浮选初级知识（四）

在浮选含有两种或两种以上的有用成分的多金属矿石时，主要是解决回收各种有用矿物的顺序问题。如果先浮选一种矿物而抑制其余的矿物，然后再活化并浮选另一种矿物，这种依次回收有用矿物的流程叫优先浮选流程。例如铜锌矿石的优先浮选原则是按照矿物可浮性的好坏，顺次先浮铜再浮锌，如果在上述情况下，先将矿石中的两种或两种以上的有用矿物一起浮出得到混合精矿，然后将混合精矿进行分选，而得到不同有用矿物的合格精矿，这种先混合回收多种有用矿物的流程，称为混合浮选流程，又叫全浮选流程。例如铜锌矿石混合浮选流程就是首先将铜锌全部浮出，得到混合精矿和废弃的尾矿。将混合精矿再磨或脱药，然后优先浮铜，得到铜精矿，一般说来，混合浮选宜于处理原矿较贫、性质简单的矿石，在这种情况下较优先浮选有如下优点：可以节省磨矿费用，节省浮选药剂，节省浮选设备。当回收三种以上的有用矿物时，也可以应用部分混合浮选流程。

等可浮选流程又叫分别混合浮选流程。它就是把要浮的有用矿物按可浮性不同，分成易浮与难浮的两部分，按先易后难的顺序分别浮选，然后再分离。它适应用同一种矿物包括易浮与难浮两部分的复杂多金属矿石，其优点是可以降低药剂消耗，消除过剩药剂对分离浮选的影响，有利于提高浮选指标。主要缺点是比全浮选要多用设备。

在浮选过程中，精选的尾矿或扫选的泡沫产品都通称为中矿。一般中矿品位都低于精矿品位而高于原矿，其可浮性亦低于精矿而高于尾矿。对中矿的处理，首先要分析中矿中连生体的情况，要研究中矿的可浮性及对精矿的质量的要求，然后才好决定中矿的处理方法。对于中矿处理方法是否得当，对于提高选矿指标关系甚大，较为常见的方法有以下四种：

（1）将中矿返回到浮选前部的适当地点

如果中矿的有用矿物已基本单体解离，即把它返回到浮选前部的适当地点。其中有两种方法：1）循序返回，即后面作业所得的中矿依次返回前一作业。当有用矿物的可浮性较差，为了减少返回再选中的金属损失，保证回收率，应减少中矿的再选次数，中矿处理宜用循序返回为好。2）合一返回，即将所有中矿合并到一起返回浮选前部适当作业。当中矿可浮性较好，对精矿质量要求较高时，中矿合一返回为宜。由于中矿经过多次精选，可使精矿质量提高。

（2）中矿返回磨矿分级循环中

当中矿连生体多时，宜返回磨矿分级循环为好，若中矿含有部分连生体与部分单体解离的矿粒，可将其返回到分级作业。为了增加中矿表面的机械擦洗，也可返回磨机中。

（3）中矿单独处理

对于中矿性质较为复杂，例如复杂嵌布，可浮性与原矿性质相差很大，并且又含较多的矿泥时，若把中矿返回原浮选循环，势必恶化整个浮选过程。在这种情况下，中矿应该单独处理为宜。

（4）其他方法处理

如果采用上述方法处理中矿都不能得到较好的效果时，可以考虑用化学方法处理。但要对中矿进行试验研究工作，根据试验结果，对所用方案要作全面的技术经济指标比较，应该得到技术上合理，经济上合算的方案才有被采用的价值。

总之，在浮选的过程中，对于中矿处理方法要认真研究，要选择合理的方案，这对于提高选矿指标有重要意义。就一般原则应使中矿返回到品位相近的作业中去。若中矿浓度过低或含药量过大时，以致影响返回作业的正常性，就要经过脱水与脱药处理后再作返回。

所谓浮选速度是指某种矿石在一定的浮选时间内和一定的操作条件下，在单位时间里所取得的有用组分的回收率。如果用V表示浮选速度，ε表示回收率，t表示浮选时间，那么它的数学式为：V=ε/t。

所以提高浮选速度就是提高回收率与缩短浮选时间。提高浮选速度是浮选厂操作的重要问题。

所谓浮选时间就是指矿浆在浮选槽内停留的时间，或者说是矿浆在浮选槽内流过的时间，比如说粗选时间10分钟，就是矿浆流经粗选的浮选槽时间为10分钟。同理，扫选与精选的浮选时间也是这个意思。

在其他条件都相同的情况下，浮选成绩的好坏与浮选时间关系甚大。一般随浮选时间的增长而回收率也增加，但到了一定的时间以后，浮选时间再延长，回收率不再提高了，反而会使精矿质量下降，因此再增加浮选时间就失去了意义。

每种矿石最适宜的浮选时间，一般都是经过选矿试验确定的。在生产中增加浮选时间就需要增加浮选机的数量，也增加了电的消耗。因此，正确地选取浮选时间对浮选技术经济指标有重要意义，尤其对多金属矿石浮选更是如此。

在浮选过程中，浮选粒度与选别指标关系甚大。浮选时矿粒向气泡附着是浮选过程的基本行为，矿粒在气泡上附着的牢固与否，直接影响浮选指标的好坏。但是矿粒在气泡上附着的牢固程度，除了与矿粒本身的疏水性大小有关之外，还与矿粒的大小有关。就一般而言，矿粒小（除了小于5~10微米外），则向气泡附着较快，比较牢固。反之，粒度较粗，向气泡附着较慢，且不牢固。下面来分析矿粒在气泡上附着的受力情况。

（1）矿粒在水中的重力，其方向向下，是使矿粒脱离气泡的力，它等于矿粒在空气中的重量W=d³δg减去在水中的浮力f=d³△g,即：

式中：d—矿粒直径

   δ—矿粒的密度

   △—水的密度

由上式可见：力F₁的大小与矿粒大小（d）的三次方成正比。矿粒大，则从气泡上脱离的力越大。

（2）力F₂是矿粒在气泡上附着的表面张力，确切地说，是作用在三相湿润周边上地表面张力在垂直方向上的分力，其方向向上，它使矿粒能够保持在气泡上附着地力，此力地大小为：

         F₂＝2πrσ_气-液sinθ

式中:r—附着面半径

  σ_气-液气－液界面地表面张力

  θ—接触角（度）

由上式可知：保持矿粒在气泡上地附着力F₂与矿粒的接触角θ有关系，接触角θ大的，即疏水性大的矿粒，在气泡上附着的力F₂也大。

（3）力F₃是气泡内的分子对于矿粒附着面的压力，这个力是使矿粒从气泡上脱离的力，所以其方向是向下去的。其大小为：

           F₃＝πr² 2σ_气-液/R

式中:R—气泡半径

由上式可知：大气泡（R大），则压力F₃较小。

当F_1、F_2、F₃三个力处于平衡状态时，即矿粒在气泡上附着接近于脱落状态时，则

          F₂＝F₁＋F₃

       2πrσ_气-液sinθ＝d³(δ-△) g＋πr²  2σ_气-液 /R （5-1）

公式（5-1）称之为矿粒在气泡上附着的平衡方程式。可以看出矿粒与气泡之间在相对静止的状态时，接触角θ与表面张力、矿粒的大小（矿粒重量）、附着半径r及气泡半径R之间的关系。但在实际浮选过程中，矿粒与气泡是相对运动的，矿粒与气泡之间受的脱落力比静止时复杂，而且比上式反应的要大得多。不过从公式（5-1）中仍然可以定性看出粒度与浮选的一些关系。

1）当矿粒的可浮性较好，即接触角较大的矿物，浮选粒度d可以粗些，当然也有一定的限度，即所谓粒度上限。

2）对于较粗粒级的浮选，气泡要大些（R大）比较有利，或者说，在气泡较大的情况下，被浮矿物的接触角在较小的条件下可以浮选。但是气泡太大时，气泡本身的稳定性也差。

根据上述的分析，可见浮选粒度是影响浮选成绩好坏的重要因素之一。为了得到较好的浮选技术经济指标，就要求磨矿细度要合理，不仅使有用矿物充分单体分离，而且粗粒不得大于浮选粒度的上限，细粒的下限不得小于10微米（或5微米）。浮选粒度的上限：硫化矿物一般在0.2~0.25毫米，可浮性好的自然硫为0.5~1毫米：煤则更粗些，为1~2毫米。