浮选药剂用法及用量

浮选药剂用法及用量 1.磷矿的浮选 磷石可分为两类；磷灰(石)岩和磷块岩。 磷灰石的主要化学成分是磷酸钙，其中还含有氟(F)、氯(C1)等元素。至于铁、铝、锰、镁的磷酸盐矿物仅占磷矿物的5％。 磷灰(石)岩是指磷以晶质磷灰石形式出现在岩浆岩和变质岩中的磷灰石。磷灰石晶体多种多样，可从巨大晶体到普通显微镜也观察不到的微晶。这类矿石一般品位较低，但可选性较好。 磷块岩是指以含肢磷矿为主的磷矿石，主要是沉积成因或风化淋滤成因的磷灰石。 胶磷矿是指在高倍显微镜下也分辨不出晶体的那些磷酸盐矿物的统称。以前人们在显微镜下观察具有许多胶体结构，认为它是非晶质物质，但实际证明它是结晶质的，只是结晶体非常细小，一般不易观察，其可选性次于磷灰(石)岩。 B磷矿石的浮选 磷矿石浮选的主要问题是含磷矿物与含钙的碳酸盐(如方解石、白云石等)的分离。因为用一些常用脂肪酸类捕收剂浮选时，它们的可浮性都相近似，其分离的方法有以下几种： (1)使用水玻璃和淀粉等抑制剂，对碳酸盐等脉石矿物进行抑制，再用脂肪酸作捕收剂浮出磷矿物。 (2)首先加入偏磷酸钠抑制磷矿物，然后用脂肪酸先浮出碳酸盐等脉石矿物，再浮磷矿物。 (3)用选择性的烃基硫酸酯作捕收剂，先浮出碳酸盐的矿物，尔后再用油酸浮选磷矿物。 C磷矿石浮选实例 某矿原矿物质组成：主要矿物为胶磷矿，次要矿物为结晶磷灰石和纤维状胶磷矿。而主要脉石矿物为碳酸盐、石英、玉髓，其次是长石、白云母、绢云母、黄铁矿及氧化铁等物质。矿石结构为鲕状、假鲕粒状、胶状、网格状及砂状等。矿石构造为块状、条带状、扁豆状等。处理流程如图5-27所示。 以擦洗分级脱泥-浮选联合流程处理该矿，所获技术经济指标为：精矿含P20532．4％；回收率为86．70％。 某磷矿处理的钙质沉积磷块岩矿石，属含碘微碳氟磷灰石，矿石中磷矿物含磷约占70％，呈非晶质和隐晶质产出，脉石矿物以白云石为主，约占21％，硅质脉石小于5％。矿石中碳酸盐矿物与磷矿物胶结。由于碳酸盐脉石的嵌布粒度较磷矿物粗，易于粉碎，且原矿含P205比较高，故在较粗磨的条件下，用反浮选使白云石成为泡沫产品除去。 在反浮选过程中，用硫酸作磷矿物的抑制剂，脂肪酸作捕收剂，在常温条件下进行白云石浮选。 经过日处理1．5t的连续扩大试验获得的浮选产品的指标为：精矿中含P2O5为35．3％；回收率为94．18％。在用反浮选的同时，对该矿进行了焙烧-消化流程(图5-28)的试验研究，所得精矿质量较好，同时也考虑到碘的综合回收。条件是将粒度为12～0mm的原矿在1000℃的温度下焙烧半小时，然后加水消化，分级。大于0．074mm粒级的为磷精矿，碘在焙烧炉气中回收，利用CO2对小于0．074mm粒级的石灰乳进行碳酸化，过滤得到碳酸盐尾矿，滤液返回消化作业使用。经过焙烧-消化流程可得到精矿含P2O537．54％；磷回收率96．89％。碘的回收率可达65％左右。 浮选钙质与硅质沉积磷矿石通常认为是不容易的。但他们的研究结果明，应用磷酸酯类混合物作为捕收剂可以得以良好的浮选选择性。第一种方法包括应用所列 举的捕收剂混合浮选碳酸盐，随后抑制磷酸盐和浮选碳酸盐。第二种方法是应用磷酸酯类浮选碳酸盐而抑制磷酸盐，然后使用如伯胺或醋酸阳离子捕收剂浮选石英和硅酸盐。用这些方法对各种矿石的浮选在许多情况下获得了良好的结果。例如，阿尔及利亚的矿床中的一种粒度为40-315微米的矿石（P2O528%，MgO1.76%，SiO22.2%），获得了品位为P2O230.7%，MgO20.63%，SiO21.5%的精矿，回收率为85.5%。突尼斯一个矿床的粒度为40-125微米的矿石，P2O519.9%（CaO：P2O5=1.9991），MgO1.69%，SiO214.6%，在开路和不连续过程中应用浮选获得含SiO2O532.1%（CaO：P2O5=1.445），MgO2 0.4%，SiO2 4.7%的精矿，P2O5 22.8%，MgO 1.65%和SiO2 6%，P2O5 的回收率为20.84%。美国推荐新的选矿流程浮选含硅酸盐矿物的磷酸盐。以前美国在浮选佛罗里达磷矿石时，最广泛应用的选矿流程是一段浮选采用阴离子捕收剂，二段浮选采用阳离子捕收剂。这种流程当原矿中有益成分含量高时可得到令人满意的结果；但当有益成分含量低时发现尾矿中钙质磷酸盐损失较大。这种流程存在的缺点是：在采用阳离子捕收剂前必须首先除掉酸性阴离子捕收剂；对水中的离子成分敏感；需要有抑制剂。为改善这种情况，美国推荐一种浮选含硅酸盐矿物的磷酸盐的新流程。按照推荐的流程，矿石要经过分级（以35目为界），这种分级带有预选或脱泥作用；用非极性药剂调节浓矿浆（60-70%）并在一段采用聚酰胺阳离子捕收剂、起泡剂进行浮选。新流程进行精选、扫选以及按48目分级作业。 芬兰开发选别高杂质、低品位的矿床，含磷灰石10%，方解石和白云石22%，金云母和角闪石65%，并含有其他硅酸盐。矿石中P2O5含量仅有3-4%。他们围绕浮选及抑制钙质的硅脉石的选择性药剂的应用做了大量的研究工作。并于1975年建成一座t/h的浮选试验厂，完成了试验工作。最终获得P2O5不低于33%的精矿，回收率为35%[6]。已由瑞典和芬兰合作开发一种对矿灰石颗粒有选择性的捕收剂，其商品名为N-Substituted Sarcosinc（N，N-烷基甲基醋酸盐，两性化合物）：据称使用这种捕收剂可以从85-90%的回收率获得高质量精矿。美国道化学公司采用通式为H2N-[C2H4NH]-xC2H4-NH2的多乙撑多胺与妥尔油脂肪酸或其酯的缩合物作为硅质捕收剂改进浮选指标，并获得较高品位的磷酸盐产品，因而带来明显的经济效益。通式中x为4-11缩合物以醋酸盐的形式应用。多乙撑多胺可用氯乙烯与氨在一定的压力与温度下反应制得。用此法得到的多乙撑多胺的混合物价格便宜，用以制备上述缩合物更适宜。美国道化学公司利用烷基苯醚胺或其羟基化衍生物作捕收剂浮选硅质磷矿，并认为该药剂可改进矿浆的分散程度。这种脯收剂的制备方法如下：取等摩尔的戊酚、丙酸和乙醇胺在150-250℃进行液相反应，然后将所得的酰胺进行酸催化水解，从而生成所需要的胺，再用减压蒸馏法提取。该捕收剂溶于燃料油中，当其用量为0.2公斤/吨时，精、尾矿中的BPL含量分别为86.1和22%。作为比较，在使用多乙撑多胺与妥尔油脂肪酸的缩合物时，精、尾的BPL含量分别为64.4和 8.5%（BPL为骨质磷酸钙）。美国道化学公司Rodert. Hefnet采用脂肪酸或其酯与乙醇胺、羟乙基乙撑二胺的缩合物作为浮选硅质的捕收剂而获得专利。该捕收剂可改进磷矿物与硅质的分离。所用的脂肪酸是C4-22饱和或不饱和有机酸，乙醇胺为单乙醇胺如采用乙醇胺的混合物更为经济，羟乙基乙撑二胺以二羟乙基乙撑二胺和三羟乙基乙撑二胺含量占优势的混合物较好。缩合时乙醇胺和羟乙基乙撑二胺的总量与脂肪酸或其酯的mol比约为0.9-1.10。缩合反应温度为130-250℃，反应时间约为 2.5小时。结果表明，可在磷酸矿物的回收率略为降低的情况下，得到较高品位的磷精矿，从而获得经济效益。 2.黄铜矿常呈细粒浸染或乳浊状固溶体存在于闪锌矿中，不易单体解离，即使达到了单体解离，这样微小的颗粒(常在0．005mm以下)分离也很困难；更普遍的是闪锌矿受矿石中共生铜矿物(特别是次生硫化铜矿物)中铜离子的活化，使闪锌矿不同程度地显示出类似于铜矿物的可浮性；有的闪锌矿其可浮性比黄铜矿还好。因此硫化铜锌矿的分选是比较困难的。 锌矿浮选方法 (1)硫化铜锌矿浮选的原则流程。常用的有优先浮选、半优先(易浮铜矿物)混合(难浮铜和锌矿物)分离浮选、部分混合浮选、等可浮选等几种，其中半优先混合分离浮选和等可浮选流程更能适应铜或锌矿物本身可浮性差异大的矿石。就磨浮段数来说，对于致密共生难以分离的铜锌矿石多采用混合精矿再磨、粗精矿再磨或中矿再磨的阶段磨浮流程。 (2)铜锌分离方法。铜锌混合精矿的分离是难度较大的一个课题。在分离之前都要用活性炭和硫化钠等脱药，最好是脱药后脱水重新调浆再分离。 分离的流程方案有浮铜抑锌和浮锌抑铜两种，视矿石(或混合精矿)中铜锌含量比例、矿物可浮性差异以及药剂来源和使用情况而定，特别是要根据获得的最终指标来决定。一般常用浮铜抑锌方案。分离的方案有无氰法和有氰法两种。当铜矿物主要为原生铜矿物时，最广泛使用的无氰分离方法为石灰+硫化钠+硫酸锌，石灰+硫酸锌十二氧化硫(或亚硫酸钠)法，而石灰+氰化物法使用有限。当铜矿物主要为次生硫化铜时，在苏打介质中可以铁氰化物3～6kg／t抑铜浮锌也可以将混合精矿氧化、加温矿浆以抑制次生铜矿物浮锌。 铜精矿中降砷最常用的方法是增加精选次数，在精选中补加石灰、亚硫酸(或其盐)，控制 pH6．5～7，多次精选和抑制，使毒砂失去(或降低)可浮性。 硫化铜锌矿石浮选中，不少现场力求采用选择性好的捕收剂，如：Z-200号、醚氨硫酯(捕收剂234)、JF-1、丁黄丙腈酯等药剂浮铜矿物，既节省抑制剂，又能获得较好的分选指标。 所谓无氰浮选就是多金属硫化矿分离浮选时不用氰化物作抑制剂。如前所述，氰化物（氰化钾与氰化钠）是剧毒药剂，用作闪锌矿及黄铁矿的抑制剂，结果使尾矿水中含氰化物，造成环境严重污染。一般都要对尾矿水及废水进行净化处理，比如添加漂白粉。从经济上来说，氰化物价格较贵。另外，氰化物会溶解金、银等贵金属。所以，对含金、银等贵金属的矿石使用氰化物时，不利于综合回收。因此，目前国内外普遍强调少用或不用氰化物。 目前国内在多金属硫化矿的浮选中，为寻找氰化物的代用品，实现无氰浮选工艺，或尽量降低氰化物的用量做了不少试验研究工作，取得了一定的成绩，有些浮选厂已经实现了无氰浮选工艺。 大多数的试验研究是用亚硫酸（ H2SO3 ）、二氧化硫 (SO2) 、亚硫酸钠及硫代硫酸钠代替氰化物，用以抑制闪锌矿及硫化铁。这类药剂毒性小，对金、银等贵金属无溶解作用，而且被它们抑制过的闪锌矿容易活化，对铜矿物的抑制作用较弱，甚至有活化作用，有利于铜一锌分离。其主要缺点是抑制作用没有氰化物强药剂作用容易消失，其用最与使用条件较难控制。 此外，还有下列方法可以代替氛化物。 （ 1 ） ZnSO4 ＋ Na2CO3 （或硫化钠）抑制闪锌矿、黄铁矿，常用于铅一锌分离时，抑锌浮铅。 （ 2 ） P2S5 ＋ NaOH （又叫诺克斯法 NoKes ），在 pH =8~11 的条件下，用于钼与硫化矿的分离浮选，抑制铜、铅、锌、铁的硫化物。 （ 3 ）锰酸钾（ K2MnO4 ）和高锰酸钾（ KMnO4 ）在 pH=7.5~9 的条件下，能选择性地抑制黄铁矿。 锌矿石按其所含矿物不同而分为硫化矿和氧化矿 , 由于硫化矿日益枯竭 , 氧化锌矿的开发逐渐受到人们的重视。氧化锌矿物与含钙、镁、铁等脉石矿物在常温下的浮选分离一直是个难题。由于溶解组分与矿物表面的相互作用 , 导致矿物表面转化 , 因此氧化锌矿物与方解石、白云石、褐铁矿等含钙、镁、铁等的脉石矿物的浮选分离尤为困难。目前 , 氧化锌矿的浮选大多采用硫化浮选工艺 , 其中的氧化铅主要采用硫化后加黄药浮选 , 而氧化锌的回收主要采用加温硫化、硫酸铜活化后再用黄药浮选或硫化后用脂肪胺 ( 伯胺 ) 浮选。由于氧化锌矿的胺法浮选对矿泥和可溶盐较为敏感 , 因此 , 尽管国内外对氧化锌矿的浮选工艺作了大量的研究和实践 , 仍然未能解决氧化锌矿的选别指标低、工艺流程及药剂品种复杂、成本高等问题。因此 , 采用尽可能简单的浮选流程、常规的药剂、经济有效的浮选氧化锌矿是非常有意义的一个研究方向。 本文采用的第一份矿样为云南建水某深度氧化铅锌矿。通过大量的探索性试验确定了常规药剂的用量和浮选流程。试验发现 , 用黄药作氧化铅的捕收剂、胺作氧化锌的捕收剂、优先浮铅的开路流程能够获得的锌品位和锌回收率分别为 30% 和 65% 。 抑铅浮铜法 研究过的抑铅方法很多，在实践中使用的主要有如下几种: （1）重铬酸盐法 重铬酸钾（钠）是方铅矿的有效抑制剂，它们对铜矿物的浮选没有影响，因此常用它们来分选铜铅混合精矿。重铭酸盐法的特点是用量较少。如果铜矿物是原生硫化铜矿物〔如黄铜矿），则铅与铜矿物能获得较好的分选。如果矿石中的铜矿物是次生硫化铜（如辉铜矿）．或除了原生硫化铜外，存在有相当量的次生硫化铜时，则铜铅分离的效果就比较差。这是由于有次生硫化铜或易受氧化的铜矿物存在时，会有相当量的铜离子进入矿浆中，这些铜离子吸附在方铅矿表面，从而使方铅矿难于抑制。应指出的是，用重铭酸盐分选硫化铜铅混合精矿时，在适当的药剂条件下，矿浆的搅拌时间非常重要，应严格加以控制，因搅拌时间过长，硫化铜矿物的晶格也将受到破坏而不浮。因此，最佳的搅拌时间应该是使方铅矿的表面充分氧化，而硫 化铜矿物的表面刚开始氧化时，就立即进行浮选。这样，铜铅矿的分离就比较好。总之，掌握最佳的搅拌时间是重铬酸盐法有效分离铜铅混合精矿的关键之一。搅拌时间可通过试验来确定，一般为0.5―1小时左右。 重铬酸盐对黄药的影响也应注意，当重铬酸盐的浓度很高，介质呈酸性或中性时，铬酸盐对黄药表现出氧化作用：当介质呈碱性（pH≥7．5）时，黄药不受铬酸盐的影响。重铬酸盐法通常是在当铜铅混合精矿中，铅多铜少，杂质含量低，即分离后的尾矿能作为合格铅精矿的情况下才采用。当铜铅混合精矿中含有不易被氰化物抑制的辉铜矿和铜蓝，铅矿物表面又受到污染易被氰化物抑制时．采用重铬酸盐法是较为有利的。重铬酸盐的用量一般为1～1．25公斤／吨。 据报道，重铬酸钠和水玻璃按重量1：1配制成的混合物是铜铅混合精矿分选极有效的抑制剂。铜铅混合精矿的分选，试验时曾采用过氰化物法，在低pH条件下热处理，二氧化硫以及重铬酸盐法等．由于混合精矿不但品位低，而且还含有次生铜矿物，或者含可浮性好的黄铁矿、铅与锌矿物所以上述诸法均不奏效。而采用重铬酸钠和硅酸钠配制的混合物则能有效地分选低品位的铜铅混合精矿（经过空白精选），采用此法时，硅酸钠的模数和药剂配制的方法颇为重要，药剂的用量和搅拌时间均由试验决定。 用重铬酸钠与硅酸钠的混合物（按重量1：1）作抑制剂分选铜铅混合精矿结果 由于铜铅分选尾矿只含14--21％Pb,因而需要提高品位，为此．矿 搅拌5～10分钟．使铜精矿中含铅下降l～2％。铜的粗选和精选由于采用较强的搅拌，改善了矿泥覆盖和铅的抑制．使铅精矿中含铜降到0 ．4％．而铜的回收率提高了10一15％。五次精选的最后一次加入少量重铬酸钾，这有助于抑制仍上浮的方铅矿。 加二氧化硫使PH达到4 ．5～5．0。二氧化硫也可以用来控制分选回路。S02用量增大．分选速度减慢。S 02不仅有助于铅矿物的抑制，而且对铜矿物的良好浮选也是必不可少的．因S02可以除去黄铜矿表面的污染膜．从而提高它的可浮性。这样改善的可浮性，特别是对较粗矿粒的浮选，可以使泡沫的速度减小。淀粉是普通的抑制剂，如果SO2的用量不足，它会抑制铜矿物。在一定的PH范围内，增大淀粉用量．会使泡沫结构从适度稳定和矿化好的泡沫，变成脆而矿化差的泡沫。 影响钢铅混合精矿分选最重要的因素之一是黄药的用量。黄药用量适当，分选效果好，反之．分选效果不佳。黄药用量大．因铅矿物难于抑制，必须加大淀粉用量，从而使较多的铅矿物受到抑制的同时，铜矿物也不同程度受到抑制，因此，过量的黄药及淀粉会造成铜精矿中含较多的铅．而铅精矿中又含较多的铜。 5）硫酸一亚硫酸一淀粉法 这方法在日本中龙选厂使用。该厂在PH为6．8的条件下．用硫酸2公斤／吨，亚硫酸100克/吨，淀粉10克/吨抑铅锌浮铜。用此法分选．铅作业回收率可达97 ．9％。 6）亚硫酸盐一硫酸锌法 这方法在辽宁另一铅锌矿选厂用于铜铅混合精矿的分选及铅精矿脱锌。在铜铅混合精矿分选时，采用Na2So3：znso4=2：5的比例．总用量为280克/吨．在PH为7，矿浆浓度为20％固体的条件下抑铅浮铜，经一次粗选，三次精选及二次扫选．精选时加重铬酸钾5一10克/吨。 7）石灰一硫化钠一亚硫酸法 此法在江苏一个铜矿选厂用于抑铅浮铜。 (3）其他方法 1)羧甲基纤维素（CMC）一水玻璃法（简称水玻璃合剂）广西河三佛子冲铅锌矿．对铜铅混合精矿的分选曾采用CMC代替重铬酸盐抑铅浮铜，并取得了较好的效果。在这基础上，该厂又进行了水玻璃与CMC的混合剂（按重量100：1)及焦磷酸钠与CMC的混合剂（按重量10:1）来抑铅浮铜的工业性试验，两者均取得了比单用水玻璃或单用CMC更好的效果。 据报道．水玻璃与CMC均作为方铅矿的抑制剂应用于铜铅混合精矿的分离浮选。实践表明，CMC对方铅矿有较好的抑制作用，但对铜矿物的浮游性也有较大的影响．不利于铜回收率的提高；水玻瑞对方铅矿的抑制作用稍弱，但对铜矿物浮游性的影响较小，铜回收率较高。根据这两种药剂的特性，混合使用作为方铅矿的抑制剂，进行了铜铅混合精矿分选的工业试验，并已用于生产。实践表明，水玻璃合剂对方铅矿的抑制作用强，铜铅分离效果好，工艺简单，易于操作，指标稳定，适应性强，效果良好。 2)单一石灰高pH法 浙江一多金属硫化矿．曾试验用过重铬酸盐法与氰化物法分离铜铅混合精矿．结果均未获得合格精矿，改用单一石灰法后，在pH 为11，矿浆浓度为10％固体条件下进行分离，获得含铜19.63％．铅3.76％，锌7.59％，硫32.43％的铜精矿。由于原矿中方铅矿已氧化．所以较难浮选。 3)加温浮选法 此法在日本小坂内之岱选厂用于铜铅混合精矿（铜铅混合浮选用208号黑药，并用SO2抑制锌硫矿物）的分选，抑铅浮铜。这种方法是先用蒸汽把铜铅混合精矿加温到60℃左右．在酸性和中性矿浆中，黄铜矿的可浮性提高（辉铜矿与铜蓝有受抑制的倾向，但无明显影响），而方铅矿被抑制。分选时不必用其他药剂，所得铜精矿品位较高，含铅锌低。这方法由于不需加入药剂．所以其突出的优 点是可以减少对环境的污染。加温分选的机理可能是由于矿浆加温使各种矿物表面上的捕收剂受到选择性地解吸所致。 4）充气氧化法 据报道，铜铅混合精矿分选时，在pH＜3的条件下，对混合精矿进行充气氧化，不加任何捕收剂，仅加适量起泡剂的条件下就可浮出黄铜矿。据说，充气氧化结果，黄铜矿表面析出游离硫，而方铅矿表面则产生铅的硫酸盐及碳酸盐，即黄铜矿具有硫水性，而方铅矿则丧失原有的可浮性。但黄铜矿溶出的铜离子会活化方铅矿，因此．可使用硫化钠作为方铅矿的去活剂。所用氧化剂，盐酸比硫酸更好。 3．抑铜浮铅法 （1）氰化物法 氰化物是黄铁矿、闪锌矿及黄铜矿等的有效抑制剂，对方铅矿则几乎不产生抑制作用。所以氰化物法是抑铜浮铅的主要方法，分选效果较好。用此法选出的铅精矿中，夹杂的铜、锌和黄铁矿较少，精矿质量和回收率较高。 氰化物对铜矿物的抑制作用机理，主要是它能溶解铜矿物表面所形成的黄原酸盐薄膜，从而使它的表面亲水。并能与矿浆中的铜离子相互作用，生成稳定的络离子。 如果矿石中有次生硫化铜矿物存在，则氰化物的抑制效果较差．这时就要与硫酸锌配合使用（具有7个结晶水的硫酸锌常以三份对一份氰化物的用量计算配合使用），这时生成亲水性的Zn（CN）2胶体或它们的络合物K2zn（CN）4，它们的抑制效果比二者单独使用时都更为有效。 氰化物有毒，且会溶解矿石中的金、银及次生硫化铜矿物，因此．氰化物法不适于处理含金银的矿石。 采用氰化物法分离浮选铜铅混合精矿效果较好。例如．有的选厂采用重铬酸盐法，有时不易得到合格的铜精矿与铅精矿，但用氰化物法，铜铅混合精矿可以很好地分离。 （2） 氧化锌一氰化钠法 把氧化锌与氰化钠按重量1：2的比例配合，反应后生成可溶性的氧化锌络合物，然后再加硫酸铁混合使用，就能有效地抑制斑铜矿和砷黝铜矿，但对辉铜矿没有抑制作用。 4.抑铜浮铅一抑铅浮铜法 有的矿石性质复杂，它们的混合精矿在单独使用氰化物或重铬酸盐类时．均不能得到良好的效果，这时可交替使用氰化物与重铬酸盐．即对铜铅混合精矿首先在脱药后．加氰化物进行搅拌．然后浮选铅矿物，难浮的方铅矿和硫化铜矿物残留在浮选槽中。浮铅的尾矿加入重铬酸盐进行搅拌，然后浮选硫化铜矿物得铜精矿，尾矿为铅精矿．与先前所得的铅精矿合并为最终铅精矿。根据矿石具体性质也可以采用相反的顺序。 5.小分子量有机抑制剂 a.各种有机羧酸，羟基酸类 草酸（COOH?COOH）：草酸常用做各种硅酸盐的抑制剂，常在稀有金属矿的分离，如稀土矿、钽铌矿、独居石、锡石等浮选时应用[4]；[18]报导，草酸钠抑制高岭石。 琥珀酸（COOH?CH2?COOH）：应用与草酸大致相同 乳酸（CH3?CHOH?COOH）：工业上广泛应用于染色、制革、制药过程中。在选矿中，乳酸用做各种硅酸盐矿物的抑制剂，如云母、石英等。 柠檬酸（COOH?CH2?C?OHCOOH?CH2?COOH）：广泛应用于食品饮料、印 染、医药等。浮选用柠檬酸抑制硅酸盐矿物，如云母、长石、石英以及碳酸盐矿物、重晶石、高岭石和一水硬铝石等矿物。 焦性没食子酸：在用油酸作捕收剂浮选分离萤石和方解石时，用它抑制方解石而浮出萤石。使用焦性末食子酸作抑制剂，据[19]称能有效地抑制赤铁矿而不影响锡石浮选。 巯基乙酸（HSCH2COOH）：巯基乙酸作抑制剂，在pHl0.5可以有效地实现黄铜矿和闪锌矿浮选分离。在选煤中，也有人把它作为煤黄铁矿的抑制剂[20]。 b. 氨基酸类及苯胺类 比较著名的有乙二胺四乙酸盐，及其它胺羧络合剂，用做浮选过程的抑制剂，提高硫化矿及非硫化矿浮选时的选择性，消除矿浆中难免离子对浮选的干扰。 氨基酸抑制剂[21]：生物水解土豆淀粉生成的多种氨基酸，可用作抑制剂。 苯胺类有机物质用做抑制剂，做脉石、矿泥及碳质矿物的抑制剂。 二乙烯三胺（DETA）[22]和三乙烯四胺（TETA）[23]是一种很强的螯合剂，这种多胺能在矿浆中控制金属离子的浓度。当进行镍黄铁矿和磁黄铁矿浮选分离时，如有这种多胺存在，黄药对磁黄铁矿的吸附大量减少，使磁黄铁矿受到抑制。将这种多胺与具有协同效应的抑制剂SO2 +SMBS（Na2S2O5）[24]配合使用，镍黄铁矿与磁黄铁矿浮选分离效果更好。 c. 各种含硫有机抑制剂 二硫代碳酸乙酸二钠盐（NaSSCOCH2COONa），用于抑制硫化铅，铜矿。 二甲基二硫代氨基甲酸酯（DMDC）：具有双重作用的药剂，在某种程度上可抑制闪锌矿和硫化铁矿，还是方铅矿和银矿物的活化剂，和氰化物在实验室和工业试验中比较都具有较高的银回收率，并减少了污染，提供了安全的环境。 羟基烷基二硫代氨基甲酸盐，用于铜钼混合精矿的分离浮选，在碱性矿浆中抑制黄铜矿和黄铁矿浮选辉钼矿。据[26]报导，多羟基黄原酸根可以与黄铁矿、白铁矿以及有机硫化物等脉石表面发生反应，生成表面亲水膜，使脉石受到抑制。 下列含硫类抑制剂:NH2C2H4NHCSSNa[27]、C4H9SC2H4NH2[28]、CH2(OH)CH(OH)CH2CSSNa[29]、NaOOC(CH2)nNHCSSNa[30]，均是硫化矿的有效抑制剂。 e. 典型络合抑制剂 上面许多多极性基的有机抑制剂，实际上属于络合剂，其中胺羧络合剂是典型螯合剂，其它类型的络合剂用做抑制剂的也有报导，例如水杨酸（盐）、磺基水杨酸（盐）、及茜素红。水杨酸铵可用做油酸浮选钽铌铁矿时长石的抑制剂；当用阳离子胺类捕收剂浮选含锂辉石和钽铌铁矿时，可用磺基水杨酸及茜素红抑制有用矿物，实现长石的反浮选。 DV一4[31] 抑制剂是用乙二胺与等摩尔数的烧碱和二硫化碳作用而成（如下），使用这种抑制剂浮选多金属硫化矿，能增加选择性。 H2N-CH2CH2NH2 + NaOH + CS2 → H2N-CH2CH2NHCSSNa + H2O 2）.栲胶（单宁类） 单宁类抑制剂，主要用于萤石的浮选、白钨矿浮选、磷灰石浮选等，抑制方解石等脉石矿物，也是含钙、镁矿物的有效抑制剂[4]，提高精矿品位；在硫化矿浮选中，有时也使用。关于单宁抑制方解石的机理，一种观点：单宁酸借助于羧基吸附在方解石表面，羟基向外，同水分子借氢键力而形成水膜[32]；另一种观点：单宁酸借助于酚基离子以物理或化学吸附方式固着在方解石表面[33]。有报导，单宁酸能选择分离塑料[34]，抑制顺序为：PVC（聚乙烯氯化物）=PC（聚碳酸酯）>POM （聚乙缩醛）>>PPE（聚苯基醚）。 栲胶的一个重要的用途是作为赤铁矿的抑制剂，应用于阴离子捕收剂反浮选过程中，在pH8～11范围内，对铁矿能有效抑制，pH12以上时失去抑制作用。研究表明，栲胶的作用机理：首先是以化学吸附、氢键力及双电层静电力等方式与矿物表面作用，在矿物表面与捕收剂发生强烈的竞争吸附，或使捕收剂从矿物表面解析；其次吸附于矿物表面的栲胶有强的亲水性，因为单宁酸类分子含有大量的-OH和-COOH基团，可使矿物表面亲水。 3）.木质素类 木素经过磺化、硫化、氯化、碱处理等加工，可以得到水溶性的磺化木素、氯化木素、碱木素等各种加工产品。 Ⅰ.木素类抑制剂，主要用于硅酸盐矿物、稀土矿物等。在从伟晶岩中浮选云母时，用脂肪类捕收剂，采用磺化木素做抑制剂取得一定的效果；可从含10.63%的TR2O3的产品得到含稀土氧化物品位30%～60%的富精矿。 Ⅱ.木素磺酸盐也用作铁矿物的抑制剂，用于阴离子捕收剂石英反浮选流程中；在细粒铁矿预先分散脱泥时，木素磺酸盐被用作分散剂，与水玻璃共用，有一定的效果。 Ⅲ.木素磺酸盐还被用作辉铜矿的抑制剂，用于铜-钼分选及钼粗精矿的反浮选精选。在特温比尤特选厂铜钼混合精矿用硫化钠抑铜浮钼，由于钼精矿中含有云母，滑石等天然可浮性好的脉石矿物，采用木素磺酸盐抑制辉钼矿反浮选脉石，使得含钼30～36%的粗精矿经过反浮选得到含钼45%的精矿，钼的总回收率仍达91%。此外，木素磺酸盐在浮选钾盐矿时，可作为脱泥剂，脱除不溶解的矿泥。 4）.腐植酸类 腐植酸可做选择性絮凝剂，也可以做抑制剂用于浮选中。具体有： ① 用做铁矿石的抑制剂 铁坑铁矿褐铁矿反浮选[35]中，该矿石属矽卡岩型褐铁矿和高硅型褐铁矿，金属矿物除褐铁矿外，有少量的赤铁矿和碳酸铁，非金属矿物主要为石英，其次有少量的黏土、石榴子石、绿泥石、磷灰石等。腐植酸钠做铁矿物的抑制剂，塔尔油为石英的捕收剂。经过一粗一精一扫，可获得品位50.29%～52.24%，回收率88.52%～83.48%的铁精矿。 ② 用于抑硫浮选 陈建华[36]，刘建国[37]等以德兴铜矿矿石为研究对象，采用以腐殖酸钠为主的有机抑制剂CTP实现了铜硫浮选分离。 黄腐酸[38]。腐植物质用碱提取，可溶部分用酸处理，沉淀部分为腐植酸，不沉淀部分为黄腐酸。用丁黄药作捕收剂，黄腐酸作抑制剂，浮选分离黄铜矿与毒砂，取得良好效果，给矿含2.83%Cu，26.78%As和411.3g/t银，获得含22.5% Cu，2987g/t银，铜回收率92.6%的铜精矿，铜精矿中砷降至0.73%As的指标；采用石灰和黄腐酸混合的方法，浮选分离铜镍混合精矿[39]，取得良好效果。 5）.纤维素类 纤维素不溶于水，但经过化学加工，纤维素得到改性成为水溶性的纤维衍生物，比较重要的有：羧甲基纤维素（CMC）、羟乙基纤维素等。 a. 羧甲基纤维素（CMC，1号纤维素） 先用纤维素和固体氢氧化钠作用，在40～60℃下，用一氯乙酸进行醚化，最后将醚化产物中和、洗涤、干燥而得到羧甲基纤维素。据研究认为，醚化度高则水溶性好，抑制能力强，醚化度在0.45以上即可满足浮选抑制剂的要求。 离时，常用氰化物抑制黄铜矿；铜钼分离时，使用氧化剂使黄铜矿受抑制的方法， 已得到广泛应用。有时用铜盐(如硫酸铜)活化被抑制的黄铜矿。 钼矿的选矿方法主要是浮选法，回收的钼矿物是辉钼矿。有时为了提高钼精矿质 量、去除杂质、将钼精矿再进行化学选矿外理。 辉钼矿晶体呈六方层状或板状结构，由沿层间范氏健的S—Mo—S结构和层 内极性共价键S—Mo形成的。层与层间的结合力很弱，而层内的共价键结合力甚强。 所以辉钼矿极易沿结构层间解裂呈片状或板状产出，这是辉铜矿天然可浮性良好的 原因。实践证明：在合适的磨矿细度下，辉钼矿晶体解离发生在S—Mo—S层间， 亲水的S—Mo面占很小比例。但过磨时，S—Mo面的比例增加，可浮性下降，虽 然此时加入一定量极性捕收剂如黄药类，有利于辉钼矿的回收，但过磨产生的新矿 泥影响浮选效果。因此对辉钼矿的选别要避免和防止过磨，在生产上需要采用分段 磨矿和多段选别流程，逐步达到单体解离，确保钼精矿的高回收率。 钼矿的破碎一 般都采用三段一闭路流程，破碎最终产品粒度为12～15毫米。 磨矿通常用球磨机或棒磨-球磨流程。亨德森是唯一采用半自磨流程的。浮选采 用优先浮选法。粗选产出钼粗精矿，粗扫选尾矿回收伴生矿物或丢弃。钼粗精矿采 用两、三段再磨，四，五次精选获得最终钼精矿。硫化钠是在钼精选过程中，抑铜 浮钼的最常用且有效的抑制剂， 钼矿的浮选药剂以非极性油类作捕收剂，同时添加 起泡剂。美国和加拿大用表面活性剂辛太克斯（Syntex）作油类乳化剂。根据矿石 性质，用石灰作调整剂，水玻璃作脉石抑制剂，有时加氰化物或硫化物抑制其他重 金属矿物。 为保证钼精矿质量，对钼精矿中所含的铜、铅、铁等重金属矿物和氧化钙以及 炭质矿物需进一步进行分离： 一般使用硫化钠或硫氢化钠，氰化物或铁氰化物制铜和铁；用重铬酸盐或诺克 斯（Nokes）抑制铅。如果使用抑制剂，杂质含量还达不到质量，尚需辅以化 学选矿处理：次生硫化铜用氰化物浸出；黄铜矿用三氯化铁溶液浸出; 方铅矿用盐 酸和三氯化铁溶液浸出，均可达到标准含量。 含氧化钙的脉石易泥化，因此，对于含此类脉石的矿石切忌过磨。生产上往往添 加水玻璃，六聚偏磷酸钠或有机胶作脉石抑制剂或分散剂；也可用活性炭加CMC （羧甲基纤维素）抑制碳酸盐脉石。最终可用盐酸或盐酸加三氯化铁溶液浸出处理。 含炭质矿物的分离，首先要查明炭质是属石墨类、沥青类或煤类。这些炭质矿 物的可浮性与辉钼矿相近，但密度较小，一般可用重选法进行脱除；使用六聚偏磷 酸钠和CMC抑炭浮钼；或加三氯化铁、水玻璃和六聚偏磷酸钠抑制炭质也有效； 采用焙烧除去有机炭，也是办法之一。应该指出的是，所有这些炭质矿物的分离方 法，目前还不能令人满意，还是一个尚未完全解决的问题。 脉石中SiO2（二氧化硅）含量太高，常常是影响钼精矿品位的原因。经查定： SiO2含量随着钼精矿品位提高而下降，两者有相互消费的趋势。只要钼矿物达到单 体解离细度，SiO2含量一般可降到标准以下。加活性炭吸附钼表面的油药，再加 CMC抑制硅酸盐脉石，SiO2含量也可降到标准以下。 钴常以硫化物和砷化物存在。含钴的矿物主要有：含钴黄铁矿、辉砷钴矿(CoAsS)， 硫钴矿(C03S4)等，此外还有硫镍钴矿[(NiCO)3S4]、硫铜钴矿(C02CuS4)等。 某铜钴矿为细脉浸染型铜钴矿，矿石的矿物组成比较简单，除含钴黄铁矿、 黄铜矿和部分磁黄铁矿外，其他金属矿物很少。非金属矿物有石英、方解石、绢云 母等。入选矿石平均品位含硫4％，含铜0．8％，含钴0．02％，氧化率低，属低 硫易选矿石。该矿选厂采用优先浮铜，选铜尾矿经浓密机脱水再选钴(黄钴铁矿)的 流程回收铜和钴。 该厂浮选的特点是： (1)铜浮选循环采用分别精选流程，即将粗选头两槽浮出的粗精矿单独精选一次 得到最终铜精矿，以后浮出的粗精矿经两次精选得最终精矿。 (2)采用选择性捕收剂醚氨硫酯(捕收剂234)与起泡剂苯乙酯油配合进行铜-钴 黄铁矿的分选，与原来的丁黄药、吡啶药方相比，在保持铜指标的前提下，钴回收 率提高10％左右，石灰耗量从4kg/t降为2～3kg/t，选钴还不用硫酸活化。 重晶石的选矿方法有手选、重选、磁选、浮选 手选：原矿开采出来后，用简单的人工手选是许多乡村民采小矿常用的选矿 方法。一些矿山，由于地质品位高，质量稳定，经过手选可以满足外贸出口要求。 如广西象州潘村矿，用手选法选富块矿，粒度要求30～150mm，BaSO4＞95%，一 般可以大于92%。手选法简单易行，无需什么设备，但生产率低，资源浪费大。 重选：原矿经洗矿筛分、破碎、分级脱泥，经跳汰选矿流程，可获得质量较 好的精矿，产品品位可达88%以上。衡南重晶石矿经重力选矿后的精矿可达92%。 当地群众用土法洗矿，每人每天可获精矿100kg。破碎一般用颚式破碎机或冲击式 破碎机，细碎一般用对辊式破碎机。选别可用重介质转筒分选机，圆锥分级机、跳 汰分选机或摇床、螺旋机等。重晶石嵌布粒度大于2mm，通常可用重介质分选、跳 汰分选。重介质分选的最大粒度为50mm，湿式、干式跳汰选的最大粒度约为20mm。 嵌布粒度小于2mm，可用摇床或螺旋分级机进行分选。精选前须用水力旋流器除去 泥料以提高选别效果。 磁选：常用来选出一些含铁矿物如菱铁矿，用于要求含铁很低的钡基药品的 重晶石原料。 浮选：我国重晶石矿贫矿多、富矿少，已探明储量的矿床有80%以上是和其 他矿种伴生。对于嵌布粒度很细的矿石及重选尾矿的分选必须采用浮选。浮选有正 浮选和反浮选两种，反浮选通常是除去碱金属硫化物。 重晶石作为一种常见的盐类矿物，其浮选过程按吸附形式分为两种，一种是 用脂肪酸烷基硫酸盐、烷基磺酸盐等阴离子捕收剂，按化学吸附的形式在重晶石矿 物表面吸附而与其他分离；另一种是用阳离子胺类捕收剂，按物理吸附的形式来浮 选重晶石。胺类捕收剂捕收效率低，对矿泥影响极敏感，因此用阴离子捕收剂较为 理想。通常在球磨机中添加NaOH调整pH值为8～10，水玻璃作为调整剂加入矿 浆中，在固体浓度40%～50%的条件下用油酸类捕收剂进行浮选。 铅锌和铜铅锌多金属矿的分选，目前仍以浮选法为主，因此浮选法不论在工艺流 程上还是在分选技术上都有了很大的发展。浮选的工艺流程概括起来有直接优先浮 选流程，部分混合浮选流程，全混合浮选流程以及根据矿物的可浮性差异，按其自 然可浮性的顺序浮出而制定的等可浮流程。铜、铅、锌、黄铁矿的浮选次序，除了 常规的次序外，为取得最佳的分离效果，发展了因矿制宜，灵活变化的浮选先后次 序及反、正浮选。针对矿石中各种矿物嵌布粒度的不均一性，发展了阶段磨矿、阶 段选别的工艺流程。为使已单体解离的细粒方铅矿及时分出减少过磨，在磨矿分级 回路中加入选别作业以提高选别指标。在分离技术上， “抑锌浮铜铅”除了以氰 化物为主的分离方法外，考虑保护环境的要求，根据矿石性质不同还发展了非氰法 “抑锌浮铜铅，，的分离技术，如硫酸锌加亚硫酸或亚硫酸盐法；在日本、加拿大、 瑞典和联邦德国都发展了SO2法；苏联还发展了高锰酸钾法等等。铜铅分离时，“抑 铅浮铜”传统的重铬酸盐法仍在使用，但是由于重铬酸盐毒性比较大，故非重铬酸 盐法研究的发展很快，如加温法、古尔胶一糊精混合物加SO z法，硫代硫酸钠加硫 酸铁法，淀粉加SO2法以及水玻璃法等。 浮选药剂的研究方面，正确的选择与使用捕收剂是强化铅锌多金属硫化 矿分离的重要措施，国外除了常用的黑药、黄药类捕收剂以及Z-200以外，还开发 应用了过黄原酸，二烷基硫代乙二醇等有效捕收剂。我国用于铅锌矿浮选的捕收剂 从黄药和黑药开始一直发展到丁基铵黑药，乙硫氮，苯胺黑药等新的捕收剂，取得 越来越好的分选效果。比较突出的发展是不同品种的同性药剂的混合应用，不论在 捕收剂还是在起泡剂和调整剂方面都是如此。分段、分批“饥饿加药”法仍是提高 铅锌多金属矿分选选择性的有效办法。 氧化铅矿用硫化一黄药浮选，氧化锌用硫化一胺浮选还是常见的，对于 难选的氧化矿也有经过重介质法选别抛出大部分废石后直接进入冶炼过程的。氧化 矿的选矿技术和硫化矿一样也在不断的改进，如用蒸汽加温硫化一硫酸铜活化一黄 药捕收氧化锌矿，氧化铅矿的硫化一黄药浮选法中加变压器油作为辅助捕收剂以强 化捕收，硫化钠与混合胺的盐酸溶液预先混合形成乳剂再与六偏磷酸钠、水玻璃配 合使用不脱泥选氧化锌矿等。 锰矿物的可浮性 含锰矿物分两类：一类是氧化物；另一类是碳酸盐。重要锰矿物的可浮性如 菱锰矿MnC03，含Mn47．8％，是锰矿中较易浮的一种矿物。捕收剂常用脂 肪酸，其中用油酸效果最好。浮选最适宜的pH为8～9。介质调整剂常用碳酸钠。 抑制石英类脉石可用水玻璃，但碱性过高或水玻璃用量过大，对菱锰矿都有抑制作 软锰矿MrS2，含Mn63．2％，它比菱锰矿难浮，浮选时捕收剂用脂肪酸。pH 调整剂用碳酸钠。脉石抑制剂用水玻璃。糊精和柠檬酸是氧化锰矿的抑制剂。草酸 对它有活化作用。试验证明，在氧化锰矿浮选时，用油酸捕收，在pH6．5的条件 下，水锰矿和褐锰矿较易浮，而软锰矿及硬锰矿最难浮。只有使用草酸和水玻璃分 散矿泥时，才能得到较满意的结果。有矿泥存在时，浮选效果较差。将原矿脱泥， 如脱除-10μn的矿泥，可以改善浮选指标。 B锰矿的浮选方法 锰矿浮选使用的捕收剂是油酸、塔尔油和氧化石蜡皂等。另外，也可用烃油类(如 重油、煤油)加乳化剂(如烃基硫酸酯等)进行浮选。但烃类油用量很大，每吨矿石由 几公斤到十几公斤，药剂加入矿浆后需要长时间的强烈搅拌，先使药剂发生乳化， 极性捕收剂在矿物表面固着，然后又被覆上一层油膜，这时锰矿才絮凝成集合体， 与大量微细气泡一起上浮。这就是“乳化浮选”。 锰矿浮选最适宜的pH为7～9。为了调整矿浆、分散矿泥和抑制脉石，常加少量的碳酸钠和水玻璃、 单宁及磷酸盐，但不能过量，过量对锰矿物有抑制作用。SO2及其他的还原剂对锰矿物有活化作用。浮选氧化锰矿时，水的不良影响十分显著。 用塔尔油浮选锰矿分两种情况：如果锰矿中的脉石是碳酸盐如方解石，则用糊精先在碱性介质中抑制锰矿，浮选方解石，然后在酸性矿浆中，用塔尔油作捕收剂浮选锰矿；如果脉石是石英等，就可以直接在酸性矿浆中浮选锰矿。 试验证明，用塔尔油与燃料作捕收剂，并加乳化剂乳化时，在pH4～5的矿浆中，处理含锰为16．296的重选尾矿，得到的精矿品位含Mn36．6％，回收率为90．1％。 锰矿石含硫化矿时，则先浮硫化矿，再浮选锰矿。 我国某锰矿处理的锰矿石中，金属矿物有菱锰矿、钙菱锰矿、锰方解石及黄铁矿。脉石矿物有石英、石髓和碳质黏土。菱锰矿呈细粒集合体及致密块状，钙菱锰矿呈层状结构，锰方解石呈集合体或细脉状出现。锰矿物的单体分离一般在0．02mm以下。 锰矿浮选全部在浮选柱中进行，其流程见图5-17。原矿磨到85％-0．074mm后，用旋流器脱泥，加松醇油(200g/t)浮出碳质脉石，加丁黄药(400g/t)浮选黄铁矿，硫经一次扫选(加丁黄药200g/t)，一次精选(加丁黄药250g/t，松醇油100g/t)，得硫精矿。硫精选尾矿和碳粗选精选合并，加丁黄药250g/t，进行碳质脉石的精选，浮出碳，其尾矿用碳酸钠调整pH至8．5左右，并加水玻璃(300g/t)，氧化石蜡皂(150g/t)，进行锰的扫选，得到一部分Ⅲ级锰精矿。硫扫选尾矿，加碳酸钠(250g/t)调整pH到 8．2，加水玻璃(800g/t)，氧化石蜡皂(300g/t，进行粗选，粗选精矿进行二次精选，得I、Ⅱ、Ⅲ级锰精矿。尾矿含Mn9．4％，原矿含 Mn21．52％。 锡石的浮选 含锡矿物有十余种，目前，工业上使用的锡主要来源于锡石。由于锡石的密度较大(6．4～7．1g/cm3)，所以锡石的主要选矿方法是重选。但是由于锡石性脆，在自然界及破碎、磨矿、选别的过程中，容易泥化，所以用浮选的方法从重选细泥和尾矿中回收细粒锡石，具有重要意义。 A锡石的浮选方法 锡石容易被各种脂肪酸及其皂类捕收。因此油酸、塔尔油、氧化石蜡皂、尼龙1010下脚、烷基硫酸盐、烷基磺酸盐、磺丁二酰胺等，都可以作为锡石的捕收剂。试验研究表明，用甲苯胂酸、苄基胂酸和苯乙烯膦酸浮选锡石，有时能得到更好的指标。 用油酸作捕收剂浮选锡石时，pH值一般在9．0～9．5左右。以甲苯胂酸作捕收剂浮选锡石时，粗选的pH值一般为5～6，而精选的pH值可降至2．5～4．0。调整矿浆pH值时，常采用氢氧化钠、碳酸钠和硫酸等药剂。 锡石浮选时，通常还要加入水玻璃抑制伴生的硅酸盐矿物，用六聚偏磷酸钠、羧甲纤维素抑制钙镁矿物，加草酸抑制黑钨矿。 浮选的原料一般是小于0．04mm的重选尾矿，先脱除小于0．01mm的矿泥。如果浮选的矿石是脉锡矿，往往伴生有铁、砷、锑、铅、铜，锌等金属的硫化矿物。此时，要用硫化矿物的活化剂先浮出硫化矿物，然后浮选锡石，以免硫化物污染锡石精矿。 B锡石浮选实例 某地锡矿的原矿为高、中温热液锡石硫化矿床。矿物组成复杂，金属矿物有磁黄铁矿、磁铁矿、黄铁矿、毒砂、辉铋矿、方铅矿、闪锌矿及黄铜矿等，非金属矿物有碳酸盐、硅酸盐和卤化物。锡石为黄褐色及黑色，呈微细粒嵌布，大部分呈粉状 锡石，用量一般为500～800g/t， pH为3.5～4.3，加人Aqua－mollin BC（乙二胺四乙酸四钠盐）络合高铁离子和水玻璃分散细粒脉石颗粒，能获得较好的浮选指标。磺丁二酞胺酸对细粒锡石的捕收性能好，用量低，浮选速度快，但选择性较差，适于在酸性介质中使用。同类药剂还有磺丁二酸(N－十八烷基磺化琥珀酰胺二钠盐，国内代号为A－18）、A－22，209洗涤剂等。A－18既是锡石捕收剂又是矿泥分散剂，有起泡性，对硫化矿有捕收作用。A－22适合于在弱酸性介质中应用，捕收能力强，用量低，作用快，无毒性，pH在6左右时效果最佳。 5、麟酸类捕收剂膦酸分为芳香族膦酸和脂肪族膦酸。芳香族膦酸对锡石捕收能力强、选择性好。苯乙烯膦酸较常用，捕收能力和选择性都比油酸的好，可在弱酸和中性矿浆中使用，指标较好，价格便宜，可用于浮选锡石、黑钨矿、金红石等。苯乙烯膦酸浮选黄茅山含锡细泥的工业试验取得了良好的效果，锡精矿品位24.26%～26.4％，回收率44.79％～52.14％。 脂肪族膦酸(C6～C8）捕收能力强、用量少、选择性弱，对Ca2＋、Fe3＋敏感，精矿泡沫不黏且易于分散，可在中性和弱酸性矿浆中浮选。 （二）其他类捕收荆 烷基磷酸酯捕收剂毒性小，捕收性和选择性一般，在弱碱性介质和常温下使用有较好的抗硬水性。印度某锡矿选厂采用烷基膦酸脂作捕收剂、硅氟化钠作抑制荆、硫酸和柠檬酸作pH调整剂，经过一粗、两精浮选，从锡质量分数0.24％的重选尾矿中获得了品位7％、回收率55％的锡精矿。烷基硫酸钠盐（C12 ～C20》对锡石的捕收能力较油酸的弱，对黄铜矿有选择性捕收能力，对黄铁矿的捕收能力弱，对含钙矿物的选择性较好，一般用量为20～30g/t。 胺类捕收剂是锡石浮选的较好捕收剂，它包括伯胺盐、仲胺盐、叔胺盐、季胺盐和烷基吡啶盐，其中伯胺盐应用较为广泛。 铜铁灵对锡石的捕收能力优于甲羟肟酸。单用铜铁灵浮选锡石细泥，可获得较好指标，但由于用量较大，常与苯甲羟肟酸混用，利用2种药剂的协同效应可适当降低用量，并取得良好的浮选指标。 （三）新型捕收荆 虽然现有捕收荆种类繁多，但仍存在一些问题，如成本高、污染环境、细粒级难处理等，因此，近年来国内外大力研制了许多新型捕收剂，如ZJ－3、BY－9、CF、SR等。 ZJ－3是朱一民等研宪成功的新型捕收剂。该药剂高效低毒，适于处理位度小于19μm的细粒锡石。车河选厂用ZJ－3、辅助捕收剂TBP，抑制剂CMC，经过一粗、两精、一扫浮选，从锡质量分数1.16％的矿石中选出了品位l8、29%、回收率92. 68％的锡精矿。 BY－9是锡石的螯合捕收剂，任济袆等，从锡石多金属硫化矿尾矿中浮选回收锡。通过比较BY－9、C9羟肟酸和孙2#的浮选效果，BY－9的捕收效果最佳，用量为1000g/t。添加100 g/t捕收锡石的有效促进剂P86和50～100g/t抑制剂BY－5以及50g/t2#油，最终获得品位48.76％、回收率49.88％的精矿。锡石与硅酸盐的可浮性相当，蒙自矿冶责任有限公司处理尾矿时，用BY－9为捕收剂，P86为辅助捕收剂，碳酸钠与BY－5为抑制剂（主要成分是本质素），获得了锡品位53.58％、回收率50.12％的锡精矿 CF为北京矿冶研究总院研制的新型螯合捕收剂，它适用于锡石、钽铌矿物的浮选，对锡石的捕收能力强，选择性较好，具有良好的应用前景。 SR是一种细粒锡石的新型高效捕收剂，对大厂100（105）号矿体矿石，采用该药剂并辅助捕收剂P86，可使精矿锡品位和作业回收率分别达到11.43％和 88.72％。 二、锡石浮选抑制剂 （一）无机抑制剂 常用无机抑制剂有水玻璃、氟硅酸、氟硅酸钠、氟化钠、硫化钠、六偏酸磷钠等。 水玻璃常用于锡石浮选时抑制硅酸盐矿物，它对锡石、方解石、萤石、重晶石、锆英石、白钨矿、方铅矿、钨钼钙矿、石膏、硼酸盐、黄绿石、钦铁矿、辰砂和榍石等均有不同程度的抑制作用，只是起抑制作用的临界用量不同。另外，水玻璃对硫酸铜和醋酸铅活化的石英同样有抑制作用，这主要是由于在矿浆中形成了硅酸铜和硅酸铅的化合物。当在矿浆中适当添加金属离子（如Al3＋、Cu2＋、 Pb2＋等）时，可强化水玻璃的作用。另外，水玻璃和碳酸钠、氢氧化钠都可作为锡石浮选的pH调整剂。 氟硅酸、氟硅酸钠和氟化钠是含氟含铝矿物的有效抑制剂，常与苯乙烯膦酸配合使用。用烷基硫酸钠、A－22，苯乙烯膦酸浮选细粒锡石时，矿浆中的Ca2＋、Fe3＋等会对锡石有抑制作用。为了减小这种抑制作用，常加入一定量的氟硅酸钠。 此外，硫化钠和六偏酸磷钠也是锡石浮选时的较好抑制剂。在碱性条件下，用油酸浮选锡石时，硫化钠可抑制被Pb2＋、Cu2＋活化的石英，但不抑制锡石。同样，当六偏酸磷钠和油酸配合使用时，可抑制脉石中的方解石和褐铁矿。 （二）有机抑制剂 浮选锡石较好的有机抑制剂有羟甲基纤维素钠、磷酸三丁脂、氨萘酚磺酸、高分子鞣料、草酸、稻草纤维素、连苯三酚、木质素磺酸钙(GF)、柠檬酸、乳酸、丹宁、淀粉、糊精、酒石酸EDTA等。 羟甲基纤维是方解石的有效抑制剂，可与油酸、混合甲苯肿酸、Aerosol－22配合使用，对方解石等脉石矿物有明显的抑制作用。当羧甲基纤维素钠与油酸配合使用、pH值为8.1时，对方解石的抑制作用最强。磷酸三丁脂价格昂贵，常与羧甲基纤维素钠一起使用。萘酚磺酸是黄玉的有效抑制剂，常与烷基二元羧酸配合使用。氨鞣料是电气石的良好抑制剂。草酸和亚硫酸盐是含铁矿物的有效抑制剂，常用草酸抑制脉石中的铁锰矿物。稻草纤维素对锡石、方解石、石英等有较强的抑制作用，当原矿中含赤铁矿且pH＝3时，连苯三酚对赤铁矿的抑制作用强烈。对于难选锡石，采用A－22与连苯三酚分离锡石与赤铁矿，效果较好。GF是一种有机抑制剂，对方解石、石英等脉石矿物有较强的抑制作用，用量一般为100～200g/t。此外，GF、SR、P86是巴里锡细泥的最佳组合药剂。 三、金属阳离子对捕收剂性能的影响 （一） Fe3＋的影响 矿浆中的Fe3＋对脉石、锡石都有抑制作用。用脂肪族膦酸为捕收剂，在pH＜4.5条件下，Fe3＋对锡石的抑制作用最强。用磺化琥珀酸钠捕收时，在pH＝3时，Aquamollin BC可抗衡10mg/L铁的作用。用捕收剂A－22浮选锡石时，在小于10－4mol/L浓度条件下，Fe3＋对A－22浮选锡石的影响不大，但随着浓度增大，锡石会受到强烈的抑制作用。 ＋ （二）Ca2的影响 当捕收剂为油酸时，添加少量Ca2＋，对锡石有活化作用。 （三）A13＋的影响 A13＋显著影响磺化琥珀酰胺酸捕收剂对锡石的浮选。当A13＋与A－22、对位甲苯砷酸和十二烷基醋酸胺配合使用时，Al3＋对锡石有一定的抑制作用。A13＋与对 位甲苯砷酸同时添加，且pH为2～4时，Al3＋对锡石有活化作用。 ＋ （四）Pb 2的影响 用脂肪族膦酸作捕收剂时Pb2＋对锡石浮选有一定的活化作用。 ＋＋＋＋＋＋ 此外，当用CF作捕收剂时，Ca2， Mg2、Cu2、Zn2、Fe3、Sn4对锡石、 钽铌矿物均起抑制作用，其中Cu2＋，Fe3＋，Sn4＋影响较大。 A锂矿物可浮性 主要含锂矿物有锂辉石、锂云母、透锂长石等。它们的可浮性如下： 锂辉石A12O3·Li2O·4Si02，含Li2O4．5％～8％。表面纯净的锂辉石很容易用油酸及其皂类浮起，但其表面因风化污染，或在矿浆中被矿泥污染了的，其可浮性变坏。另外，矿浆中一些溶盐的离子(铜、铁和铝的离子等)不仅活化锂辉石，而且也活化脉石矿物，所以浮选前要脱泥并用碱处理。用氢氧化钠处理时，锂辉石的回收率随其用量的增加而提高，搅拌时间也相应缩短。随搅拌强度提高，回收率也提高。如转速提高7倍，回收率可提高40％。 用油酸或环烷酸皂作捕收剂时，锂辉石在中性和碱性介质中，都能很好地浮游。用十八胺和膦酸酯钠盐为捕收剂时，只在弱碱性或中性介质中锂辉石才能浮游。用油酸作捕收剂，氟化钠和木质素磺酸盐为调整剂，氢氧化钠和碳酸钠调整pH为7～7．5时，锂辉石的浮选效果最好。 经过活化的锂辉石，用阴离子或阳离子捕收剂都能浮起。未经活化锂辉石，在油酸用量很高时也难浮起。 无论采用那一种捕收剂，水玻璃、糊精和淀粉都是锂辉石的强烈的抑制剂。其中淀粉的选择性较好，糊精次之。它们先抑制锂辉石，后抑制脉石。但水玻璃的选择性较差，对锂辉石和脉石同时起抑制作用。 锂辉石的浮选粒度，一般在0．15mm以下。粒度为0．2mm时，浮选的回收率为61％，粒度为0．3mm时，浮选回收率为22％。粗粒难浮是锂辉石浮选特点之一。 锂云母Al203·3Si02．2(KLi)F，含Li20 1．2％～5．9％。粗粒锂云母用手选、风选或摩擦选富集，细粒的锂云母才用浮选法回收。锂云母的捕收剂以阳离子捕收剂最好，用十八胺时，在酸性和中性介质中都能很好地浮选锂云母。未经活化的锂云母不能被油酸捕收，用氢氟酸活化后，能得到较好的指标。 矿浆中的一些铁盐、铝盐、铅盐、硫化钠、淀粉及磷酸氢钠等均能抑制锂云母。锂的碳酸盐和硫酸盐能活化锂云母。用十八胺选别锂云母时，最好的活化剂是水玻璃和硫酸锂，而强的抑制剂是漂白粉、硫化钠和淀粉的混合物。铜、铝和铅的硝酸盐是锂云母的抑制剂，而铜和铝的硫酸盐却是锂云母的活化剂。 透锂长石Al203·Li20·8SiO2，含Li20 2％～4％，用阴离子捕收剂如油酸、油酸钠、异辛基胂酸钠来浮选透锂长石，在任何pH下均不浮游。用阳离子捕收剂，如用十八胺来浮选透锂长石，则其浮游性很好。用十八胺作捕收剂，矿浆pH为5．5～6．0时，其回收率为78％，而采用烷基胺盐在碱性介质(pH为7．5～9．5)中浮选时，其回收率可提高到90％～92％。 采用烷基胺盐为捕收剂时，氯化铁(300～500g/t)能强烈地抑制透锂长石，在介质的pH＝5．8时，它的回收率下降到10％～15％，在酸性和碱性介质中，其抑制作用加强。氯化钙能活化透锂长石，在中性介质和碱性介质中(pH=9．2)能提高其回 收率。在采用烷基胺盐时，透锂长石的抑制剂有硫化钠、硅酸钠、淀粉、丹宁、碳酸钠、氟硅酸钠及磷酸氢钠等。 B锂矿的浮选方法 锂辉石的浮选有正浮选和反浮选两种方案。正浮选是在酸性介质中进行，所以又称“酸法”。它用油酸及其皂类作捕收剂，将锂辉石浮入泡沫产品中；反浮选是在碱性介质中进行，所以又称“碱法”。它用阳离子作捕收剂，浮出脉石矿物，槽内产品就是锂辉石精矿。 正浮选的方法是，开始就向矿浆中加氢氧化钠进行搅拌、擦洗以除去表面的污染物，脱泥和洗矿后，然后按下面三种方法处理： (1)先浮云母，后浮锂辉石，最后浮长石。其步骤是： 1)在弱酸性介质中，用阳离子浮云母； 2)将浮选尾矿浓缩至50％固体，用油酸类捕收剂及醇类起泡剂调和后，稀释至17％固体，浮锂辉石； 3)将浮完锂辉石的尾矿用氟氢酸处理后，再加阳离子捕收剂浮选长石。 (2)先浮锂辉石，后浮云母，再浮长石。其步骤是： 1)将矿浆浓缩至64％固体，加油酸、硫酸和起泡剂搅拌后，稀释至21％固体，浮锂辉石； 2)锂辉石浮选尾矿中的云母，用阳离子捕收剂浮出； 3)云母浮选尾矿加氟氢酸活化长石，并加阳离子捕收剂浮长石。 (3)锂辉石和云母混合浮选，最后浮长石。其步骤是： 1)在浓浆中加硫酸调和，然后加阴离子捕收剂，浮选云母和锂辉石； 2)混合精矿在酸性介质中搅拌，将云母和含铁矿物浮出，槽中产物便是锂辉石； 3)混合浮选后的尾矿，加氟氢酸处理后，用阳离子捕收剂浮长石。 锂辉石的正浮选可举美国布列克-西尔斯选矿厂为例。该厂采用油酸作捕收剂，直接浮选锂辉石，流程见图5-23。原矿含Li20 1．26％，磨矿时加0．3kg/t氢氧化钠，磨矿后先脱泥。脱泥后的浓浆(60％～70％固体)中加入1kg/t氢氧化钠进行搅拌、擦洗。粗选前加入200g/t油酸和250g/t环烷酸及起泡剂。精选I和精选Ⅱ中，均加入水玻璃、栲胶或起泡剂及乳酸，并加入适量的油酸。通过二次精选，得含Li20 4.92％锂精矿，回收率为63.59％。 锂辉石的反浮选在碱性矿浆中进行，以糊精、淀粉等作为锂辉石的抑制剂，松醇油作起泡剂，用胺类阳离子捕收剂浮选石英、长石和云母等脉石矿物，槽内产品去铁之后，就是锂辉石。 美国金兹山选矿厂反浮选法回收锂辉石。该厂处理的矿石中，有用矿物为锂辉石、锡石和绿柱石，还有少量的铌铁矿、独居石和金红石等。脉石矿物有云母、石英。选矿厂所用的原矿含锂辉石15％～38％、长石30％～56％、石英22％～72％和云母3％～5％。 浮选时先浮脉石矿物，并从浮出的脉石矿物中分选出云母、长石和石英精矿。浮完脉石后的尾矿再浮含铁矿物，槽内产品便是锂精矿。精矿含锂辉石80％左右，回收率65％～71％左右。 14.水玻璃： 透明的无色或淡黄色、青灰色的粘稠液体、比重2.4g/cm3。能溶于水，遇酸则分解而折出硅酸的胶质沉淀，其无水物无定形的玻璃状物质。 用途：（1）、作为各种硅酸盐脉石矿物的有效抑制剂（比如石英硅酸盐和铝硅酸盐 1.磷矿的浮选 磷石可分为两类；磷灰(石)岩和磷块岩。 磷灰石的主要化学成分是磷酸钙，其中还含有氟(F)、氯(C1)等元素。至于铁、铝、锰、镁的磷酸盐矿物仅占磷矿物的5％。 磷灰(石)岩是指磷以晶质磷灰石形式出现在岩浆岩和变质岩中的磷灰石。磷灰石晶体多种多样，可从巨大晶体到普通显微镜也观察不到的微晶。这类矿石一般品位较低，但可选性较好。 磷块岩是指以含肢磷矿为主的磷矿石，主要是沉积成因或风化淋滤成因的磷灰石。 胶磷矿是指在高倍显微镜下也分辨不出晶体的那些磷酸盐矿物的统称。以前人们在显微镜下观察具有许多胶体结构，认为它是非晶质物质，但实际证明它是结晶质的，只是结晶体非常细小，一般不易观察，其可选性次于磷灰(石)岩。 B磷矿石的浮选方法 磷矿石浮选的主要问题是含磷矿物与含钙的碳酸盐(如方解石、白云石等)的分离。因为用一些常用脂肪酸类捕收剂浮选时，它们的可浮性都相近似，其分离的方法有以下几种： (1)使用水玻璃和淀粉等抑制剂，对碳酸盐等脉石矿物进行抑制，再用脂肪酸作捕收剂浮出磷矿物。 (2)首先加入偏磷酸钠抑制磷矿物，然后用脂肪酸先浮出碳酸盐等脉石矿物，再浮磷矿物。 (3)用选择性的烃基硫酸酯作捕收剂，先浮出碳酸盐的矿物，尔后再用油酸浮选磷矿物。 C磷矿石浮选实例 某矿原矿物质组成：主要矿物为胶磷矿，次要矿物为结晶磷灰石和纤维状胶磷矿。而主要脉石矿物为碳酸盐、石英、玉髓，其次是长石、白云母、绢云母、黄铁矿及氧化铁等物质。矿石结构为鲕状、假鲕粒状、胶状、网格状及砂状等。矿石构造为块状、条带状、扁豆状等。处理流程如图5-27所示。 以擦洗分级脱泥-浮选联合流程处理该矿，所获技术经济指标为：精矿含P20532．4％；回收率为86．70％。 某磷矿处理的钙质沉积磷块岩矿石，属含碘微碳氟磷灰石，矿石中磷矿物含磷约占70％，呈非晶质和隐晶质产出，脉石矿物以白云石为主，约占21％，硅质脉石小于5％。矿石中碳酸盐矿物与磷矿物胶结。由于碳酸盐脉石的嵌布粒度较磷矿物粗，易于粉碎，且原矿含P205比较高，故在较粗磨的条件下，用反浮选使白云石成为泡沫产品除去。 在反浮选过程中，用硫酸作磷矿物的抑制剂，脂肪酸作捕收剂，在常温条件下进行白云石浮选。 经过日处理1．5t的连续扩大试验获得的浮选产品的指标为：精矿中含P2O5为35．3％；回收率为94．18％。在用反浮选的同时，对该矿进行了焙烧-消化流程(图5-28)的试验研究，所得精矿质量较好，同时也考虑到碘的综合回收。条件是将粒度为12～0mm的原矿在1000℃的温度下焙烧半小时，然后加水消化，分级。大于0．074mm粒级的为磷精矿，碘在焙烧炉气中回收，利用CO2对小于0．074mm粒级的石灰乳进行碳酸化，过滤得到碳酸盐尾矿，滤液返回消化作业使用。经过焙烧-消化流程可得到精矿含P2O537．54％；磷回收率96．89％。碘的回收率可达65％左右。 浮选钙质与硅质沉积磷矿石通常认为是不容易的。但他们的研究结果表明，应用磷酸酯类混合物作为捕收剂可以得以良好的浮选选择性。第一种方法包括应用所列 举的捕收剂混合浮选碳酸盐，随后抑制磷酸盐和浮选碳酸盐。第二种方法是应用磷酸酯类浮选碳酸盐而抑制磷酸盐，然后使用如伯胺或醋酸阳离子捕收剂浮选石英和硅酸盐。用这些方法对各种矿石的浮选在许多情况下获得了良好的结果。例如，阿尔及利亚的矿床中的一种粒度为40-315微米的矿石（P2O528%，MgO1.76%，SiO22.2%），获得了品位为P2O230.7%，MgO20.63%，SiO21.5%的精矿，回收率为85.5%。突尼斯一个矿床的粒度为40-125微米的矿石，P2O519.9%（CaO：P2O5=1.9991），MgO1.69%，SiO214.6%，在开路和不连续过程中应用浮选获得含SiO2O532.1%（CaO：P2O5=1.445），MgO2 0.4%，SiO2 4.7%的精矿，P2O5 22.8%，MgO 1.65%和SiO2 6%，P2O5 的回收率为20.84%。美国推荐新的选矿流程浮选含硅酸盐矿物的磷酸盐。以前美国在浮选佛罗里达磷矿石时，最广泛应用的选矿流程是一段浮选采用阴离子捕收剂，二段浮选采用阳离子捕收剂。这种流程当原矿中有益成分含量高时可得到令人满意的结果；但当有益成分含量低时发现尾矿中钙质磷酸盐损失较大。这种流程存在的缺点是：在采用阳离子捕收剂前必须首先除掉酸性阴离子捕收剂；对水中的离子成分敏感；需要有抑制剂。为改善这种情况，美国推荐一种浮选含硅酸盐矿物的磷酸盐的新流程。按照推荐的流程，矿石要经过分级（以35目为界），这种分级带有预选或脱泥作用；用非极性药剂调节浓矿浆（60-70%）并在一段采用聚酰胺阳离子捕收剂、起泡剂进行浮选。新流程规定进行精选、扫选以及按48目分级作业。 芬兰开发选别高杂质、低品位的矿床，含磷灰石10%，方解石和白云石22%，金云母和角闪石65%，并含有其他硅酸盐。矿石中P2O5含量仅有3-4%。他们围绕浮选工艺及抑制钙质的硅脉石的选择性药剂的应用做了大量的研究工作。并于1975年建成一座t/h的浮选试验厂，完成了试验工作。最终获得P2O5不低于33%的精矿，回收率为35%[6]。已由瑞典和芬兰合作开发一种对矿灰石颗粒有选择性的捕收剂，其商品名为N-Substituted Sarcosinc（N，N-烷基甲基醋酸盐，两性化合物）：据称使用这种捕收剂可以从85-90%的回收率获得高质量精矿。美国道化学公司采用通式为H2N-[C2H4NH]-xC2H4-NH2的多乙撑多胺与妥尔油脂肪酸或其酯的缩合物作为硅质捕收剂改进浮选指标，并获得较高品位的磷酸盐产品，因而带来明显的经济效益。通式中x为4-11缩合物以醋酸盐的形式应用。多乙撑多胺可用氯乙烯与氨在一定的压力与温度下反应制得。用此法得到的多乙撑多胺的混合物价格便宜，用以制备上述缩合物更适宜。美国道化学公司利用烷基苯醚胺或其羟基化衍生物作捕收剂浮选硅质磷矿，并认为该药剂可改进矿浆的分散程度。这种脯收剂的制备方法如下：取等摩尔的戊酚、丙酸和乙醇胺在150-250℃进行液相反应，然后将所得的酰胺进行酸催化水解，从而生成所需要的胺，再用减压蒸馏法提取。该捕收剂溶于燃料油中，当其用量为0.2公斤/吨时，精、尾矿中的BPL含量分别为86.1和22%。作为比较，在使用多乙撑多胺与妥尔油脂肪酸的缩合物时，精、尾的BPL含量分别为64.4和 8.5%（BPL为骨质磷酸钙）。美国道化学公司Rodert. Hefnet采用脂肪酸或其酯与乙醇胺、羟乙基乙撑二胺的缩合物作为浮选硅质的捕收剂而获得专利。该捕收剂可改进磷矿物与硅质的分离。所用的脂肪酸是C4-22饱和或不饱和有机酸，乙醇胺为单乙醇胺如采用乙醇胺的混合物更为经济，羟乙基乙撑二胺以二羟乙基乙撑二胺和三羟乙基乙撑二胺含量占优势的混合物较好。缩合时乙醇胺和羟乙基乙撑二胺的总量与脂肪酸或其酯的mol比约为0.9-1.10。缩合反应温度为130-250℃，反应时间约为 2.5小时。结果表明，可在磷酸矿物的回收率略为降低的情况下，得到较高品位的磷精矿，从而获得经济效益。 2.黄铜矿常呈细粒浸染或乳浊状固溶体存在于闪锌矿中，不易单体解离，即使达到了单体解离，这样微小的颗粒(常在0．005mm以下)分离也很困难；更普遍的是闪锌矿受矿石中共生铜矿物(特别是次生硫化铜矿物)中铜离子的活化，使闪锌矿不同程度地显示出类似于铜矿物的可浮性；有的闪锌矿其可浮性比黄铜矿还好。因此硫化铜锌矿的分选是比较困难的。 锌矿浮选方法 (1)硫化铜锌矿浮选的原则流程。常用的有优先浮选、半优先(易浮铜矿物)混合(难浮铜和锌矿物)分离浮选、部分混合浮选、等可浮选等几种，其中半优先混合分离浮选和等可浮选流程更能适应铜或锌矿物本身可浮性差异大的矿石。就磨浮段数来说，对于致密共生难以分离的铜锌矿石多采用混合精矿再磨、粗精矿再磨或中矿再磨的阶段磨浮流程。 (2)铜锌分离方法。铜锌混合精矿的分离是难度较大的一个课题。在分离之前都要用活性炭和硫化钠等脱药，最好是脱药后脱水重新调浆再分离。 分离的流程方案有浮铜抑锌和浮锌抑铜两种，视矿石(或混合精矿)中铜锌含量比例、矿物可浮性差异以及药剂来源和使用情况而定，特别是要根据获得的最终指标来决定。一般常用浮铜抑锌方案。分离的方案有无氰法和有氰法两种。当铜矿物主要为原生铜矿物时，最广泛使用的无氰分离方法为石灰+硫化钠+硫酸锌，石灰+硫酸锌十二氧化硫(或亚硫酸钠)法，而石灰+氰化物法使用有限。当铜矿物主要为次生硫化铜时，在苏打介质中可以铁氰化物3～6kg／t抑铜浮锌也可以将混合精矿氧化、加温矿浆以抑制次生铜矿物浮锌。 铜精矿中降砷最常用的方法是增加精选次数，在精选中补加石灰、亚硫酸(或其盐)，控制 pH6．5～7，多次精选和抑制，使毒砂失去(或降低)可浮性。 硫化铜锌矿石浮选中，不少现场力求采用选择性好的捕收剂，如：Z-200号、醚氨硫酯(捕收剂234)、JF-1、丁黄丙腈酯等药剂浮铜矿物，既节省抑制剂，又能获得较好的分选指标。 所谓无氰浮选就是多金属硫化矿分离浮选时不用氰化物作抑制剂。如前所述，氰化物（氰化钾与氰化钠）是剧毒药剂，用作闪锌矿及黄铁矿的抑制剂，结果使尾矿水中含氰化物，造成环境严重污染。一般都要对尾矿水及废水进行净化处理，比如添加漂白粉。从经济上来说，氰化物价格较贵。另外，氰化物会溶解金、银等贵金属。所以，对含金、银等贵金属的矿石使用氰化物时，不利于综合回收。因此，目前国内外普遍强调少用或不用氰化物。 目前国内在多金属硫化矿的浮选中，为寻找氰化物的代用品，实现无氰浮选工艺，或尽量降低氰化物的用量做了不少试验研究工作，取得了一定的成绩，有些浮选厂已经实现了无氰浮选工艺。 大多数的试验研究是用亚硫酸（ H2SO3 ）、二氧化硫 (SO2) 、亚硫酸钠及硫代硫酸钠代替氰化物，用以抑制闪锌矿及硫化铁。这类药剂毒性小，对金、银等贵金属无溶解作用，而且被它们抑制过的闪锌矿容易活化，对铜矿物的抑制作用较弱，甚至有活化作用，有利于铜一锌分离。其主要缺点是抑制作用没有氰化物强药剂作用容易消失，其用最与使用条件较难控制。 此外，还有下列方法可以代替氛化物。 （ 1 ） ZnSO4 ＋ Na2CO3 （或硫化钠）抑制闪锌矿、黄铁矿，常用于铅一锌分离时，抑锌浮铅。 （ 2 ） P2S5 ＋ NaOH （又叫诺克斯法 NoKes ），在 pH =8~11 的条件下，用于钼与硫化矿的分离浮选，抑制铜、铅、锌、铁的硫化物。 （ 3 ）锰酸钾（ K2MnO4 ）和高锰酸钾（ KMnO4 ）在 pH=7.5~9 的条件下，能选择性地抑制黄铁矿。 锌矿石按其所含矿物不同而分为硫化矿和氧化矿 , 由于硫化矿日益枯竭 , 氧化锌矿的开发逐渐受到人们的重视。氧化锌矿物与含钙、镁、铁等脉石矿物在常温下的浮选分离一直是个难题。由于溶解组分与矿物表面的相互作用 , 导致矿物表面转化 , 因此氧化锌矿物与方解石、白云石、褐铁矿等含钙、镁、铁等的脉石矿物的浮选分离尤为困难。目前 , 氧化锌矿的浮选大多采用硫化浮选工艺 , 其中的氧化铅主要采用硫化后加黄药浮选 , 而氧化锌的回收主要采用加温硫化、硫酸铜活化后再用黄药浮选或硫化后用脂肪胺 ( 伯胺 ) 浮选。由于氧化锌矿的胺法浮选对矿泥和可溶盐较为敏感 , 因此 , 尽管国内外对氧化锌矿的浮选工艺作了大量的研究和实践 , 仍然未能解决氧化锌矿的选别指标低、工艺流程及药剂品种复杂、成本高等问题。因此 , 采用尽可能简单的浮选流程、常规的药剂、经济有效的浮选氧化锌矿是非常有意义的一个研究方向。 本文采用的第一份矿样为云南建水某深度氧化铅锌矿。通过大量的探索性试验确定了常规药剂的用量和浮选流程。试验发现 , 用黄药作氧化铅的捕收剂、胺作氧化锌的捕收剂、优先浮铅的开路流程能够获得的锌品位和锌回收率分别为 30% 和 65% 。 抑铅浮铜法 研究过的抑铅方法很多，在实践中使用的主要有如下几种: （1）重铬酸盐法 重铬酸钾（钠）是方铅矿的有效抑制剂，它们对铜矿物的浮选没有影响，因此常用它们来分选铜铅混合精矿。重铭酸盐法的特点是用量较少。如果铜矿物是原生硫化铜矿物〔如黄铜矿），则铅与铜矿物能获得较好的分选。如果矿石中的铜矿物是次生硫化铜（如辉铜矿）．或除了原生硫化铜外，存在有相当量的次生硫化铜时，则铜铅分离的效果就比较差。这是由于有次生硫化铜或易受氧化的铜矿物存在时，会有相当量的铜离子进入矿浆中，这些铜离子吸附在方铅矿表面，从而使方铅矿难于抑制。应指出的是，用重铭酸盐分选硫化铜铅混合精矿时，在适当的药剂条件下，矿浆的搅拌时间非常重要，应严格加以控制，因搅拌时间过长，硫化铜矿物的晶格也将受到破坏而不浮。因此，最佳的搅拌时间应该是使方铅矿的表面充分氧化，而硫 化铜矿物的表面刚开始氧化时，就立即进行浮选。这样，铜铅矿的分离就比较好。总之，掌握最佳的搅拌时间是重铬酸盐法有效分离铜铅混合精矿的关键之一。搅拌时间可通过试验来确定，一般为0.5―1小时左右。 重铬酸盐对黄药的影响也应注意，当重铬酸盐的浓度很高，介质呈酸性或中性时，铬酸盐对黄药表现出氧化作用：当介质呈碱性（pH≥7．5）时，黄药不受铬酸盐的影响。重铬酸盐法通常是在当铜铅混合精矿中，铅多铜少，杂质含量低，即分离后的尾矿能作为合格铅精矿的情况下才采用。当铜铅混合精矿中含有不易被氰化物抑制的辉铜矿和铜蓝，铅矿物表面又受到污染易被氰化物抑制时．采用重铬酸盐法是较为有利的。重铬酸盐的用量一般为1～1．25公斤／吨。 据报道，重铬酸钠和水玻璃按重量1：1配制成的混合物是铜铅混合精矿分选极有效的抑制剂。铜铅混合精矿的分选，试验时曾采用过氰化物法，在低pH条件下热处理，二氧化硫以及重铬酸盐法等．由于混合精矿不但品位低，而且还含有次生铜矿物，或者含可浮性好的黄铁矿、铅与锌矿物所以上述诸法均不奏效。而采用重铬酸钠和硅酸钠配制的混合物则能有效地分选低品位的铜铅混合精矿（经过空白精选），采用此法时，硅酸钠的模数和药剂配制的方法颇为重要，药剂的用量和搅拌时间均由试验决定。 用重铬酸钠与硅酸钠的混合物（按重量1：1）作抑制剂分选铜铅混合精矿结果 由于铜铅分选尾矿只含14--21％Pb,因而需要提高品位，为此．矿