毕业设计（论文）-河北八道河金矿选矿厂年处理能力为30万吨年.doc

内蒙古科技大学 毕业设计 i 摘要摘要 河北八道河金矿选矿厂年处理能力为 30 万吨/年，处理原矿粒度 500-0mm。 八道河金矿原矿品位是 6g/t。采用阶段磨矿，阶段选别工艺。主要的选别工 艺有重力选矿，氰化浸出工艺，锌粉置换。 主要工艺介绍如下： 破碎工艺选用三段一闭路破碎，在细碎前有一预先和检 查筛分合一的筛分过程。磨矿为阶段磨矿，两段全闭路磨矿。在一段磨矿后首先用 跳汰机进行一次重选，选出粗粒的单质金。在两段磨矿后，进行一次浓缩处理。产 品经过浸出槽进行 13 段氰化浸出。后经两道洗涤处理，矿浆先后通过贵液缓冲池和 贵液池，通过管式过滤机进行净化处理。再通过脱氧塔进行脱氧处理，最后到达板 框压滤机，在压滤机中加入锌粉，与金进行置换反应，得到最终产物金泥。 关键字：重选，氰化浸出，置换 内蒙古科技大学 毕业设计 ii abstract hebei badaohe gold mine an annual capacity of 300,000 tons / year, processing ore particle size 500-0mm. badaohe gold ore grade is 6g / t. with stage grinding, stage sorting process. the main sorting process are gravity separation, cyanide leaching, zinc dust. the main technical description is as follows: crushing process used a closed-circuit breaking three sections, in a pre-crushing and inspection before the screening process of screening unity. grinding for the stage grinding, two full closed-circuit grinding. after grinding in a jig for the first time with the re-election to elect a single quality of coarse gold. after grinding in two, for a concentrated treatment. product after leaching for 13 slots cyanide leaching. after two washing after handling, pulp has your solution through the buffer pool and your liquid pool, through the tubular filter for purification. oxygen through the oxygen tower and then, at last reach the frame filter, the filter by adding zinc, and gold for the replacement reaction, the final product of gold mud. . keywords：re-election, cyanide leaching, replacement 内蒙古科技大学 毕业设计 iii 目录 摘要 i abstractii 第一章 概述1 1.1 八道河概述1 1.2 建厂条件1 1.3 矿石质量和矿石类型1 1.3.1 矿石性质1 第二章 选别工艺流程4 2.1 选别工艺的确定.4 2.2 工艺流程叙述.5 第三章 破碎流程计算6 3.1 新建选厂的规模.6 3.1.1 确定破碎车间工作制度.6 3.1.2 计算设备年作业率.6 3.1.3 计算破碎车间生产能力.6 3.2 破碎流程的选择与计算.6 3.2.1 确定破碎段数及各段破碎比.6 3.2.2 计算各段产物最大粒度.7 3.2.3 计算各段破碎机排矿口宽度.7 3.2.4 确定筛子的筛孔尺寸和筛分效率.8 3.2.5 计算各产物的矿量及产率.8 第四章 主厂房流程计算9 4.1 确定主厂房工作制度及处理量.9 4.2 选别流程计算.9 4.2.1 确定原始指标数.9 4.2.2 选取原始指标.9 4.4 数质量流程计算.10 4.5 计算回收率10 第五章 矿浆流程计算12 5.1 计算公式及原始指标的确定.12 5.1.1 计算公式.12 5.1.2 原始指标的确定.13 5.2 矿浆流程计算.13 5.2.1 计算各作业和产物水量.13 5.2.2 计算各作业补加水量.14 5.2.3 计算矿浆体积.14 5.2.4 计算选矿厂总排水量.15 5.2.5 工艺过程耗水量.15 5.2.6 工艺过程补加水.15 内蒙古科技大学 毕业设计 iv 5.2.7 选厂总耗水量.15 5.2.8 选厂利用回水量.15 5.2.9 选厂补加新水量.15 5.2.10 单位耗水量.15 第六章 破碎设备的选择与计算16 6.1 粗碎设备的选择与计算.16 6.2 中碎设备的选择与计算.16 6.3 细碎设备的选择与计算.17 6.4.筛分设备的选择与计算18 6.4.1 细碎破碎的预先检查筛分设备的选择和计算.18 6.4.2 破碎筛分设备一览表.18 第七章 主要设备的选择和计算20 7.1 磨矿机的选择和计算.20 7.1.1 确定工作制度及处理量.20 7.1.2 第一段磨矿机的选择和计算.20 7.1.3 第二段磨矿机的选择和计算.22 7.2 分级设备的选择和计算23 7.2.1 螺旋分级机的选择.23 7.2.2 水力旋流器的选择25 7.2.3 磨矿流程的计算：.25 7.3 选别设备的选择.26 7.3.1 跳汰机的计算与选择.26 7.3.2 浸出槽的计算与选择.26 7.3.3 浓密机的选择：27 7.3.4 净化设备的选择：.27 7.3.5 脱氧设备的选择：.27 7.3.6 置换设备的选择：.28 7.4 主厂房设备一览表.28 第八章 辅助设施和设备的选择和计算29 8.1 矿仓设施的选择与计算.29 8.1.1 原矿仓的选择与计算.29 8.1.2 粉矿仓的选择和计算29 8.2 给矿设备的选择30 8.2.1 粗碎前给矿机的选择30 8.2.2 粗碎前给矿机的选择30 8.3 运输皮带宽度计算：30 8.4 砂泵的选择：31 8.4.1 确定管道直径及输送矿浆流速.31 8.4.2 沙泵扬送矿浆需要的总扬程计算31 8.4.3 沙泵由扬送矿浆折合成清水扬程32 8.4.4 沙泵所需功率功率.33 8.5 起重机的选择：34 内蒙古科技大学 毕业设计 v 附表36 参考文献38 科技论文39 致谢54 内蒙古科技大学 毕业设计 1 第一章第一章 概述概述 1.1 八道河概述八道河概述 八道河金矿位于河北省承德市，厂址位于承德地区。年处理能力为 30 万吨原矿 的金矿选矿厂。原矿品位为：6g/t。该选矿厂的建立，一方面可利用该区的矿产资 源支援国家经济建设，另一方面，对于发展地方经济，支持地方财政，安排当地富 余动力，也有重要的意义。 1.2 建厂条件建厂条件 河北省八道河金矿选矿厂位于河北省承德市境内，隶属承德县管辖。从承德主 干公路到厂区有石块公路相通，仅 20 公里。到矿山有简易公路，仅 10 公里，运输 方便。 八道河地处北纬 5019至 5812，东经 11019西经 11314，位于 河北省的西北部，承德市的东北面，雪峰山北麓，县年均气温 24，年降雨量为 800mm，无霜期 284 天。四周高山耸峙，中间是各溪河形成的河谷平原，属温带季风 性干燥气候，四季分明，气候温和。矿区所在的承德县的交通十分便利。 水能资源潜力巨大。域内溪河密布，有大小河流 180 条，总流程 1800 公里，众 多的河流落差大，终年水量充沛，孕育着得天独厚的水能资源。全县水能蕴藏总量 达 33 万千瓦，近期可开发的有 21 万千瓦，现已建成的中小电站 32 座，装机 5 万千 瓦，年发电量在 2 亿千瓦，电力输送也比较方便，从某变电站拉变压线到厂区仅 5 公里。 矿区农业较发达，剩余劳动力较多，可满足矿山生产的需求。 1.3 矿石质量和矿石类型矿石质量和矿石类型 1.3.1 矿石性质矿石性质 1.3.1.1 原矿多元素分析 原矿多元素分析见表 1-1 表 1-1 原矿多元素分析 元素au（g/t）ag（g/t） cu %pb %zn %as % 内蒙古科技大学 毕业设计 2 含量 6.000.970.0060.0070.0080.16 1.3.1.2 岩矿鉴定(工艺矿物学分析) 1、矿石特征 矿石呈灰白色或白色，表面带有褐色斑点，褐色斑点为褐铁矿，褐铁矿是由黄 铁矿和磁铁矿氧化而成。矿石结构为半自形它形粒状结构，块状构造，主要金属 矿物为黄铁矿和褐铁矿。脉石矿物主要有：石英，方解石，及少量的锆石和斜长石。 矿石矿物主要为自然金。由于原矿含金品位很低，金矿颗粒在矿石中分布稀少，制 片后矿片的面积很小，在簿片中很难见到自然金的颗粒。考虑这一特点，直接用原 矿磨制光片，据以往经验，镜下根本不可能见到自然金。为克服原矿品位低，金矿 稀少的缺点，而又能满足镜下鉴定的要求，我们采用摇床预选的方法，将重选精矿 磨制六个光薄片，在显微镜下观察，其效果很好。并能将矿石的矿物成分，金的嵌 布特征以及金的赋存状态观察的非常清楚。 2、矿石的矿物成分及含量 矿石主要由石英，方解石，黄铁矿，磁铁矿组成，少量的锆英石，褐铁矿及斜 长石。金为矿石的主要矿石矿物，褐铁矿为黄铁矿和磁铁矿的氧化物。锆石为重砂 矿物，由于光薄片为重选精矿磨制而成，所以锆石在重力作用下容易富集。矿石中 各矿物的组成及含量见表 1-2 表 1-2 矿石中各矿物的相对含量 矿物名称金矿石英方解石黄铁矿磁铁矿锆英石褐铁矿斜长石 含量 （%） 2.070.310.37.43.51.52.03.0 3、金的赋存状态 矿石中自然金以两种形式存在，一是次显微金，这种类型的金常呈星点状很稀 少，不均匀的分布在黄铁矿晶体内。粒度大约在 00502um，镜下可见黄铁矿 晶体内有金黄色星点状亮斑，这种亮斑就是次显微金。另一种为可见的自然金，常 呈单体或连生体出现，粒度最大为 004mm，一般在 0002001mm，最小可小于 0002mm 。在此观察的磨片中单体金 28 个，连生体金 22 个，其中：与石英连生体 金 7 个，与黄铁矿连生体金 15 个，包体金 8 个，以及无法统计的次显微金见表 1- 3。 内蒙古科技大学 毕业设计 3 表 1-3 重选精矿镜下鉴定结果 连生体金金粒赋存状 态 单体金 与石英连生体与黄铁矿连生体 包体金合计 金粒数 28715858 4、金的矿石类型及围岩蚀变 金的矿石类型：为含金黄铁石英细晶岩，主要产于太古届变质岩系中，由变质 热液沿裂隙贯入形成的金矿脉。主要的围岩蚀变有：黄铁矿化，碳酸盐化，硅化及 少量的钠长石化。这些蚀变对金的成矿非常有利。 内蒙古科技大学 毕业设计 4 第二章第二章 选别工艺流程选别工艺流程 2.1 选别工艺的确定选别工艺的确定 根据类似选矿厂，生产工业实践和矿石的基本性质，可确定选别流程如图 2-1： 内蒙古科技大学 毕业设计 5 一段磨矿 重 选 泵 分 级 + - 泵 -+ 二段磨矿 分 级 旋 流 器 浓 缩 溢 流 水 13段浸出 三层洗涤 尾渣 贵液缓冲池 贵液池 净化 污泥脱氧 空气 置换 金泥换水 原 矿 5 6 78 9 10 11 12 1314 15 16 17 18 19 20 21 22 图 2.1 选别流程 2.2 工艺流程叙述工艺流程叙述 由于设计选厂的处理量较小，原矿的最大粒度又较大（500mm） ，经过计算采用 三段一闭路的破碎流程， 内蒙古科技大学 毕业设计 6 破碎产品最大粒度为 12mm，进入磨选流程； 磨矿流程的选择主要取决于所要求的磨矿细度及给矿粒度,矿石性质,泥化程度 等因素,因为入磨粒度为 120,要求磨矿细度为-200 目 85%左右,所以必须用水里 旋流器，考虑到处理量较小，故用一台磨机. 第三章第三章 破碎流程计算破碎流程计算 3.1 新建选厂的规模新建选厂的规模 3.1.1 确定破碎车间工作制度确定破碎车间工作制度 选矿厂设备运转日数 330 天，破碎车间工作制度与采矿供矿相一致，每日 3 班， 每班运转 6 小时。 内蒙古科技大学 毕业设计 7 3.1.2 计算设备年作业率计算设备年作业率 330 3 6 100%67.8% 365 24 3.1.3 计算破碎车间生产能力计算破碎车间生产能力 破碎车间：q 时q 天/36（日工作小时） 破碎车间生产能力为：50.4t/h 3.2 破碎流程的选择与计算破碎流程的选择与计算 3.2.1 确定破碎段数及各段破碎比确定破碎段数及各段破碎比 （1） 破碎车间的生产能力 q时= 50.4 t/h （2）根据矿石的特点，该矿石属于中硬度矿石。第二段破碎段为了控制产物粒 度和发挥破碎机能力则采用闭路形式。由于矿石的最大粒度较大，经过计算采用了 三段一闭路的破碎流程，见图 3-1。 3-1 破碎流程图 计算总破碎比及分配各段破碎比，破碎产品最大粒度定为 12。 总破碎比： s总=dma/dma= 500/12 = 41.67 内蒙古科技大学 毕业设计 8 初步拟订第一段选用颚式破碎机，第二段选用标准型圆锥破碎机，第三段选用 短头型圆锥破碎机。各段破碎比分配如下： 41.671/3=3.47 sa=s1s2s3=3.47 s1=s2=3.4 s3=3.6 3.2.2 计算各段产物最大粒度计算各段产物最大粒度 各段产物的最大粒度： d1=500/3.4=147.1 取 147mm d2=147/3.4=43.2 取 41mm d6=43.2/3.6=12 3.2.3 计算各段破碎机排矿口宽度计算各段破碎机排矿口宽度 开路破碎机排矿口应保证排矿中最大粒度不超过本段所要求的产物粒度，按 b= dma/z 计算。闭路破碎的破碎机排矿口宽度按 b=0.8 dma计算。z 值由选矿厂设 计p22 表 5-6 选取。 各段破碎机排矿口宽度: e2=d2/z1=147/1.6=91.87mm 取 92mm e5=d5/z2=41/1.9=22.8mm 取 23mm e10=0.8d8=0. 812=9.6mm 3.2.4 确定筛子的筛孔尺寸和筛分效率确定筛子的筛孔尺寸和筛分效率 采用振动筛 筛孔尺寸： a=1.2d8=1.212=14.4m 筛分效率： e=65% 3.2.5 计算各产物的矿量及产率计算各产物的矿量及产率 q1= q2= q3= q4= 50.4 t/h r1=r2=r3=r4=100% q6=（q44-12+ q88-12）e=q1=50.4 t/h - 4-12、8-12分别为产物 4、8 中小于筛孔尺寸 12粒级的含量。分别由 选矿厂设计表 4-6 查出。4-12=68%，8-12=39% q8=q1(1-4-12 e)/ 8-12 e=50.4(1-0.390.65) /0.680.65=85.12t/h r8=85.12/50.4=168.89% q7=q8=85.12t/h 内蒙古科技大学 毕业设计 9 r7=r8=168.89% q5=q4+q8=50.4+85.12=135.52 r5=r4+r8=100+168.89=268.89% q5=q1=50.4 r6=r1=100% 第四章第四章 主厂房流程计算主厂房流程计算 4.1 确定主厂房工作制度及处理量确定主厂房工作制度及处理量 磨矿、选别车间采用连续工作，年工作日为 330 天，每天 3 班，每班 8 小时。 小时生产能力为： q=37.9t/h 4.2 选别流程计算选别流程计算 4.2.1 确定原始指标数确定原始指标数 计算流程所需要的必要充分指标： pp npc na 式中： 所需原始指标数np 计算成分，单金属矿石选择 2c 选别产物数 p n 选别作业数 p a 根据主厂房选别流程图（图 2-1）所示，取值如下： =2，=8，=4c p n p a 由此可得， 内蒙古科技大学 毕业设计 10 2 848 ppp nc na 即，所需原始指标数为 8 个。 4.2.2 选取原始指标选取原始指标 经过现场流程考察及操作规律分析确定以下 8 个生产指标作业原始指标： 95% 浸 5%r 599% 99%98% 洗 98% 置 30/g t 5 q1=37.9t/h 16 0.27/g t 14 0.96%r 14 52/g t 1 6g/ t 4.4 数质量流程计算数质量流程计算 (1)计算各产物的产率和品位 567 556677 可得： 756 66 755667 6 1 5%95% /6 100.05 30 10/0.95 4.74 104.74/g t 578 557788 可得： 131114 66 131111141413 6 95%0.96%94.04% /95% 5.11 100.96% 52 10/94.04% 4.63 104.63 /g t 131516 131315151616 可得： 151316 66 151313161615 6 94.04%0.96%93.08% /94.04% 4.63 100.96% 0.27 10/93.08% 4.675 104.675 /g t 内蒙古科技大学 毕业设计 11 4.5 计算回收率计算回收率 根据公式计算其他位置回收率。/ nn n给 66 /0.05 30 10/6 1025% 5551 66 15151513 /93.08% 4.675 10/ 4.63 1093.98% 615 1 25%75% 14 95% 98%93.1% 根据公式：， ，2g1原浸=qnnn1wqcn（）/ c 浸置总 浸出率浸渣品位）（浸原品位浸原品位/ 由方程：每天回收的黄金量为： 7 q 820.5 5.10 0.9541.1 30 5208.32g g 7浸浸总金=q 内蒙古科技大学 毕业设计 12 + - -+ 原矿（d，所以扬程合理。 k h j h 8.4.4 沙泵所需功率功率沙泵所需功率功率 (1)泵的轴功率 参考文献1138 页式 7.3-4 可得如下公式。 0 1 102 vps qh p 式中：泵的轴功率，； 0 pkw 泵的效率，查泵的性能曲线上查出的清水扬程，； 1 m 由沙泵性能曲线上查出的清水扬程，； s hm 矿浆密度，； p 3 / t m 沙泵输送的矿浆量，l/s； v q 由此，取值并计算可得 （参考文献2中 413 页图 8.9-6） ； 1 50% （参考上述计算） ；25 s hm （参考上述计算） ； 3 2.05 / p t m （参考上述计算） ； 3 0.017/17/ v qmsl s 内蒙古科技大学 毕业设计 35 0 1 17 2.05 25 16.74 102102 0.51 vps qh pkw (2)电动机功率计算 选矿厂设计6138 页式 7.3-5 可得如下公式。 0 z p pk 式中：所需电动机功率，；pkw 泵的轴功率，； 0 pkw 传动效率；皮带传动； z 0.95 z 安全系数；当时，；当时，；k 0 40pkw1.20k 0 40pkw1.10k 由此，取值并计算可得 ； 0 16.74pkw ；1.20k ；0.95 z 0 16.74 1.2017.62 0.95 z p pkkw 故选用 4pnja-1230 型沙泵 5 台（备用 2 台，浓密机一台） ，4pnja-1230 型沙泵配 套的电动机功率为。40kw 8.5 起重机的选择：起重机的选择： 查资料表 7.5-1，选择各个车间的起重设备： 粗碎车间采用 20/5t 电动桥式起重机； 中细碎车间采用 5t 电动桥式起重机； 筛分车间采用 3t 手动单轨起重机； 磨选车间采用 20/5t 电动桥式起重机； 内蒙古科技大学 毕业设计附表 36 附表附表 附表 1 设备明细表 序 号 作业名 称 设备名称型号规格 台 数 1 粗碎给 矿 板式给矿 机 gbz180-81 2 粗碎 颚式破碎 机 pe9001200 mm 1 3 中碎 标准型圆 锥破碎机 pyy1200/1901 4 细碎 短头型圆 锥破碎机 pyy1200/801 4 筛分圆振动筛 ya15361 5 磨矿给 矿 摆式给矿 机 6006001 6 一段磨 矿 格子型球 磨机 mqg2700 3600mm 1 7 二段磨 矿 溢流型球 磨机 mqy3200 4500mm 1 8 一段分 级 高堰式螺 旋分级机 2fg- 202000 1 9 二段分 级 水利旋流 器 5002 10 浸出浸出槽 sj-8000850013 11 洗涤浓密机 nz-383 12 净化 管式过滤 器 lsa-20-gc 2 13 脱氧真空脱氧 1.23.6 1 内蒙古科技大学 毕业设计附表 36 塔 14 置换 板框式压 滤机 3.13.1252 内蒙古科技大学 科技论文 38 参考文献参考文献 1 冯守本.选矿厂设计.北京：冶金工业出版社出版，1996 年 10 月. 2 长沙黑色冶金矿山设计研究院. 选矿设计手册.北京：冶金工业出版社出版，1988 年 2 月. 3 许时.矿石可选性研究.冶金工业出版社.1995 年 10 月 4 李启衡.碎矿与磨矿.冶金工业出版社.2005 年 6 月 内蒙古科技大学 科技论文 39 科技论文科技论文 effect of iron content in sphalerite on flotation a. boulton1 d. fornasiero* j. ralston ian wark research institute, university of south australia, mawson lakes, sa 5095, australia received 27 october 2004; accepted 28 march 2005. available online 25 may 2005. abstract the effect of iron, substituted in the mineral lattice, on the froth flotation of sphalerite has been investigated at alkaline ph. it has been found that a critical copper sulphate concentration exists where sphalerite recovery is maximized, above which the recovery of sphalerite then decreases. the presence of iron in sphalerite is detrimental to the rate of sphalerite flotation and hence its recovery, with the coarser particles being more affected that the fines. the presence of iron reduces the activation of sphalerite by copper, which in turn results in a reduction in collector adsorption. keywords: froth flotation; flotation activators; flotation kinetics; particle size article outline 1. introduction 2. experimental section 3. results and discussion 4. conclusions acknowledgements references 1. introduction 内蒙古科技大学 科技论文 40 as xanthate collectors have a relatively low affinity for zinc ions, activation of sphalerite by copper ions is generally required to float sphalerite. the activation of sphalerite involves the exchange of zinc for copper ions, thus providing a surface receptive towards collector adsorption (finkelstein, 1997). one of the main impurities present in sphalerite is iron, which substitutes for zinc atoms in the sphalerite lattice, thus reducing the number of zinc atoms available for exchange with copper. previous studies investigating the effect of iron content in sphalerite on copper activation, collector adsorption and subsequent sphalerite flotation have produced conflicting results (pomianowski et al., 1975, mukherjee and sen, 1976, solecki et al., 1979, nakahiro, 1980, harris and richter, 1985 and gigowski et al., 1991). for example, both an increase and decrease in copper activation, collector adsorption and froth flotation of sphalerite have been reported with increasing iron content in sphalerite. the loss of sphalerite to tailings in flotation circuits as a result of inadequate particle surface hydrophobicity reduces the economic viability of the processing operation. thus an understanding of the effect that iron in sphalerite has on the flotation behaviour of this mineral may allow us to maximise sphalerite recovery. in the present study, we have investigated the effect of iron content in sphalerite on sphalerite flotation as a function of particle size. these flotation results were correlated with the amount and type of copper and collector adsorbed on the sphalerite surface. 2. experimental section the chemical composition of the low iron content sphalerite sample, zns, (carthage, tn, usa) was 66.7% zn, 0.3% fe and 32.7% s (0.06% cu and 0.07% pb) while that of the high iron content sphalerite sample, (zn, fe)s, (broken hill, new south wales, australia) was 53.2% zn, 12.5% fe and 32.7% s (0.47% cu and 0.24% pb). scanning electron microscopy confirmed that the iron present in the sample was in fact incorporated in the sphalerite particles, and not present as individual pyrite inclusions. the collector, sodium iso-propyl xanthate (sipx), was re-crystallised from ethanol. zns and (zn, fe)s (250 g each) were ground in a galigher mill with stainless steel rods and 0.3 dm3 of demineralised water (ph 12.0) to produce a flotation feed with a d90 of 内蒙古科技大学 科技论文 41 45 m. the sample was transferred to a 3.0 dm3 agitair flotation cell and conditioned at ph 11.0 with cuso4, collector and then frother (aerofroth 65) with each stage having a 2 min conditioning period. the concentrates were then collected for 0.5, 2, 4 and 8 min (for a total of 8 min) of flotation by bubbling air through the mineral pulp at 4 dm3/min. the 45 m fraction of each concentrate and tail sample was passed through a pre-cyclone rig. the underflow was sized with a warman cyclosizer (6 size fractions collected) whilst the overflow constituted the sub 4 m particle size fraction. all size fractions were analysed by icp-ms (amdel pty. ltd., australia) for total zinc and iron, and the relative amounts of zns and (zn, fe)s in each of the size fractions determined. a first order rate equation, r = rmax(1 ekt), was used to fit the curves of flotation recovery, r, versus time, t, and to obtain the flotation rate constant, k, and maximum flotation recovery, rmax at each particle size. 3. results and discussion the cumulative recoveries of zns and (zn, fe)s as a function of particle size, flotation time and cuso4 concentration are shown in fig. 1. with no copper addition the total recoveries were too low for a size analysis of the concentrates. with cuso4, flotation recovery increases sharply with particle size up to approximately 25 m, and then levels off or decreases for the coarser particles. this decrease in recoveries of the coarser particles is more pronounced at the higher cuso4 concentrations and for (zn, fe)s. 内蒙古科技大学 科技论文 42 fig. 1. (top) zns and (bottom) (zn, fe)s flotation recovery as a function of particle size, flotation time (0.5, 2, 4 and 8 min) and copper sulphate concentration (from left to right: 1000, 2000 and 3000 g/t) in mixed mineral experiments at ph 11.0 in the presence of 150 g/t sipx. the flotation rate constant (k) and maximum recovery (rmax) obtained by fitting the recovery versus flotation time data with a first order rate equation are shown in fig. 2 as a function of particle size. at the lower cuso4 concentration the flotation rate constant and maximum recovery of sphalerite are relatively unaffected by the presence of iron in the sphalerite lattice. the increase in flotation rate constant with increasing particle size is relatively well understood and is attributed to an increase in bubbleparticle collision efficiency (e.g., pyke et al., 2003). the increase in k and rmax values of the fine particles 内蒙古科技大学 科技论文 43 with an increase in cuso4 concentration to 2000 g/t is certainly related to an increase in bubbleparticle attachment efficiency, and therefore surface hydrophobicity, as the conditions inside the flotation cell are unchanged. at 2000 g/t cuso4, nearly all the intermediate size zns particles can float (rmax close to 100%). the lower flotation rate constants and maximum recoveries of the coarser particles are mainly attributed to the increased detachment of these particles from bubbles in the regions of high turbulence inside the flotation cell (e.g., pyke et al., 2003). because this detachment is also dependent on particle hydrophobicity or the lack of it, an increase in cuso4 concentration decreases surface hydrophobicity (higher coverage by cu(oh)2, clarke et al., 1995) and therefore the flotation rate constant and maximum recovery of the coarser particles. 内蒙古科技大学 科技论文 44 fig. 2. flotation rate constant (top) and maximum recovery (bottom) for zns and (zn, fe)s as a function of particle size and copper sulphate concentration in mixed mineral experiments at ph 11.0 in the presence of 150 g/t sipx. at 3000 g/t cuso4, the sphalerite flotation rate constant and maximum recovery decrease across the entire particle size range, with the decrease being more pronounced for the coarse particles than for the fine particles and for (zn, fe)s than for zns. this larger decrease in flotation observed for the coarser particles is not necessary linked to a higher coverage of their surface with copper hydroxide, but is certainly related to the larger effect that coarse particles have on their detachment from bubbles at a constant surface hydrophobicity (pyke et al., 2003). in alkaline ph domains, the activation of sphalerite is believed to firstly involve precipitation of copper hydroxides, followed by exchange of zinc atoms for copper atoms on the sphalerite surface (ralston and healy, 1980 and laskowski et al., 1997). hence the presence of iron in sphalerite results in a decrease in the number of copper atoms that could be incorporated in the sphalerite lattice. indeed, this is what we have found at a ph value of 5.0 with no increase in iron detected in solution (boulton, 2002). uvvisible and infrared studies on individual zns and (zn, fe)s samples of similar surface area have shown tha