用的有价元素主要为锌、铜、铅、银、锑，另有少量有益伴生组分，有害元素则为砷。最主要的金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黝铜矿(以富含锑的黝铜矿为主)、黄铁矿、黄铜矿
37、，另见很少量铜蓝、毒砂和一定数量的铅矾、白铅矿、菱锌矿。脉石矿物主要有石英、重晶石及绢云母，另见少量长石、高岭石、碳酸盐。矿石中有用矿物普遍存在块状、条带状、斑点状、浸染状、斑铜状结构，嵌布粒度细且不均匀，矿物间镶嵌关系十分复杂。2)主要回收对象的硫化率合计达到90左右，金属矿物的氧化率较低，有利于金属矿物的浮选。3)铜、铅矿物对捕收剂及其它药剂条件具有较好的适应性，锌矿物对活化和捕收作用响应性好。4)试验研究结果推荐“一段细磨(85-74m)一铅粗精矿再磨(95-43m)的铜一铅一锌顺序优先浮选”工艺流程，并结合使用铜、铅选择性捕收剂 BK905和BK906，获得较理想的试验指标。2. 精矿
38、脱杂 在浮选多金属硫化矿时，由于原矿性质和过程复杂，各种金属矿物常常分离不好，会产生所谓“互含”（即甲精矿中含有乙精矿，乙精矿中含有甲精矿）过高的现象，这样不仅会降低精矿质量，而且会降低回收率。为了解决这个问题，可以采用精矿脱杂的过程。所谓精矿脱杂，就是将精矿再处理，以便降低其中杂质的含量。 精矿脱杂的过程常用于铅精矿脱锌、锌精矿脱铅、铜精矿脱铅、铅精矿脱铜、锌精矿脱铜等。精矿脱杂的方法一般都与获得粗精矿的浮选方法相反。例如含锌过高的铅精矿是用浮铅抑锌的方法得到的，则铅精矿脱锌时，应该采用浮锌抑铅的方法。即脱杂时一般采用反浮选。3. 混合精矿脱药 混合精矿在进行分离之前，为了提高分离效果，往往
39、要预先进行脱药以除去矿物表面的药剂薄膜及矿浆中过剩的药剂。 混合精矿脱药的方法有以下几种： (1)机械脱药法。该法包括多次精选、再磨、浓缩、擦洗、过滤和洗涤等方案。 (2)解吸法。解吸法是利用硫化钠在矿物表面吸附力强的特点解吸矿粒表面的药剂，利用活性炭吸附矿浆中的药剂使吸附在矿粒表面上的药剂返回矿浆。这两种方法可以同时使用。但当硫化钠用量大时，要同时用浓密机脱药，使过程复杂化。 (3)加温及焙烧法。例如，将铜钼混合精矿在石灰介质中通蒸汽加热，以破坏矿物表面的捕收剂膜，然后再加水稀释进行分离。或将铜钼混合精矿进行焙烧，使铜矿物表面氧化而变得难浮，然后调浆浮出钼精矿。这两个方法成本都比较高二简单氧
40、化矿的浮选 一般说来硫化矿床的上部都有氧化带，有的矿床还被深度氧化而成为大中型的氧化矿床。它们的特点是结构松散易碎，含水较多，而且经常含有较多的矿泥。因此，在用浮选方法来处理氧化矿时，其浮选指标一般比硫化矿的浮选指标低，选矿成本也比硫化矿高。所以，寻求技术上可行、经济上合理的氧化铜矿的处理方法，是当代选矿技术的重要课题之一。1.氧化铜矿物的可浮性（1） 氧化铜矿的分类与氧化率。氧化铜矿石的可浮性与铜矿物的种类、脉石的组成、矿物与脉石的共生关系以及含泥量的多少等因素有密切的关系。根据矿石氧化率的高低不同，可以把有色金属矿石分成三类；氧化矿：氧化率在30%以上；混合矿：氧化率在10%30%之间：硫
41、化矿：氧化率在10%以下。氧化率是氧化矿物的金属含量在矿石总金属含量中所占的百分率。最常见的氧化铜矿物是孔雀石和蓝铜矿，其次是硅孔雀石和赤铜矿，有时，也会碰到铜的硅酸盐或其它可溶性盐类。（2）主要氧化铜矿物的可浮性1）孔雀石（CuCO3Cu(OH2):这种氧化铜矿物经过预先硫化以后，可以采用浮选硫化矿的捕收剂（如黄药）进行浮选；不进行预先硫化，也可以用5-6个碳以上的黄药在高用量下浮选。孔雀石也可以被脂肪酸（如油酸、棕榈酸等）及其皂类捕收。但是，用这类捕收剂时，矿石中的碳酸盐脉石（如方解石、白云石等）与铜矿物具有相近的可浮性，因而这种浮选过程的选择性较差，所以，这类捕收剂只适用于含硅酸盐脉石的
42、氧化铜矿石的浮选。孔雀石还可以用长链的伯胺浮选，此时需要用硫化钠活化。2）蓝铜矿（2CuSiO3Cu(OH)2）:浮选条件与孔雀石基本上相同。其不同之点仅在于用脂肪酸及其皂类浮选时，它比孔雀石的浮选性能好，用硫化法浮选时，则需要与药剂有比较长的作用时间。3）硅孔雀石（CuSiO32H2O);这类氧化铜矿物的可浮性很差。其主要原因在于它们本身是组成和产状很不稳定的胶体矿物，其表面有很强的亲水性，捕收剂吸附膜只能在矿物表面的孔隙内形成，而且附着极不牢固，其浮选行为受PH值的影响也相当显著，在工业生产上PH值很难控制的那么严格。4）水胆矾（CuSO43Cu(OH2):这是一种微溶于水的矿物，很难浮选
43、，一般都损失于尾矿中。5）胆矾（CuSO45H2O）：这种矿物属于可溶性矿物，在浮选时易溶于矿浆中，由于这类矿物的溶解，增大了矿浆中铜离子的浓度，还会破坏浮选过程的选择性，增加药剂的消耗。因此当它含量高时最好先进行浸取。（3）游离氧化铜与结合氧化铜。氧化铜矿石的可浮性，与多种因素有关。首先决定于矿石中氧化铜矿物的种类。矿石中的氧化铜矿物以孔雀石和蓝铜矿为主时，这类矿石就属于易选矿石；如果矿石中主要时硅孔雀石或胆矾等难浮的矿物，就不能单独用浮选法处理。同时，游离氧化铜矿物容易浮游，而结合氧化铜矿物基本上不能用单一的浮选法回收。所谓游离氧化铜矿物是成独立形态存在的氧化铜矿物，它们均能溶于氰化物溶液
44、中，这部分矿物中所含的铜称为游离氧化。而结合氧化铜矿物，它们中的铜常与矿石中的硅、铝、钙、镁、铁、锰等元素的氧化物相结合，形成难以单体解离、缺乏铜矿物易浮特性的集合体。结合铜矿物中的铜称为结合铜。结合铜在所有铜矿物含铜总量中所占的百分率称为结合率。结合氧化铜与脉石结合的方式有三种：1）机械地分散在脉石中称为微细分散的包裹体；2）以离子或分子状态吸附于脉石上称为所谓染色体；3）作为晶格的杂质与脉石相结合。脉石种类对氧化铜矿石的可浮性也有一定的影响，含硅质脉石的氧化铜矿比较好处理；而含碳酸盐脉石的氧化铜矿石就比较难选。含有较多的氢氧化铁和粘土质矿泥的氧化铜矿石，就更难选。2.氧化铜矿物的处理方法
45、处理氧化铜矿的方法，主要有以下几种： 1）硫化后黄药浮选法。此法是将氧化矿物先用硫化钠或其他硫化剂(如硫氢化钠)进行硫化，然后用高级黄药作捕收剂进行浮选。硫化时，矿浆的PH值越低，硫化进行得越快。 2）脂肪酸浮选法。 该法又称为直接浮选法，用脂肪酸及其皂类作捕收剂进行浮选时，通常要加入脉石抑制剂水玻璃、磷酸盐及矿浆调整剂碳酸钠等。 3）特殊捕收剂法。对氧化铜矿的浮选，除使用上述两类捕收剂外，还可采用其他特殊捕收剂浮选。如孔雀绿，N-取代亚氮二乙酸等。有时还可以与黄药混合使用，以提高铜的回收率。 4）离析浮选法。此法是将氧化铜进行氯化还原焙烧。使矿物或表面还原成易浮的金属铜，然后用黄药作捕收剂进行浮选。 5）浮选水冶法。许多氧化铜矿和混合铜矿，都或多或少的有一部分是难选的，有一部分是易选的，在此情况下，先用浮选法回收易选的氧化矿，然后将尾矿或中矿送去水冶。3.氧化铜矿石的浮选实例 某矿矿体中部为铁铜矿石，边缘过渡带为铜矿石。其主要金属硫化矿物为黄铜矿、斑铜矿、黄铁矿、辉铜矿；主要金属氧化矿为磁铁矿、赤铁矿、自然铜和孔雀石。次要矿物为白铁矿、闪锌矿、砷黝铜矿、银金矿、蓝铜矿、赤铜矿、针铁矿、褐铁矿及镜铁矿等。脉石矿物为方解石、白云石、石英、玉髓、透辉石、蛇纹石、高岭土、绿泥石和绢云母等。 矿石的氧化矿由于铜铁都较高，氧