选矿基本知识

选矿基本知识

一、名词解释

重力选矿法（简称重选法）：是在运动介质（水）中，按粒度比重和粒度的差异进行分选的分法。

浮选法：是选金生产中，应用最广泛的一种选矿法。是利用矿物表面物理化学性质的差异来选分矿石的一种方法。

混汞法：是一种古老而又简易的选金方法。在矿浆中，金粒被汞（水银）选择性地润湿并形成金汞齐，使它和别的矿物及脉石互相分离，这种方法称为混汞法。品位：就是矿石或选矿产物中该金属或选矿产物重量之比值，通常用百分数来表示。

产率：选矿产物的重量与原矿重量之比值，通常用百分数来表示。

选矿比：原矿重量与精矿重量的比值，它表示获得1吨精矿需要处理的原矿的吨位。

富矿比：精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位之比值。它表示精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位高出的倍数。

回收率：选矿的目的就是要把原矿中所含的金属，最大限度地选入到品位更高的精矿中。这个选分过程的完全程度，可以用金属回收率来评定。所谓金属回收率，就是精矿中所含的金属重量与原矿中该金属重量的比值，常用百分数来表示。二、选矿指标

处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨)

精矿品位：

是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为：

精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克) / 精矿数量(吨)

精矿产率：

是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。计算公式为：精矿产率(％)＝精矿数量(吨) /原矿数量(吨) ×100％

尾矿品位：

是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。它是反映在选矿过程中金属损失程度的指标。计算公式为：

尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨)

尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨)

选矿回收率：

是指采用各种选矿方法获得的最终产品含金量占处理原矿含金

量的百分比。按理论和实际回收率两种方法计算。

选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位) )×100％

=理论回收的金属量(克) /处理原矿金属量(克)×100％

选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％

(浮选回收率)

浸出率：

是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。计算公式为：

浸出率＝已溶解金的金属量(克)/氰原矿金属量(克)×100％

=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )/氰原矿金属量(克)×100％

洗涤率：

是指贵液中含金量占浸出溶解金的金属量的百分比。计算公式为：

洗涤率(％)= 贵液含金量(克) / 浸出已溶金的金属量(克)×100％

=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) －排液金属量(克))/( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )×100％

置换率：

是指通过置换沉淀而析出的金泥含金量占贵液含金量的百分比。计算公式为：置换率(％)＝金泥含金量(克) /贵液含金量(克)×100％

氰化回收率：

是指氰化金泥含金量占氰原矿含金量的百分比。计算公式为：

氰化回收率(％)＝金泥含金量(克)/氰原矿含金量(克)×100％

＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)

氰化金泥冶炼回收率：

是指冶炼后合质金含量占氰化金泥量的百分比。计算公式为：

冶炼回收率＝合质金含金量(克)/金泥含金量(克)×100％

氰化选冶回收率：

是指氰化厂最终产品合质金含金量占氰原含金量的百分比。计算公式为：

氰化冶炼回收率＝合质金含金量(克)/氰原含金量(克)×100％

＝氰化回收率(％)×金泥冶炼回收率(％)

＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)×金泥冶炼回收率

选冶总回收率：

是指选冶车间加工处理产出的各种最终合格产品的金属量总和与原矿金属量之百分比。计算公式为：

选冶厂回收率(％)＝各种最终产品金属量之和(克)/原矿金属量(克)×100％

选矿比：

是指处理原矿量与选出精矿量的比例，即每选出一吨金精矿所需要原矿石吨数，以倍数表示：

选矿比(倍)＝原矿处理量(吨)/精矿量(吨)

磨矿机利用系数：

是指磨矿机每立方米有效容积在单位时间(小时)内所处理的新增合格粒度矿量。计算公式为：

磨矿机利用系数(吨/立方米.台时)＝最终新增合格粒度产出率(％)×原矿处理量(吨) / (各台磨矿机容积(立方米)×作业小时数之和 )

磨矿机作业率：

是指磨矿机实际作业时间占日历时间的百分比，计算公式为：

磨矿机作业率(％)＝各磨矿机实际作业台时数之和/磨矿机日历作业台时数之和×100％

平均日处理量：

平均日处理量是指平均每个选矿工作日所处理的原矿量。计算公式为：

平均日处理量(吨/日)＝原矿处理量(吨)/ 选厂作业天数(日)

选厂作业天数应以磨矿机是否开动来确定，只要开动就算一天，而不论当天开动时间的多少。

选矿车间全员实物劳动生产率：

是指矿山选矿全部职工在报告期内，平均每人所完成的原矿处理量。计算公式为：

选矿车间全员实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选冶车间全部职工平均人数(人)

选矿车间工人实物劳动生产率：

是指选矿厂平均每个工人在报告期内所完成的原矿处理量。计算公式为：

选矿车间工人实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选矿车间工人平均人数(人)

选氰物料消耗：

是指在选矿、氰化过程中每处理一吨原矿石或金精矿所消耗的主要物料数量。计算公式为：

物料单耗(消耗量单位/吨)＝某种物料耗用总量(消耗单位)/ 原矿处理量(吨) 或＝某种物料耗用总量(消耗单位) /金精矿量

1.浮选：依据矿物表面物理化学性质的差异进行分选的方法。

2.泡沫浮选：以泡沫为载体依据矿物表面物理化学性质的差异分选细粒物料的方法。

3.可选性：矿物浮选的难易程度。

4.品位：目的物在矿石中所占有的百分比。

5.精矿产率：矿物浮选精矿产品在原矿中所占有的百分比。

6.润湿：润湿是自然界中常的现象，是由于液体固体表面排挤在固体表面所产生的一种界面作用。

7.三相润湿周边：当气泡附着浸入水中的矿物表面，达到润湿平衡时，气泡在矿物表面所形成三相接触点围成的周边。

8.润湿接触角：过三相润湿周边上任一点P作气液界面的切线,与固液界面之间所形成的包括液相的夹角。

9.润湿阻滞：润湿过程中，润湿周边展开或移动受到阻碍，使平衡接触角发生改变，这种现象称为润湿阻滞。

10.水化作用：水分子在矿物表面（或离子表面）定向排列。

11.疏水矿物表面：润湿性差、接触角大的疏水表面。

12.亲水矿物表面：润湿性好、接触角小的亲水表面。

13.疏水性矿物：矿物表面极性弱，对水分子的引力小，水化作用弱的矿物。

14.粘附功：矿粒与气泡附着只有单位面积时，附着前后体系的自由能的变化。

15.定位离子：在双电层内层吸附的离子。

16.配衡离子：颗粒表面带电后，吸引溶液中的反号离子，即双电层外层吸附的反号离子。

17.总电位：指矿物表面与溶液之间的电位差。也称表面电位。

18.斯特恩电位：斯特恩层与溶液的电位差。

19.动电位：滑动面上的电位和溶液内部的电位差，也称Zate电位。

20.零电点：矿物表面的静电荷为零时，溶液中定位离子的负对数值。

21.等电点：矿物表面电动电位为零时，溶液中定位离子的负对数值。

22.正吸附：吸附后表面层溶质的浓度大于溶液内部的浓度，这种吸附称为正吸附。

23.负吸附：吸附后表面层溶质的浓度小于溶液内部的浓度，这种吸附称为负吸附。

24.物理吸附：由分子间力引起的吸附。

25.特性吸附：双电层吸附中除静电吸附以外的吸附。对溶液中某种组分有特殊的亲合力。

26.半胶束吸附：在范德华力的作用下，矿物表面吸附捕收剂的非极性端发生缔合作用形成类似胶束的结构。

27.捕收剂：作用在固液界面上，且有选择性可以固体表面提高疏水性，增加可浮性，促使气泡附着，增强附着的牢固性浮选药剂。

28.起泡剂：作用于气液界面上，降低表面张力，具有起泡作用的表面活性物质。

29.三相泡沫：由液、气、固三相构成的泡沫。

30.两相泡沫：由液、气两相构成的泡沫。

31.抑制作用：破坏和削弱矿物对捕收剂的吸附，增强矿物表面的亲水性，从而降低矿物可浮性的作用

32.活化作用：能促进和增强矿物与捕收剂的相互作用，提高矿物的可浮性。

33.气泡矿化：浮选过程中，颗粒附着在气泡上的现象。

34.矿化气泡：附着矿粒的气泡。

35.浮选动力学：泡沫产品随浮选时间变化的数量关系。

36.浮选速度常数：浓度为1时的浮选速度。是一个比例常数。

37.接触时间：从碰撞瞬间到发生脱落瞬间所经历的时间。

38.诱导时间：从碰撞瞬间到发生附着瞬间所经历的时间。

39.接触曲线：同一种矿物，同一种药剂，气泡能否与矿物附着的药剂用量与pH 值之间的关系曲线，称为接触曲线。

40.充气量：浮选机正常工作，单位时间、单位浮选槽面积所能吸入气体的数量。

41.矿浆通过能力：浮选机单位时间内所能处理的矿浆量立方米数。

42.充气均匀度：气泡在矿浆中分布的均匀性。

43.浮选段数：浮选中磨矿与浮选相结合的次数。

44.浮选循环：回路，经过一次浮选，得到一种产品称一个循环。

45.浮选流程：矿石浮选时，矿浆流经各作业的总称。

46.二次富集作用：在泡沫层中上层气泡破灭和机械夹带的水形成下泻水流，随下泻水流机械夹带的非目的物重新返回矿浆中，这种在泡沫层中发生的富集作用称为二次富集作用。

47.精选作业：对处选粗选作业的精矿进行分选的作业。

48.扫选作业：对粗选（或扫选或前序浮选）作业的尾矿进行的分选作业。

49.粗选作业：浮选工艺中第一次对矿浆进行的分选作业。

选矿指标包括什么？

处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨)

精矿品位：

是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为：

精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克) / 精矿数量(吨)

精矿产率：

是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。计算公

式为：

精矿产率(％)＝精矿数量(吨) /原矿数量(吨) ×100％

尾矿品位：

是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。它是反映在选矿过程

中金属损失程度的指标。计算公式为：

尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨)

尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨)

选矿回收率：

是指采用各种选矿方法获得的最终产品含金量占处理原矿含金

量的百分比。按理论和实际回收率两种方法计算。

选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位) )×100％

=理论回收的金属量(克) /处理原矿金属量(克)×100％

选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％

(浮选回收率)

浸出率：

是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。计算公式为：浸出率＝已溶解金的金属量(克)/氰原矿金属量(克)×100％

=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )/氰原矿金属量(克)×100％

洗涤率：

是指贵液中含金量占浸出溶解金的金属量的百分比。计算公式为：

洗涤率(％)= 贵液含金量(克) / 浸出已溶金的金属量(克)×100％

=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) －排液金属量(克))/( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )×100％

置换率：

是指通过置换沉淀而析出的金泥含金量占贵液含金量的百分比。计算公式为：置换率(％)＝金泥含金量(克) /贵液含金量(克)×100％

氰化回收率：

是指氰化金泥含金量占氰原矿含金量的百分比。计算公式为：

氰化回收率(％)＝金泥含金量(克)/氰原矿含金量(克)×100％

＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)

氰化金泥冶炼回收率：

是指冶炼后合质金含量占氰化金泥量的百分比。计算公式为：

冶炼回收率＝合质金含金量(克)/金泥含金量(克)×100％

氰化选冶回收率：

是指氰化厂最终产品合质金含金量占氰原含金量的百分比。计算公式为：

氰化冶炼回收率＝合质金含金量(克)/氰原含金量(克)×100％

＝氰化回收率(％)×金泥冶炼回收率(％)

＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)×金泥冶炼回收率

选冶总回收率：

是指选冶车间加工处理产出的各种最终合格产品的金属量总和与原矿金属量之百分比。计算公式为：

选冶厂回收率(％)＝各种最终产品金属量之和(克)/原矿金属量(克)×100％选矿比：

是指处理原矿量与选出精矿量的比例，即每选出一吨金精矿所需要原矿石吨数，以倍数表示：

选矿比(倍)＝原矿处理量(吨)/精矿量(吨)

磨矿机利用系数：

是指磨矿机每立方米有效容积在单位时间(小时)内所处理的新增合格粒度矿量。计算公式为：

磨矿机利用系数(吨/立方米.台时)＝最终新增合格粒度产出率(％)×原矿处理量(吨) / (各台磨矿机容积(立方米)×作业小时数之和 )

磨矿机作业率：

是指磨矿机实际作业时间占日历时间的百分比，计算公式为：

磨矿机作业率(％)＝各磨矿机实际作业台时数之和/磨矿机日历作业台时数之和×100％

平均日处理量：

平均日处理量是指平均每个选矿工作日所处理的原矿量。计算公式为：

平均日处理量(吨/日)＝原矿处理量(吨)/ 选厂作业天数(日)

选厂作业天数应以磨矿机是否开动来确定，只要开动就算一天，而不论当天开动时间的多少。

选矿车间全员实物劳动生产率：

是指矿山选矿全部职工在报告期内，平均每人所完成的原矿处理量。计算公式为：

选矿车间全员实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选冶车间全部职工平均人数(人)

选矿车间工人实物劳动生产率：

是指选矿厂平均每个工人在报告期内所完成的原矿处理量。计算公式为：

选矿车间工人实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选矿车间工人平均人数(人)

选氰物料消耗：

是指在选矿、氰化过程中每处理一吨原矿石或金精矿所消耗的主要物料数量。计算公式为：

物料单耗(消耗量单位/吨)＝某种物料耗用总量(消耗单位)/ 原矿处理量(吨)

或＝某种物料耗用总量(消耗单位) /金精矿量

选矿回收率是指精矿中的金属或有用组分的数量与原矿中金属的数量的百分比。这是一项重要的选矿指标，它反映了选矿过程中金属的回收程度，选矿技术水平以及选矿工作质量。选矿过程要在保证精矿品位的前提下，尽量提高选矿回收率。其计算方法如下:

实际回收率

实际的精矿数量(吨)×精矿品位

= ×100% (1-2)

原矿处理量(吨)×原矿品位

β (α ?Cθ)

理论回收率= --×100% (1-3)

α (β -θ)

在选厂生产过程中，每个生产班都需要取样化验原矿品位(α)、精矿品位(β)和尾矿品位(θ)。这时理论回收率可由公式(1-3)计算得出结果。上述例1的铜精矿理论回收率为:

β(α -θ)

铜精矿理论回收率ε K = --×100%

α(β-θ)

22. 18×(1.23-0.04)

= ×100%

1.23×(2

2.18-0.04)

= 96.92%

选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算，编制实际金属平衡表。

通过理论回收率的计算，编制理论金属平衡表。两者进行对比分析，能够揭

露出选矿过程机构损失，查明选矿工作中的不正常情况以及在取样、计量、

分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率，但两者不能相差

太大，在单一金属浮选厂一般不允许相差1%。如果超过了该数字，说明选矿

过程中金属流失严重。

选矿指标知识大全:

处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨)

精矿品位：

是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为：

精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克) / 精矿数量(吨)

精矿产率：

是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。计算公式为：精矿产率(％)＝精矿数量(吨) /原矿数量(吨) ×100％

尾矿品位：

是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。它是反映在选矿过程中金属损失程度的指标。计算公式为：

尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨)

尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨)

选矿回收率：

是指采用各种选矿方法获得的最终产品含金量占处理原矿含金

量的百分比。按理论和实际回收率两种方法计算。

选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位) )×100％

=理论回收的金属量(克) /处理原矿金属量(克)×100％

选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％

(浮选回收率)

浸出率：

是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。计算公式为：

浸出率＝已溶解金的金属量(克)/氰原矿金属量(克)×100％

=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )/氰原矿金属量(克)×100％

洗涤率：

是指贵液中含金量占浸出溶解金的金属量的百分比。计算公式为：

洗涤率(％)= 贵液含金量(克) / 浸出已溶金的金属量(克)×100％

=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) －排液金属量(克))/( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )×100％

置换率：

是指通过置换沉淀而析出的金泥含金量占贵液含金量的百分比。计算公式为：置换率(％)＝金泥含金量(克) /贵液含金量(克)×100％

氰化回收率：

是指氰化金泥含金量占氰原矿含金量的百分比。计算公式为：

氰化回收率(％)＝金泥含金量(克)/氰原矿含金量(克)×100％

＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)

氰化金泥冶炼回收率：

是指冶炼后合质金含量占氰化金泥量的百分比。计算公式为：

冶炼回收率＝合质金含金量(克)/金泥含金量(克)×100％

氰化选冶回收率：

是指氰化厂最终产品合质金含金量占氰原含金量的百分比。计算公式为：

氰化冶炼回收率＝合质金含金量(克)/氰原含金量(克)×100％

＝氰化回收率(％)×金泥冶炼回收率(％)

＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)×金泥冶炼回收率

选冶总回收率：

是指选冶车间加工处理产出的各种最终合格产品的金属量总和与原矿金属量之百分比。计算公式为：

选冶厂回收率(％)＝各种最终产品金属量之和(克)/原矿金属量(克)×100％

选矿比：

是指处理原矿量与选出精矿量的比例，即每选出一吨金精矿所需要原矿石吨数，以倍数表示：

选矿比(倍)＝原矿处理量(吨)/精矿量(吨)

磨矿机利用系数：

是指磨矿机每立方米有效容积在单位时间(小时)内所处理的新增合格粒度矿量。计算公式为：

磨矿机利用系数(吨/立方米.台时)＝最终新增合格粒度产出率(％)×原矿处理量(吨) / (各台磨矿机容积(立方米)×作业小时数之和 )

磨矿机作业率：

是指磨矿机实际作业时间占日历时间的百分比，计算公式为：

磨矿机作业率(％)＝各磨矿机实际作业台时数之和/磨矿机日历作业台时数之和×100％

平均日处理量：

平均日处理量是指平均每个选矿工作日所处理的原矿量。计算公式为：

平均日处理量(吨/日)＝原矿处理量(吨)/ 选厂作业天数(日)

选厂作业天数应以磨矿机是否开动来确定，只要开动就算一天，而不论当天开动时间的多少。

选矿车间全员实物劳动生产率：

是指矿山选矿全部职工在报告期内，平均每人所完成的原矿处理量。计算公式为：选矿车间全员实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选冶车间全部职工平均人数(人)

选矿车间工人实物劳动生产率：

是指选矿厂平均每个工人在报告期内所完成的原矿处理量。计算公式为：

选矿车间工人实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/ 选矿车间工人平均人数(人)

选氰物料消耗：

是指在选矿、氰化过程中每处理一吨原矿石或金精矿所消耗的主要物料数量。计算公式为：

物料单耗(消耗量单位/吨)＝某种物料耗用总量(消耗单位)/ 原矿处理量(吨) 选矿知识--浮选流程要注意的问题

浮选操作全过程大致分为粗选,扫选和精选三个即独立又紧密联系.

选别区、粗选区的泡沫产品一般送精选区进行一次或多次富集选别,选出的泡沫为浮选最终精矿产品。处理好扫选区刮出的中矿量和精选区的尾矿产品,就成了整个浮选过程不可忽视的关键问题,中矿量控制多少为适宜是整个浮选操作的重点。

中矿循环量的控制,一看整个浮选过程的矿浆量的走问是否较畅通;泡沫槽是否满槽跑不开,泡沫流动性是否较差不顺畅;浮选槽内的矿浆液位是否较高刮矿浆,二要凭经验判断,是否由上下作业的因素和工艺条件变化引起的。一船控制中矿返回量为40_80%。

浮选操作过程中要勤于观察泡沫颜色,泡沫厚薄和刮出的泡沫声音的变化,也是判断矿石可选性好与差和其它工艺条件是否控制适宜的一种检查方法。金川镍矿石选别过程中,粗选作业主要观看泡沫是否实重,泡沫层是否较厚,泡沫大小是否较均匀,第一槽到最未槽,泡沫颜色厚薄是否有明显的变化;泡沫刮到泡沫槽内是否嚓嚓响,以此来判断指标较好。如果粗选槽内的泡沫层薄,泡沫数景少又大,泡沫颜色光泽变化不明显,浮选机槽内翻浆,液面刮出的泡沫又带矿浆落到泡沫槽内成啪啦声,浮选指标肯定较差。

对扫选区和精选区的泡沫颜色观察,主要判断尾矿品位和精矿品位,是否低与高。最后一排的泡沫颜色一般表面金属光泽较浅最好,说明矿物分选层次分明;浮选槽内的死角一带有光泽性的泡沫,说明浮选药剂和其它工艺条件调整恰当,有利于尾矿的降低。对浮选的精矿品住用淘洗法难以判断品位的高与低,只能控制精选槽内泡沫层的200_300mm以上为好,严禁精选作业刮出矿浆进入精矿产

品中,这样有利于得到高品位的精矿产品。

浮选即泡沫浮选，是根据矿物表面物理化学性质的不同来分选矿物de选矿方法。

浮选de应用范围

在浮选过程中，矿物的沉浮几乎与矿物密度无关。比如黄铜矿与石英，前者密度为4.2，后者为2.68,可是重矿物的黄铜矿很容易上浮，石英反而沉在底部。经研究发现矿物的可浮性与其对水的亲和力大小有关，凡是与水亲和力大，容易被水润湿的矿物，难于附着在气泡上，难浮。而与水亲和力小，不易被水润湿的矿物，容易上浮。因此可以说，浮选是以矿物被水润湿性不同为基础的选矿方法。一般把矿物易浮与难浮的性质称为矿物的可浮性。浮选就是利用矿物的可浮性的差异来分选矿物的。在现代浮选过程中，浮选药剂的应用尤其重要，因为经浮选药剂处理后，可以改变矿物的可浮性，使要浮的矿物能选择性地附着于气泡，从而达到选矿的目的。

浮选是最重要的选矿方法之一。据统计，有百分之九十九de有色金属矿都是用浮选法处理的。此外浮选法还广泛用于稀有金属、贵金属、黑色金属、非金属以及煤等矿物原料的选别。近年来，国内外还用浮选法进行水质净化，污水处理等。可见浮选法的应用范围是相当广泛的。与其他选矿方法相比，用浮选法选别细粒浸染矿石时，效果较好而且比较经济合理。浮选法也常用于选别粗粒或粗细不均匀浸染矿石de细粒部分。

一般情况下所说粗选，精选，扫选，主要是指浮选机（矿用浮选机），磁选机（干式磁选机，湿式磁选机）等选矿设备。

矿石经初选选别后，将其中所含水量的部分脉石或围岩选出，而得到了高于原矿品位的产物，称为粗精矿，一般还达不到精矿质量的要求，这一工序称为粗选作业。将粗精矿进行再选以得到合格的精矿，这工序称为精选作业。有时需要将粗精矿经过几次精选才能得到合格精矿，其作业依次称为一次精选、二次精选、三次精选……。

一般粗选尾矿还不能作为最终尾矿废弃，往往还需进入下一步作业处理，这一作业称为扫选。为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。

矿石经过选别作业处理后，除去了大部分的脉石与杂质，使有用矿物得到富

集的产品称之为精矿。精矿是选矿厂的最终产品，有时也叫最终精矿，一般作为冶炼的原料。最终精矿要使其主要成分及杂质含量都达到国家标准，才能称为合格精矿。

对于精矿，中矿，尾矿，每次浮选后精矿和尾矿之外的就叫中矿。

原矿经过选别作业处理后，其主要成分已在精矿中富集，有的经过综合处理后，矿石的次要成分或其他伴生金属也得到回收。所以剩余的部分产物则含有用成分很低，这部分产物称之为尾矿，或叫最终尾矿。应当指出，在尾矿中仍然含有受目前技术水平限制而难于提取的有用成分，但将来有可能成为再利用的原料。因此，一般都将尾矿堆放在尾矿库保存起来。

在选别过程中得到的中间产物称为中矿。中矿的有用成分含量一般介于精矿和尾矿之间。在选别过程中，中矿一般需要返回适当作业地点处理，或者进行单独处理

PH值对浮选有何影响？

矿浆 PH 值，又叫矿浆酸碱度。它是指矿浆中氢离子的浓度 [H+] 或碱离子的浓度 [OH-] 的大小。在水溶液中，当温度为 20 度时，它们的浓度的乘积为 10 -14 ，即

CH2O = [H+][ OH-] =10-14

如果水溶液为中性时，氢离子浓度 [H+] 与碱离子浓度 [OH]是相等的。

[H+]= [ OH-] =10-7

为了方便起见，就用氢离子浓度 [H+] 对数的负值来表示溶液中氢离子浓度的大小，就是常说的 PH 值。

所以， PH 值表示了溶液中的氢离子的浓度，即表示了酸碱度。当 PH 值 = 7 时为中性， PH ＞ 7 时为碱性， PH 值＜ 7 时为酸性。

在浮选过程中， PH 值对矿物浮选的影响是多方面的，它是影响浮选指标的重要因素。

一、 PH 值对矿粒表面的亲水性及电性的影响

矿浆在 PH 值较大的情况下，由于矿浆中的 OH-离子较多，矿粒表面吸附大量的 OH-，会使矿粒表面亲水性增大并阻碍捕收剂阴离子的吸附。 PH 值也影响到矿粒表面的电性， PH 值的大小直接影响到矿粒表面的电位。尤其是对某些

氧化矿的浮选，由于 PH 值的不同，所用的浮选药剂也因此不同。

二、浮选药剂要解离成为有效离子与 PH 值有直接关系

绝大多数的浮选药剂是以离子型的方式与矿面表面起作用的。就是说药剂要解离成为离子以后，才能与矿物表面发生作用。药剂解离成为有效离子的多少，这与 PH 值有很大关系。若药剂的有效离子为阴离子 X- 时，就要在碱性矿浆（ PH ＞ 7 ）的条件下，才能产生更多的有效离子 X- 。

因为 X- +H2O → XH+OH-

上述反应式是可逆的，只有在 [OH]- 浓度增大的条件下，反应才会向左进行，而产生更多的 X- 。比如，要在矿浆为碱性的条件下，黄药才能解离更多的阴离子 ROCSS- ，脂肪酸解离成 RCOO- ，氰化物解离成 CN- 。

当药剂的有效离子为阳离子时，只有在低 PH 值的矿浆中才能解离出较多的阳离子。如胺类捕收剂的有效离子为阳离子 RNH 3+ ，其水解反应为： RNH 2 +H2O RNH 3+ OH-

上式要在较小的 PH 值条件下，反应才向右进行。

三、各种矿物的浮选，在一定条件下存在着一个适宜的 PH 值。因为矿浆的 PH 值往往直接或间接影响矿物的可浮性。但是临界 PH 值是随浮选条件而改变的，如果使用不同的捕收剂或改变其浓度，此时矿物的临界 PH 值也将发生变化。比如黄药作捕收剂时，黄药阴离子在矿物表面的吸附密度，就与黄药阴离子的浓度和氢氧离子浓度的比值（ [X-][OH-] ）有一定的关系， PH 值愈高，黄药在矿物表面的吸附量越低。研究认为，在某些难溶氧化物和硅酸盐矿物的浮选中， PH 值的大小影响到捕收剂在矿物表面发生化学吸附以后所产生的是哪种络合物有关系，如果 PH 值有利于生成金属的羟基络合物（第一氢氧化合物），则对提高回收率有利。比如用油酸浮选软锰矿的试验，在 PH=8.5 时能得到比较高的回收率，此时在矿物表面生成了较多的金属羟基络合物 MnOH + 。根据上述可知：任何一种矿物的浮选，在一定的浮选条件下，存在着一个比较适宜的 PH 值，只有在适宜的矿浆 PH 值的条件下，只有在适宜的矿浆 PH 值的条件下，才能取得较好的选别指标。