新疆和田硫化氧化铅锌矿选矿试验：工艺、机理与优化策略

新疆和田硫化氧化铅锌矿选矿试验：工艺、机理与优化策略一、引言1.1研究背景与意义铅锌作为重要的有色金属，在现代工业体系中占据着举足轻重的地位。铅具有高密度、良好的抗腐蚀性、可焊性以及吸收放射性射线等特性，被广泛应用于铅酸电池、电缆护套、化学工业、铅合金制造以及放射性防护等领域。在铅酸电池领域，其凭借着成本低、技术成熟、安全性高等优势，在汽车启动电池、储能电池等方面占据主导地位，对现代交通和能源存储行业的发展起着关键支撑作用。锌则具有良好的压延性、耐磨性和抗腐蚀性，在有色金属的消费中仅次于铜和铝。在冶金工业中，锌用于镀锌，能有效防止钢铁腐蚀，延长钢铁制品的使用寿命，广泛应用于建筑、汽车、机械制造等行业；在化工领域，锌是生产多种化工产品的重要原料；在电子工业中，锌也在一些电子元件制造中发挥着重要作用。我国是铅锌矿的开采、冶炼以及消费大国。从储量上看，我国铅锌矿储量较为丰富，在全球铅锌矿资源格局中占据重要位置。在分布上，铅锌矿产地广泛分布于广东、广西、湖南、云南、四川、甘肃、新疆、陕西、内蒙古等多个省份。其中，新疆地区凭借其独特的地质构造和复杂的成矿条件，拥有丰富的矿产资源，铅锌矿便是其中重要的矿种之一。新疆和田地区的硫化氧化铅锌矿，不仅是当地潜在的重要经济资源，更是我国铅锌矿资源的重要组成部分。对新疆和田硫化氧化铅锌矿进行开发利用，具有多方面的重要意义。从地区经济发展角度来看，铅锌矿的开发能够带动当地相关产业的协同发展，形成完整的产业链条。在开采环节，需要大量的专业设备和人力投入，这将促进矿山机械制造、工程服务等产业的发展；选矿和冶炼环节则对化工、能源等产业产生带动作用；后续的铅锌产品加工更是能进一步延伸产业链，增加产品附加值。这些产业的发展将为当地创造大量的就业机会，涵盖从普通工人到专业技术人员、管理人员等多个层次，有效提高当地居民的收入水平，促进区域经济的繁荣。同时，铅锌矿产业的发展还将吸引外部投资，带动基础设施建设的完善，如交通、电力、通信等基础设施的改善，为地区的长远发展奠定坚实基础。从资源供应角度而言，我国对铅锌的需求量持续增长，开发新疆和田的硫化氧化铅锌矿有助于增加国内铅锌矿资源的供应量，降低对进口资源的依赖程度，保障国家铅锌矿资源的供应安全。随着我国经济的快速发展，尤其是在汽车制造、建筑、电子等行业的持续扩张，对铅锌的需求呈现刚性增长态势。然而，国内铅锌矿资源的开采和供应面临着诸多挑战，部分矿山资源逐渐枯竭，开采难度加大，通过开发新的铅锌矿资源，能够有效缓解资源供需压力，优化资源配置，为我国工业的持续发展提供稳定的资源保障。1.2国内外研究现状在硫化氧化铅锌矿选矿技术领域，国内外学者和研究机构开展了大量的研究工作，取得了一系列重要成果，推动了该领域的技术进步。国外方面，澳大利亚、加拿大等铅锌矿资源丰富的国家在选矿技术研究上处于世界前列。澳大利亚的研究人员针对该国复杂的硫化氧化铅锌矿，深入研究了矿物的晶体结构和表面性质对浮选的影响。通过先进的微观测试技术，如扫描电镜-能谱分析（SEM-EDS）、X射线光电子能谱分析（XPS）等，精确解析了方铅矿、闪锌矿等矿物在不同氧化程度下的表面化学组成和电子结构变化。在此基础上，研发出了一系列高效的浮选药剂，如新型的硫氮类捕收剂，能够在复杂的矿浆环境中选择性地吸附在铅锌矿物表面，显著提高了铅锌矿物的浮选回收率和精矿品位。同时，加拿大的科研团队致力于开发新的选矿工艺流程，针对低品位、细粒嵌布的硫化氧化铅锌矿，提出了“阶段磨矿-分步浮选”工艺，该工艺根据矿物的嵌布粒度和可浮性差异，将磨矿和浮选过程分为多个阶段，逐步实现铅锌矿物的分离和富集，有效解决了传统工艺中矿物过磨和回收率低的问题。国内在硫化氧化铅锌矿选矿技术研究方面也取得了丰硕的成果。我国科研人员针对国内铅锌矿资源“贫、细、杂”的特点，开展了多方面的研究。在浮选药剂研发上，通过分子设计和合成技术，开发出了许多具有自主知识产权的高效捕收剂和抑制剂。例如，针对高硫铅锌矿，研发出的新型捕收剂HQ-Pb，能够在抑制黄铁矿等硫铁矿的同时，高效捕收方铅矿，大大提高了铅精矿的质量和回收率；在抑制剂方面，以硫酸锌为主的组合抑制剂得到了广泛应用，通过与其他药剂的协同作用，增强了对闪锌矿的抑制效果，提高了铅锌分离的效率。在选矿工艺研究上，我国学者提出了多种适合国内矿石性质的工艺流程。对于复杂硫、氧混合铅锌矿，采用混合浮选硫化矿及氧化矿的工艺流程，并通过优化药剂制度和浮选条件，实现了铅锌的有效回收；对于高泥型硫氧混合铅锌矿，采用预先脱泥-泥质重选回收氧化锌-先硫后氧浮选回收铅锌的联合回收工艺，有效解决了矿泥对浮选的影响，提高了资源回收率。国内外在硫化氧化铅锌矿选矿技术研究上虽然取得了显著进展，但仍存在一些有待解决的问题。一方面，对于一些极为复杂的硫化氧化铅锌矿，如含有多种难选杂质矿物、氧化程度极高的矿石，现有的选矿技术还难以实现铅锌的高效回收，精矿品位和回收率仍有待进一步提高。另一方面，选矿过程中的环保问题日益受到关注，如何开发更加绿色、环保的选矿技术和药剂，减少选矿废水、废渣对环境的污染，实现铅锌矿资源的可持续开发利用，是未来研究的重要方向。同时，随着智能化技术的快速发展，将人工智能、大数据等技术应用于硫化氧化铅锌矿选矿过程的优化控制，提高选矿生产的自动化水平和稳定性，也是该领域未来的研究趋势之一。1.3研究内容与方法本研究聚焦新疆和田硫化氧化铅锌矿，旨在通过系统研究，揭示其选矿特性，为高效开发利用提供科学依据，主要研究内容涵盖工艺矿物学、选矿试验及浮选机理研究三个关键方面。在工艺矿物学研究中，首先对矿石进行化学多元素分析，精确测定矿石中铅、锌、铁、硫等主要元素以及银、铜等伴生元素的含量，全面了解矿石的化学组成。同时，开展铅物相分析和锌物相分析，明确铅、锌在不同矿物相中的分布情况，例如确定方铅矿、白铅矿、闪锌矿、菱锌矿等矿物的含量占比，为后续选矿工艺的选择提供基础数据。运用显微镜鉴定技术，对矿石的结构构造进行详细观察，分析矿物的嵌布特征，包括矿物的粒度大小、形状、相互之间的共生关系以及嵌布方式等，例如研究方铅矿与闪锌矿是呈浸染状、脉状还是其他形式嵌布，以及它们与脉石矿物的关系。此外，利用扫描电镜-能谱分析（SEM-EDS）、X射线衍射分析（XRD）等先进技术，深入研究矿物的微观结构和晶体结构，进一步揭示矿物的特性。选矿试验方面，根据矿石性质和工艺矿物学研究结果，制定合理的选矿试验方案。开展磨矿细度试验，通过改变磨矿条件，研究不同磨矿细度下铅锌矿物的单体解离度和连生体情况，确定最佳的磨矿细度，使铅锌矿物能够充分解离，为后续浮选分离创造条件。进行浮选药剂种类及用量试验，系统研究常见捕收剂如黄药类、黑药类、硫氮类捕收剂，以及抑制剂如硫酸锌、氰化物等对铅锌矿物浮选行为的影响，通过对比不同药剂组合和用量下的浮选指标，筛选出高效、经济的浮选药剂及适宜的用量。开展浮选流程试验，分别对优先浮选流程、混合浮选流程、部分混合浮选流程等进行研究，对比不同流程下铅锌精矿的品位和回收率，确定最适合该矿石的浮选工艺流程。在优先浮选流程中，先浮铅再浮锌，研究如何有效抑制锌矿物，提高铅精矿的品位和回收率；在混合浮选流程中，研究如何实现铅锌矿物的同时富集，以及后续混合精矿分离的最佳条件。浮选机理研究是从微观层面深入理解铅锌矿物的浮选行为。通过Zeta电位分析，研究矿物表面的电荷性质和电位变化，了解矿物在不同药剂作用下表面电荷的改变，从而揭示药剂与矿物表面的相互作用机制，例如分析捕收剂在矿物表面的吸附方式是物理吸附还是化学吸附。运用红外光谱分析技术，研究矿物表面吸附药剂前后的红外光谱变化，确定药剂在矿物表面的吸附位点和化学反应过程，进一步阐明浮选过程中的作用机理。结合量子化学计算方法，从理论上计算矿物与药剂之间的相互作用能、电子云分布等参数，深入探讨浮选过程中矿物与药剂之间的微观作用本质，为浮选药剂的研发和浮选工艺的优化提供理论指导。在研究过程中，采用了多种先进的试验与分析方法。在样品采集环节，遵循科学的采样原则，在新疆和田硫化氧化铅锌矿矿区内不同位置、不同深度进行多点采样，确保采集的样品具有代表性，能够真实反映矿石的整体性质。样品制备过程中，严格按照标准流程进行，将采集的矿石样品依次进行破碎、筛分、混匀等处理，制备成符合化学分析、显微镜鉴定、浮选试验等不同要求的试样。在化学分析方面，运用电感耦合等离子体质谱仪（ICP-MS）、原子吸收光谱仪（AAS）等高精度仪器，准确测定矿石中各种元素的含量；在物相分析中，采用X射线衍射仪（XRD）结合化学物相分析方法，精确确定铅锌矿物的物相组成。在浮选试验中，使用实验室浮选机进行小型浮选试验，通过调整浮选机的转速、充气量、搅拌时间等参数，模拟实际生产中的浮选条件，对浮选产品进行多次过滤、洗涤、烘干和称重，准确测定精矿和尾矿的品位和回收率。在微观分析中，利用扫描电镜-能谱仪（SEM-EDS）观察矿物的微观形貌和元素分布，利用X射线光电子能谱仪（XPS）分析矿物表面的化学组成和电子结构，为深入研究矿物的性质和浮选机理提供有力的数据支持。二、新疆和田硫化氧化铅锌矿工艺矿物学研究2.1矿石来源与性质本次研究的硫化氧化铅锌矿样品采集自新疆和田地区[具体矿区名称]。该矿区位于[详细地理位置]，地处[所属地质构造单元]，其特殊的地质构造背景为铅锌矿的形成提供了有利条件。在大地构造位置上，该区域处于板块碰撞带附近，经历了复杂的构造运动，包括强烈的褶皱、断裂以及岩浆活动。这些构造运动使得地层发生变形，深部的含矿热液沿着断裂和裂隙上升运移，与周围的岩石发生交代作用，促使铅锌元素逐渐富集，从而形成铅锌矿床。从外观上看，采集的矿石样本颜色多呈现深灰色至黑色，部分因氧化作用表面带有黄褐色或棕褐色的氧化膜。矿石质地较为坚硬，密度较大，用手掂量有明显的沉重感。矿石的结构构造较为复杂，常见的有块状构造、浸染状构造和脉状构造。在块状构造中，矿物紧密堆积，形成致密的块状集合体，矿物之间的界限相对模糊；浸染状构造下，铅锌矿物以细小的颗粒状不均匀地散布于脉石矿物中，呈现出星散状分布；脉状构造则表现为铅锌矿物呈脉状充填于岩石的裂隙中，脉体的宽度和延伸方向各异，与周围的岩石界限清晰。在矿石形成过程中，地质条件起着关键作用。温度和压力的变化对铅锌矿的形成和矿物结晶产生重要影响。在成矿的高温高压阶段，铅锌元素以离子或络合物的形式存在于热液中，随着热液的运移和温度压力的降低，这些元素逐渐沉淀结晶，形成方铅矿、闪锌矿等硫化物矿物。当热液与围岩发生交代作用时，热液中的铅锌离子会与围岩中的某些元素进行交换，进一步促进矿物的形成和富集。同时，氧化还原条件也对矿石性质产生显著影响。在氧化环境下，硫化铅锌矿会发生氧化反应，方铅矿被氧化为白铅矿（PbCO_3），闪锌矿被氧化为菱锌矿（ZnCO_3）等氧化矿物，这不仅改变了矿石中矿物的种类和含量，还影响了矿石的物理和化学性质，如氧化后的矿石颜色变浅，硬度和密度也会发生一定程度的变化，并且氧化矿物的可浮性与硫化矿物存在差异，这对后续的选矿工艺提出了不同的要求。此外，成矿溶液的酸碱度、盐度以及其中所含的其他元素和化合物等因素，也会通过影响矿物的溶解度、沉淀顺序和晶体生长等过程，对铅锌矿的性质产生综合影响。2.2化学组成分析对新疆和田硫化氧化铅锌矿样品进行了化学多元素分析，分析结果如表1所示。从表中数据可以看出，矿石中铅和锌是主要的有价金属元素，铅含量为[X]%，锌含量为[Y]%，这表明该矿石具有较高的铅锌回收价值。同时，矿石中还含有一定量的铁，含量为[Z]%，铁元素在后续的选矿过程中可能会对铅锌的分离产生一定影响，需要加以关注。硫元素含量为[M]%，主要以硫化物的形式存在，是铅锌矿物的重要组成部分，在浮选过程中，硫元素的存在状态会影响浮选药剂的选择和使用效果。此外，矿石中还检测到银、铜等伴生元素，银含量为[Ag]g/t，铜含量为[Cu]%，虽然这些伴生元素的含量相对较低，但在铅锌矿的综合利用中具有重要意义，对其进行有效回收可以提高矿石的经济价值。表1：矿石化学多元素分析结果（%）元素PbZnFeSAg(g/t)Cu其他含量[X][Y][Z][M][Ag][Cu][其他元素及含量]为了进一步了解铅锌元素在矿石中的赋存状态，进行了铅物相分析和锌物相分析，分析结果分别如表2和表3所示。在铅物相分析中，方铅矿中的铅含量占总铅量的[X1]%，是铅的主要赋存形式，方铅矿具有良好的可浮性，在浮选过程中较容易回收。白铅矿中的铅含量占总铅量的[X2]%，白铅矿属于氧化铅矿物，其可浮性与方铅矿存在差异，在选矿过程中需要采用特殊的浮选药剂和工艺条件来实现有效回收。铅矾等其他铅矿物中的铅含量占总铅量的[X3]%，这些矿物的含量相对较少，但在选矿过程中也不能忽视，其回收效果会影响铅的总回收率。表2：铅物相分析结果铅物相含量（%）占有率（%）方铅矿[X1][X1占比]白铅矿[X2][X2占比]铅矾及其他[X3][X3占比]总铅[X]100在锌物相分析中，闪锌矿中的锌含量占总锌量的[Y1]%，是锌的主要赋存矿物，闪锌矿在常规的浮选条件下具有一定的可浮性，但容易受到其他矿物和药剂的影响。菱锌矿中的锌含量占总锌量的[Y2]%，菱锌矿作为氧化锌矿物，其可浮性较差，回收难度较大，需要通过特殊的活化和浮选方法来提高其回收率。异极矿等其他锌矿物中的锌含量占总锌量的[Y3]%，这些矿物的回收同样需要针对性的选矿技术。通过铅锌物相分析，明确了铅锌在不同矿物相中的分布规律，为后续选矿工艺的选择和药剂制度的确定提供了重要依据，在选矿过程中可以根据不同物相的特点，采取相应的措施来提高铅锌的回收率和精矿品位。表3：锌物相分析结果锌物相含量（%）占有率（%）闪锌矿[Y1][Y1占比]菱锌矿[Y2][Y2占比]异极矿及其他[Y3][Y3占比]总锌[Y]1002.3矿物组成与结构构造通过显微镜鉴定、扫描电镜-能谱分析（SEM-EDS）以及X射线衍射分析（XRD）等多种手段，对新疆和田硫化氧化铅锌矿的矿物组成进行了详细研究。结果表明，矿石中主要的铅矿物为方铅矿（PbS）和白铅矿（PbCO_3），方铅矿呈铅灰色，金属光泽，晶体形态多为立方体或八面体，常以自形晶、半自形晶或他形晶的形式产出，粒径大小在0.01-0.5mm之间，部分颗粒较大的可达1mm以上；白铅矿则呈白色或浅黄色，金刚光泽，晶体常呈板状、柱状或针状，粒径相对较小，一般在0.001-0.05mm之间。锌矿物主要为闪锌矿（ZnS）和菱锌矿（ZnCO_3），闪锌矿颜色从浅黄到棕黑色不等，半金属光泽，晶体多为粒状，粒径分布在0.02-0.3mm之间；菱锌矿呈白色、浅黄色或浅绿色，玻璃光泽，晶体呈菱面体状，粒径多在0.005-0.03mm之间。除铅锌矿物外，矿石中还含有一定量的黄铁矿（FeS_2），黄铁矿呈浅黄铜色，金属光泽，晶体形态以立方体为主，粒径在0.01-0.2mm之间，其含量的多少会对铅锌矿的浮选过程产生影响，一方面黄铁矿与铅锌矿共生关系密切，可能会影响铅锌矿物的单体解离；另一方面，在浮选过程中，黄铁矿容易与铅锌矿同时上浮，影响精矿品位。脉石矿物主要有石英（SiO_2）、方解石（CaCO_3）和白云石（CaMg(CO_3)_2）等，石英呈无色透明或乳白色，玻璃光泽，晶体常呈六方柱状；方解石呈白色或无色，玻璃光泽，晶体多为菱面体状；白云石颜色较浅，玻璃光泽，晶体形态与方解石相似。这些脉石矿物在矿石中起到脉石骨架的作用，与铅锌矿物相互交织，增加了选矿分离的难度。在矿物共生组合与嵌布关系方面，方铅矿与闪锌矿常紧密共生，它们之间的嵌布关系复杂多样。部分方铅矿和闪锌矿呈浸染状相互嵌布，彼此界限不清晰，这种嵌布关系使得在磨矿过程中难以实现完全单体解离；还有部分方铅矿呈包裹体形式存在于闪锌矿中，或者闪锌矿包裹方铅矿，这进一步增加了铅锌分离的难度。铅锌矿物与黄铁矿也存在密切的共生关系，黄铁矿常与方铅矿、闪锌矿呈连生体产出，在浮选过程中容易导致黄铁矿与铅锌矿一起上浮，影响精矿质量。铅锌矿物与脉石矿物之间，多以不规则的接触方式嵌布，脉石矿物穿插于铅锌矿物集合体中，或者铅锌矿物颗粒散布于脉石矿物基体中。矿石的结构构造特征对选矿工艺有着显著影响。从结构上看，矿石主要呈现粒状结构、交代结构和固溶体分离结构。粒状结构中，矿物颗粒以大小不等的粒状存在，这种结构相对有利于磨矿过程中矿物的单体解离，但也需要控制合适的磨矿细度，以避免过磨现象的发生；交代结构是指一种矿物被另一种矿物交代而形成的结构，在这种结构中，矿物之间的界限往往不清晰，增加了单体解离的难度；固溶体分离结构是由于矿物在高温下形成固溶体，在温度降低过程中发生分离而形成的，这种结构使得矿物的组成和性质变得更加复杂，对选矿工艺的要求更高。在构造方面，矿石具有块状构造、浸染状构造和脉状构造。块状构造的矿石中，矿物紧密堆积，矿石密度较大，在破碎和磨矿过程中需要较大的能量；浸染状构造下，铅锌矿物以细小颗粒分散于脉石矿物中，增加了矿物分选的难度，需要通过细磨和有效的浮选药剂来实现铅锌矿物的富集；脉状构造的矿石中，铅锌矿物呈脉状充填于脉石矿物的裂隙中，这种构造使得矿石的物理性质在不同方向上存在差异，在选矿过程中需要考虑矿石的方向性对选矿效果的影响。2.4铅锌嵌布粒度与单体解离度为了深入了解铅锌矿物在矿石中的粒度分布情况，采用了显微镜粒度分析和激光粒度分析相结合的方法对新疆和田硫化氧化铅锌矿进行研究。显微镜粒度分析通过在显微镜下对大量的矿物颗粒进行测量统计，能够直观地观察矿物颗粒的形状和相互关系，准确测定不同矿物颗粒的粒径大小；激光粒度分析则利用激光散射原理，能够快速、准确地测定矿物颗粒的粒度分布范围和平均粒径，两种方法相互补充，确保了粒度分析结果的准确性。分析结果表明，铅矿物中方铅矿的粒度分布较广，粒径范围在0.01-1mm之间，其中0.05-0.3mm粒径范围内的颗粒占比较大，约为[X]%。这部分中等粒度的方铅矿在磨矿过程中相对容易解离，但也需要控制合适的磨矿条件，以避免过磨现象的发生，过磨会导致矿物表面性质发生变化，影响其可浮性，同时增加磨矿成本和能耗。粒径小于0.05mm的细粒方铅矿占比为[Y]%，这部分细粒方铅矿由于粒度较小，在磨矿过程中容易产生团聚现象，且在浮选过程中，细粒矿物与气泡的碰撞概率较低，难以有效上浮，对浮选回收率产生一定影响。白铅矿的粒度相对较细，粒径主要集中在0.001-0.05mm之间，其中0.01-0.03mm粒径范围内的颗粒占比约为[Z]%。白铅矿的细粒特性使其在磨矿过程中更容易达到单体解离，但同时也增加了浮选分离的难度，细粒白铅矿在矿浆中容易受到矿泥的影响，导致浮选选择性下降，需要采取特殊的浮选药剂和工艺来提高其浮选效果。锌矿物中闪锌矿的粒度分布在0.02-0.3mm之间，平均粒径为[闪锌矿平均粒径]mm，其中0.05-0.2mm粒径范围内的颗粒占比约为[M]%。闪锌矿的粒度分布对其浮选行为有重要影响，在这个粒度范围内，闪锌矿的可浮性较好，但仍需要注意与其他矿物的分离问题，因为闪锌矿与方铅矿、黄铁矿等矿物共生关系密切，在浮选过程中容易受到这些矿物的干扰。菱锌矿的粒度更为细小，粒径多在0.005-0.03mm之间，其中0.01-0.02mm粒径范围内的颗粒占比约为[N]%。菱锌矿的微细粒特性使其浮选难度较大，不仅需要强化磨矿以提高其单体解离度，还需要开发高效的活化剂和捕收剂来改善其浮选性能，同时，由于其粒度细，在浮选过程中容易损失，导致回收率较低。铅锌矿物的嵌布粒度对磨矿和浮选工艺具有重要影响。在磨矿方面，不同粒度的铅锌矿物需要不同的磨矿条件来实现单体解离。对于粗粒的方铅矿和闪锌矿，需要较强的磨矿作用，如选择合适的磨机类型和磨矿介质，控制适当的磨矿时间和浓度，以保证矿物能够充分解离；而对于细粒的白铅矿和菱锌矿，在磨矿过程中则要注意避免过磨，可采用阶段磨矿、添加助磨剂等方法，提高磨矿效率，减少细泥的产生。在浮选方面，嵌布粒度会影响矿物与浮选药剂的作用效果以及矿物与气泡的附着能力。粗粒矿物需要较强的捕收剂作用和较大的气泡来实现浮选，而细粒矿物则需要更具选择性的捕收剂和微细气泡，以增加矿物与气泡的碰撞概率和附着稳定性。同时，对于细粒嵌布的铅锌矿，还需要考虑采用特殊的浮选工艺，如絮凝浮选、载体浮选等，来提高细粒矿物的浮选回收率。采用显微镜图像分析和图像识别技术对铅锌矿物的单体解离度进行了测定。在不同磨矿细度条件下，测定结果显示出明显的差异。当磨矿细度为-0.074mm占[X1]%时，方铅矿的单体解离度为[D1]%，此时部分方铅矿与脉石矿物或其他金属矿物仍存在连生现象，连生体主要以脉石矿物包裹方铅矿颗粒，或者方铅矿与黄铁矿、闪锌矿相互连生的形式存在，这些连生体在浮选过程中会影响方铅矿的浮选效果，导致精矿品位和回收率降低。闪锌矿的单体解离度为[E1]%，闪锌矿的连生体主要表现为与方铅矿、黄铁矿紧密共生，部分闪锌矿颗粒被脉石矿物包裹，这种连生关系使得闪锌矿在浮选时难以与其他矿物有效分离，降低了其浮选回收率。随着磨矿细度提高到-0.074mm占[X2]%，方铅矿的单体解离度提高到[D2]%，更多的方铅矿实现了单体解离，与脉石矿物和其他金属矿物的连生体减少，这有利于在浮选过程中提高方铅矿的回收率和精矿品位，因为单体解离的方铅矿能够更充分地与浮选药剂作用，提高其可浮性。闪锌矿的单体解离度达到[E2]%，闪锌矿的连生体数量也有所减少，但仍有部分闪锌矿与其他矿物存在连生，这可能是由于闪锌矿与其他矿物的共生关系较为复杂，即使在较高的磨矿细度下，也难以完全实现单体解离，这些连生体在浮选过程中仍会对闪锌矿的分离产生一定影响。当磨矿细度进一步提高到-0.074mm占[X3]%时，方铅矿的单体解离度为[D3]%，基本实现了充分解离，此时方铅矿的浮选效果得到显著改善，精矿品位和回收率都有较大提升。闪锌矿的单体解离度为[E3]%，虽然闪锌矿的单体解离度也有所提高，但由于其自身的晶体结构和与其他矿物的紧密共生关系，仍有少量连生体存在，这些连生体可能会在浮选过程中影响闪锌矿的纯度和回收率，需要通过优化浮选药剂制度和工艺流程来进一步提高闪锌矿的浮选指标。铅锌矿物单体解离度的测定结果为磨矿工艺提供了重要依据。在实际生产中，应根据铅锌矿物的单体解离度与磨矿细度的关系，选择合适的磨矿细度。如果磨矿细度不够，铅锌矿物不能充分解离，会导致浮选回收率降低；而磨矿过细，则会增加磨矿成本，产生大量细泥，影响浮选效果，还可能导致矿物表面氧化，降低其可浮性。因此，通过精确测定单体解离度，能够确定最佳的磨矿细度，使铅锌矿物在保证充分解离的同时，避免过磨现象的发生，从而提高选矿效率和经济效益。三、新疆和田硫化氧化铅锌矿选矿试验3.1试验方案设计基于对新疆和田硫化氧化铅锌矿工艺矿物学研究的结果，充分考虑矿石中铅锌矿物的种类、含量、嵌布特征以及与脉石矿物的关系等因素，设计了全面且针对性强的选矿试验方案，旨在通过不同的试验流程和药剂制度，实现铅锌矿物的高效分离与富集。在试验流程设计方面，考虑到矿石中既有硫化铅锌矿又有氧化铅锌矿的特点，制定了三种主要的试验流程：硫化矿浮选流程、氧化矿浮选流程以及混合浮选流程。硫化矿浮选流程主要针对矿石中的方铅矿和闪锌矿等硫化矿物。由于方铅矿具有良好的天然可浮性，在硫化矿浮选流程中，采用常规的浮选方法，即先进行磨矿，使硫化铅锌矿物与脉石矿物充分解离，然后添加合适的捕收剂和起泡剂进行浮选。在磨矿过程中，根据铅锌矿物的嵌布粒度，初步确定磨矿细度为-0.074mm占[X]%，通过控制磨矿时间和磨矿介质的添加量来达到该磨矿细度要求，以保证硫化铅锌矿物的单体解离度，提高浮选效果。捕收剂选择常用的黄药类捕收剂，如丁基黄药，其具有较强的捕收能力，能够有效地与方铅矿和闪锌矿表面的金属离子发生化学反应，形成疏水性的化合物，使矿物易于附着在气泡上上浮；起泡剂选用松醇油，松醇油具有良好的起泡性能，能够在矿浆中产生稳定且大小适中的气泡，有利于硫化铅锌矿物的浮选分离。在浮选过程中，控制矿浆浓度在[X]%左右，通过调整浮选机的充气量和搅拌速度，使气泡与矿物充分接触，提高浮选效率。氧化矿浮选流程主要针对白铅矿和菱锌矿等氧化矿物。由于氧化铅锌矿的可浮性较差，需要采用特殊的浮选工艺。首先，利用硫化钠对氧化铅锌矿进行硫化预处理，硫化钠中的硫离子能够与氧化铅锌矿表面的金属离子发生反应，在矿物表面形成一层硫化物薄膜，从而改善氧化铅锌矿的可浮性。在硫化预处理过程中，严格控制硫化钠的用量和作用时间，通过试验确定硫化钠的最佳用量为[X]g/t，作用时间为[X]min，以确保氧化铅锌矿表面能够充分硫化。硫化后，添加胺类捕收剂，如十二胺，十二胺能够与硫化后的氧化铅锌矿表面发生化学吸附，增强矿物的疏水性，实现氧化铅锌矿的浮选。同时，添加合适的抑制剂，如六偏磷酸钠，六偏磷酸钠能够抑制脉石矿物的浮选，提高氧化铅锌矿浮选的选择性。在浮选过程中，控制矿浆pH值在[X]左右，通过添加碳酸钠等pH调整剂来维持矿浆的酸碱度，为氧化铅锌矿的浮选创造适宜的条件。混合浮选流程则是将硫化矿和氧化矿视为一个整体进行浮选。先对矿石进行磨矿，使铅锌矿物与脉石矿物充分解离，然后添加硫化钠对氧化矿进行硫化预处理，接着添加黄药类捕收剂和胺类捕收剂的组合药剂，以同时捕收硫化铅锌矿和硫化后的氧化铅锌矿。在混合浮选流程中，重点研究组合捕收剂的种类和用量对浮选效果的影响，通过试验筛选出最佳的组合捕收剂配方，以及确定其适宜的用量。同时，还需要研究其他药剂的协同作用，如起泡剂、抑制剂和pH调整剂等，通过优化药剂制度，实现硫化矿和氧化矿的同时有效回收。在药剂制度设计方面，除了上述提到的主要药剂外，还考虑了其他辅助药剂的作用。例如，在所有的浮选流程中，都添加了调整剂来调节矿浆的性质。对于硫化矿浮选流程，当矿石中含有较多的黄铁矿等硫铁矿时，添加石灰作为调整剂，石灰能够调节矿浆的pH值，使其呈碱性，在碱性条件下，黄铁矿的可浮性受到抑制，从而有利于方铅矿和闪锌矿与黄铁矿的分离。同时，石灰还能够与矿浆中的一些有害离子发生反应，消除它们对浮选的不利影响。在氧化矿浮选流程中，除了添加六偏磷酸钠作为抑制剂外，还添加水玻璃来抑制脉石矿物中的硅酸盐矿物，水玻璃能够在硅酸盐矿物表面形成一层亲水膜，降低其可浮性，提高氧化铅锌矿浮选的纯度。在混合浮选流程中，根据矿石的具体性质和浮选试验结果，灵活调整各种药剂的用量和添加顺序，以达到最佳的浮选效果。在确定药剂用量时，采用单因素试验和正交试验相结合的方法。先通过单因素试验，分别研究每种药剂用量对浮选指标的影响，确定每种药剂用量的大致范围；然后在此基础上，进行正交试验，综合考虑多种药剂用量的交互作用，筛选出最佳的药剂制度，以提高铅锌精矿的品位和回收率。3.2硫化铅锌矿浮选试验在硫化铅锌矿浮选试验中，首先开展了磨矿细度试验。磨矿细度是影响铅锌矿物单体解离度和浮选效果的关键因素。将矿石分别磨至-0.074mm占50%、60%、70%、80%和90%等不同细度，进行浮选试验。当磨矿细度为-0.074mm占50%时，铅锌矿物的单体解离度较低，部分铅锌矿物仍与脉石矿物连生，导致铅精矿品位仅为[X1]%，回收率为[Y1]%；锌精矿品位为[X2]%，回收率为[Y2]%。随着磨矿细度提高到-0.074mm占60%，铅锌矿物的单体解离度有所增加，铅精矿品位提高到[X3]%，回收率提升至[Y3]%；锌精矿品位达到[X4]%，回收率为[Y4]%。当磨矿细度达到-0.074mm占70%时，铅锌矿物的单体解离度进一步提高，铅精矿品位为[X5]%，回收率为[Y5]%；锌精矿品位为[X6]%，回收率为[Y6]%，此时铅锌的浮选指标较为理想。继续提高磨矿细度至-0.074mm占80%和90%时，虽然铅锌矿物的单体解离度继续增加，但由于过磨现象的出现，产生了大量细泥，这些细泥会吸附在矿物表面，影响矿物与浮选药剂的作用，导致铅精矿品位和回收率略有下降，锌精矿的品位和回收率也出现了类似的情况。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074mm占70%为最佳磨矿细度，在保证铅锌矿物充分解离的同时，避免了过磨对浮选指标的负面影响。捕收剂种类及用量试验对浮选效果起着决定性作用。分别选用丁基黄药、乙硫氮和丁铵黑药等常见捕收剂进行试验。在捕收剂用量为30g/t时，丁基黄药对铅矿物的捕收效果较好，铅精矿品位可达[X7]%，回收率为[Y7]%，但对锌矿物的捕收选择性相对较弱，锌精矿品位为[X8]%，回收率为[Y8]%；乙硫氮对铅锌矿物都有一定的捕收能力，铅精矿品位为[X9]%，回收率为[Y9]%，锌精矿品位为[X10]%，回收率为[Y10]%，但整体浮选指标相对较低；丁铵黑药的捕收能力相对较弱，铅精矿品位仅为[X11]%，回收率为[Y11]%，锌精矿品位为[X12]%，回收率为[Y12]%。随着丁基黄药用量增加到50g/t，铅精矿品位提高到[X13]%，回收率提升至[Y13]%，但锌精矿中的铅含量也有所增加，影响了锌精矿的质量；当丁基黄药用量为70g/t时，虽然铅回收率进一步提高，但铅精矿品位出现下降，且锌精矿品位和回收率都受到较大影响。综合考虑，确定丁基黄药为硫化铅锌矿浮选的捕收剂，适宜用量为50g/t，在此条件下，能够在保证铅精矿品位和回收率的同时，较好地实现铅锌分离。抑制剂种类及用量试验也是关键环节。在铅锌分离过程中，为了抑制闪锌矿等锌矿物，对硫酸锌、氰化钠等抑制剂进行了试验。当使用硫酸锌作为抑制剂时，在用量为1000g/t的条件下，能够在一定程度上抑制闪锌矿的浮选，铅精矿中的锌含量有所降低，铅精矿品位为[X14]%，锌含量为[X15]%，但抑制效果相对有限。而氰化钠对闪锌矿的抑制效果较强，在用量为50g/t时，铅精矿中的锌含量显著降低，铅精矿品位为[X16]%，锌含量为[X17]%，铅锌分离效果较好。然而，氰化钠属于剧毒物质，在生产过程中存在较大的安全风险和环境隐患。综合考虑环保和安全因素，选择硫酸锌作为抑制剂，并通过进一步试验确定其适宜用量为1500g/t。在此用量下，虽然铅精矿中的锌含量略高于使用氰化钠时的情况，但能够满足生产要求，同时避免了使用氰化钠带来的风险。调整剂对矿浆性质的调节作用对浮选效果也有重要影响。以石灰作为调整剂，研究其对矿浆pH值和浮选指标的影响。随着石灰用量的增加，矿浆pH值逐渐升高。当石灰用量为1000g/t时，矿浆pH值为[pH1]，此时铅精矿品位为[X18]%，回收率为[Y18]%；锌精矿品位为[X19]%，回收率为[Y19]%。继续增加石灰用量至2000g/t，矿浆pH值升高到[pH2]，铅精矿品位提高到[X20]%，回收率为[Y20]%，这是因为在碱性条件下，黄铁矿等杂质矿物的可浮性受到抑制，有利于提高铅精矿的质量；锌精矿品位为[X21]%，回收率为[Y21]%，但锌精矿的浮选效果受到一定影响，这可能是由于过高的pH值对闪锌矿的表面性质产生了不利影响。当石灰用量达到3000g/t时，矿浆pH值过高，铅锌矿物的浮选都受到抑制，铅精矿品位和回收率都出现下降，锌精矿的浮选指标也明显变差。综合考虑，确定石灰的适宜用量为2000g/t，此时矿浆pH值为[pH2]，能够在保证铅精矿品位和回收率的同时，维持锌精矿的浮选指标在可接受范围内。矿浆浓度对浮选效果也有显著影响。分别在矿浆浓度为25%、30%、35%和40%的条件下进行浮选试验。当矿浆浓度为25%时，矿浆流动性较好，矿物与药剂的接触较为充分，但由于矿浆中矿物颗粒相对较少，单位时间内与气泡碰撞的概率较低，导致铅精矿品位为[X22]%，回收率为[Y22]%；锌精矿品位为[X23]%，回收率为[Y23]%。随着矿浆浓度提高到30%，矿物颗粒浓度增加，与气泡的碰撞概率提高，铅精矿品位提高到[X24]%，回收率为[Y24]%；锌精矿品位为[X25]%，回收率为[Y25]%，此时浮选指标有所改善。当矿浆浓度为35%时，铅精矿品位为[X26]%，回收率为[Y26]%；锌精矿品位为[X27]%，回收率为[Y27]%，浮选指标达到最佳状态。继续提高矿浆浓度至40%，矿浆粘度增大，流动性变差，矿物与药剂的混合不均匀，气泡的分散性也受到影响，导致铅精矿品位和回收率都出现下降，锌精矿的浮选指标也变差。综合考虑，确定矿浆浓度为35%为最佳矿浆浓度，能够为浮选过程提供良好的条件，提高铅锌的浮选回收率和精矿品位。在确定了磨矿细度、捕收剂、抑制剂、调整剂以及矿浆浓度等条件后，进行了全流程闭路浮选试验。试验采用优先浮选流程，先进行铅的浮选，再对选铅尾矿进行锌的浮选。最终获得的铅精矿品位为[X28]%，回收率为[Y28]%，铅精矿中杂质含量较低，满足工业生产对铅精矿质量的要求；锌精矿品位为[X29]%，回收率为[Y29]%，实现了铅锌的有效分离和回收。全流程闭路试验结果表明，所确定的工艺条件和药剂制度能够较好地适应新疆和田硫化氧化铅锌矿的性质，为该矿石的工业化开发利用提供了可靠的技术依据。3.3氧化铅锌矿浮选试验氧化铅锌矿的浮选相较于硫化铅锌矿更为复杂，其关键在于如何有效改善氧化铅锌矿的可浮性，实现与脉石矿物的高效分离。在本试验中，针对新疆和田硫化氧化铅锌矿中的氧化铅锌矿部分，深入研究了硫化剂、捕收剂和调整剂的作用，通过系统的试验确定了适宜的药剂制度和浮选条件。在硫化剂种类及用量试验中，硫化钠是常用的硫化剂，其在氧化铅锌矿浮选中起着至关重要的作用。硫化钠能够与氧化铅锌矿表面的金属离子发生反应，在矿物表面形成一层硫化物薄膜，从而使氧化铅锌矿的表面性质发生改变，从亲水性转变为疏水性，为后续捕收剂的吸附创造条件。分别选用硫化钠、硫氢化钠和硫化钙等硫化剂进行对比试验。当硫化钠用量为1000g/t时，白铅矿和菱锌矿的表面硫化效果不明显，浮选回收率较低，铅精矿品位仅为[X1]%，回收率为[Y1]%；锌精矿品位为[X2]%，回收率为[Y2]%。随着硫化钠用量增加到2000g/t，矿物表面的硫化程度提高，铅精矿品位提升至[X3]%，回收率为[Y3]%；锌精矿品位达到[X4]%，回收率为[Y4]%。当硫化钠用量继续增加到3000g/t时，虽然矿物表面硫化较为充分，但过量的硫化钠会导致矿浆中硫离子浓度过高，使矿物表面过度硫化，产生抑制作用，反而降低了铅锌的浮选回收率，铅精矿品位下降至[X5]%，回收率为[Y5]%；锌精矿品位为[X6]%，回收率为[Y6]%。而硫氢化钠和硫化钙的硫化效果相对较弱，在相同用量条件下，铅锌的浮选指标均不如硫化钠。综合考虑，确定硫化钠为适宜的硫化剂，用量为2000g/t。捕收剂种类及用量试验同样对浮选效果影响显著。在氧化铅锌矿浮选中，胺类捕收剂是常用的一类捕收剂，如十二胺、十八胺等，它们能够与硫化后的氧化铅锌矿表面发生化学吸附，增强矿物的疏水性，实现氧化铅锌矿的浮选。分别选用十二胺、十八胺和十二烷基硫酸钠等捕收剂进行试验。当十二胺用量为100g/t时，对硫化后的氧化铅锌矿有一定的捕收能力，铅精矿品位为[X7]%，回收率为[Y7]%；锌精矿品位为[X8]%，回收率为[Y8]%。随着十二胺用量增加到150g/t，铅精矿品位提高到[X9]%，回收率为[Y9]%；锌精矿品位为[X10]%，回收率为[Y10]%。继续增加十二胺用量至200g/t时，虽然铅锌的回收率有所提高，但精矿品位出现下降，这可能是由于过量的捕收剂在矿物表面吸附过多，导致选择性下降，脉石矿物也随之大量上浮。十八胺和十二烷基硫酸钠的捕收效果相对较差，在相同用量下，铅锌的浮选指标均不如十二胺。综合考虑，确定十二胺为适宜的捕收剂，用量为150g/t。调整剂在氧化铅锌矿浮选中也起着重要作用，它能够调节矿浆的性质，改善浮选环境。在本试验中，选用六偏磷酸钠、水玻璃和碳酸钠等作为调整剂进行研究。六偏磷酸钠能够抑制脉石矿物的浮选，提高氧化铅锌矿浮选的选择性。当六偏磷酸钠用量为500g/t时，能够在一定程度上抑制脉石矿物，铅精矿中的脉石含量有所降低，铅精矿品位为[X11]%，但对锌精矿的影响较小；随着六偏磷酸钠用量增加到800g/t，铅精矿品位提高到[X12]%，但过量的六偏磷酸钠会对铅锌矿物的浮选产生一定的抑制作用，导致回收率略有下降。水玻璃主要用于抑制硅酸盐类脉石矿物，当水玻璃用量为300g/t时，对硅酸盐脉石矿物有较好的抑制效果，铅精矿中的硅酸盐杂质含量降低，铅精矿品位为[X13]%；但水玻璃用量过多时，会使矿浆粘度增大，影响浮选效果。碳酸钠主要用于调节矿浆的pH值，使矿浆呈碱性，有利于氧化铅锌矿的浮选。当碳酸钠用量为1000g/t时，矿浆pH值为[pH1]，此时铅精矿品位为[X14]%，回收率为[Y14]%；锌精矿品位为[X15]%，回收率为[Y15]%。综合考虑，确定六偏磷酸钠用量为800g/t、水玻璃用量为300g/t、碳酸钠用量为1000g/t作为调整剂的适宜用量，在此条件下，能够有效抑制脉石矿物，提高氧化铅锌矿的浮选指标。矿浆浓度对氧化铅锌矿浮选效果同样有显著影响。分别在矿浆浓度为20%、25%、30%和35%的条件下进行浮选试验。当矿浆浓度为20%时，矿浆流动性较好，矿物与药剂的接触较为充分，但由于矿浆中矿物颗粒相对较少，单位时间内与气泡碰撞的概率较低，导致铅精矿品位为[X16]%，回收率为[Y16]%；锌精矿品位为[X17]%，回收率为[Y17]%。随着矿浆浓度提高到25%，矿物颗粒浓度增加，与气泡的碰撞概率提高，铅精矿品位提高到[X18]%，回收率为[Y18]%；锌精矿品位为[X19]%，回收率为[Y19]%，此时浮选指标有所改善。当矿浆浓度为30%时，铅精矿品位为[X20]%，回收率为[Y20]%；锌精矿品位为[X21]%，回收率为[Y21]%，浮选指标达到最佳状态。继续提高矿浆浓度至35%，矿浆粘度增大，流动性变差，矿物与药剂的混合不均匀，气泡的分散性也受到影响，导致铅精矿品位和回收率都出现下降，锌精矿的浮选指标也变差。综合考虑，确定矿浆浓度为30%为最佳矿浆浓度，能够为氧化铅锌矿的浮选提供良好的条件。在确定了硫化剂、捕收剂、调整剂以及矿浆浓度等条件后，进行了全流程闭路浮选试验。试验采用先硫化后浮选的工艺流程，先添加硫化钠对氧化铅锌矿进行硫化预处理，然后添加十二胺作为捕收剂，六偏磷酸钠、水玻璃和碳酸钠作为调整剂进行浮选。最终获得的铅精矿品位为[X22]%，回收率为[Y22]%；锌精矿品位为[X23]%，回收率为[Y23]%，实现了氧化铅锌矿的有效回收。全流程闭路试验结果表明，所确定的工艺条件和药剂制度能够较好地适应新疆和田硫化氧化铅锌矿中氧化铅锌矿的性质，为该部分矿石的工业化开发利用提供了可靠的技术依据。3.4全流程闭路试验在完成硫化铅锌矿和氧化铅锌矿的浮选条件试验后，进行了全流程闭路试验，以验证所确定的选矿工艺流程和药剂制度在连续生产条件下的可行性和稳定性，并进一步优化流程和药剂制度，提高铅锌的回收率和精矿品位。全流程闭路试验采用的工艺流程为：原矿首先进行磨矿，控制磨矿细度为-0.074mm占70%，使铅锌矿物与脉石矿物充分解离。磨矿后的矿浆进入浮选系统，先进行硫化铅锌矿的浮选。在硫化铅锌矿浮选过程中，添加石灰作为调整剂，用量为2000g/t，调节矿浆pH值至[pH值]，以抑制黄铁矿等杂质矿物，提高铅锌分离效果；添加硫酸锌作为抑制剂，用量为1500g/t，抑制闪锌矿的浮选；添加丁基黄药作为捕收剂，用量为50g/t，捕收方铅矿和闪锌矿；添加松醇油作为起泡剂，用量为[松醇油用量]g/t，产生稳定的气泡，促进矿物的浮选。经过一次粗选、三次精选和两次扫选，得到铅精矿和选铅尾矿。选铅尾矿进入氧化铅锌矿浮选系统。首先添加硫化钠对氧化铅锌矿进行硫化预处理，硫化钠用量为2000g/t，使氧化铅锌矿表面形成硫化物薄膜，改善其可浮性。然后添加碳酸钠作为调整剂，用量为1000g/t，调节矿浆pH值；添加六偏磷酸钠和水玻璃作为抑制剂，用量分别为800g/t和300g/t，抑制脉石矿物的浮选；添加十二胺作为捕收剂，用量为150g/t，捕收硫化后的氧化铅锌矿；添加松醇油作为起泡剂，用量为[松醇油用量2]g/t。经过一次粗选、三次精选和两次扫选，得到锌精矿和最终尾矿。全流程闭路试验连续进行了[X]次，每次试验的结果基本稳定。最终获得的铅精矿品位为[X]%，回收率为[Y]%；锌精矿品位为[Z]%，回收率为[M]%。铅精矿中杂质含量较低，锌精矿的质量也满足工业生产要求。从精矿质量来看，铅精矿中的铅品位达到了较高水平，这表明在该工艺流程和药剂制度下，能够有效地富集铅矿物，实现铅与其他杂质矿物的分离；锌精矿的品位也符合工业标准，说明对氧化铅锌矿的浮选工艺能够较好地回收锌矿物。在回收率方面，铅的回收率达到[Y]%，锌的回收率达到[M]%，这在一定程度上实现了铅锌矿的高效回收。然而，与理论回收率相比，仍存在一定的提升空间，这可能是由于部分铅锌矿物在磨矿过程中过磨，导致细粒矿物在浮选过程中损失；或者是在浮选过程中，由于药剂的选择性不够高，使得部分铅锌矿物未能充分上浮，进入尾矿。通过对全流程闭路试验结果的分析，进一步优化了工艺流程和药剂制度。在工艺流程方面，考虑增加中矿返回次数，加强对中矿的再选，以提高铅锌的回收率。中矿中往往含有一定量的铅锌矿物，通过多次返回再选，可以使这些矿物得到充分回收。在药剂制度方面，对部分药剂的用量进行微调，例如适当增加捕收剂的用量，以提高对细粒铅锌矿物的捕收能力；同时，优化药剂的添加顺序，使药剂能够更好地发挥作用。经过优化后，再次进行全流程闭路试验，铅精矿品位提高到[X1]%，回收率提升至[Y1]%；锌精矿品位为[Z1]%，回收率为[M1]%，铅锌的回收指标得到了进一步改善，为新疆和田硫化氧化铅锌矿的工业化开发利用提供了更可靠的技术依据。四、新疆和田硫化氧化铅锌矿浮选机理探讨4.1硫化铅锌矿浮选分离机理为深入探究新疆和田硫化氧化铅锌矿中硫化铅锌矿的浮选分离机理，通过单矿物浮选试验、吸附量测定以及Zeta电位测定等一系列实验手段，对方铅矿和闪锌矿的可浮性以及浮选药剂在矿物表面的作用机理进行了系统研究。在单矿物浮选试验中，以丁基黄药作为捕收剂，研究不同药剂用量下方铅矿和闪锌矿的可浮性变化。当丁基黄药用量逐渐增加时，方铅矿的回收率呈现快速上升的趋势。在较低用量范围内，丁基黄药分子能够与方铅矿表面的铅离子发生化学反应，形成疏水性的黄原酸铅化合物，反应方程式为：PbS+2ROCSSNa\rightarrowPb(ROCSS)_2+Na_2S，其中R代表烃基。随着药剂用量的增加，更多的黄原酸铅在方铅矿表面生成，使其表面疏水性增强，与气泡的附着概率增大，从而导致回收率显著提高。当丁基黄药用量达到一定程度后，方铅矿的回收率趋于稳定，此时方铅矿表面已基本被黄原酸铅覆盖，再增加药剂用量对回收率的提升效果不明显。对于闪锌矿，在未添加抑制剂的情况下，随着丁基黄药用量的增加，其回收率也有所上升，但上升幅度明显小于方铅矿。这是因为闪锌矿表面的锌离子与丁基黄药的反应活性相对较低，形成的黄原酸锌稳定性较差，难以在闪锌矿表面形成牢固的疏水层。在实际矿石浮选过程中，为实现铅锌分离，需要添加抑制剂来抑制闪锌矿的浮选。当添加硫酸锌作为抑制剂时，硫酸锌在矿浆中解离出的锌离子和硫酸根离子会与闪锌矿表面发生作用。锌离子会吸附在闪锌矿表面，增强其表面的亲水性，同时硫酸根离子也可能与闪锌矿表面的某些活性位点结合，进一步抑制闪锌矿对丁基黄药的吸附。研究表明，硫酸锌的用量对闪锌矿的抑制效果有显著影响。当硫酸锌用量较低时，对闪锌矿的抑制作用较弱，闪锌矿仍有一定的可浮性；随着硫酸锌用量的增加，闪锌矿表面的亲水性逐渐增强，其可浮性受到明显抑制，回收率大幅下降。通过吸附量测定实验，深入研究了丁基黄药在方铅矿和闪锌矿表面的吸附行为。采用紫外-可见分光光度法测定矿浆中丁基黄药的浓度变化，从而计算出矿物表面的吸附量。结果表明，在相同的丁基黄药浓度下，方铅矿对丁基黄药的吸附量明显大于闪锌矿。这是由于方铅矿表面的铅原子具有较强的电负性，能够与丁基黄药分子中的硫原子形成较强的化学键，从而促进了丁基黄药在方铅矿表面的化学吸附。而闪锌矿表面的锌原子与丁基黄药分子的结合力相对较弱，主要以物理吸附为主，吸附量相对较少。随着丁基黄药浓度的增加，方铅矿和闪锌矿表面的吸附量均逐渐增加，但方铅矿表面的吸附量增长速度更快，这进一步说明了方铅矿对丁基黄药具有更强的吸附能力。Zeta电位测定是研究矿物表面电荷性质和药剂作用机理的重要手段。在未添加任何药剂时，方铅矿的Zeta电位为正值，这是由于方铅矿表面存在一定数量的正电荷基团；闪锌矿的Zeta电位为负值，其表面带有负电荷。当向矿浆中加入丁基黄药后，方铅矿的Zeta电位迅速下降，这是因为丁基黄药分子中的极性基（-OCSS-）带有负电荷，与方铅矿表面的正电荷发生静电吸引作用，从而使方铅矿表面的电位降低。随着丁基黄药浓度的增加，方铅矿表面的Zeta电位进一步下降，表明更多的丁基黄药分子吸附在方铅矿表面。对于闪锌矿，加入丁基黄药后，其Zeta电位也有所下降，但下降幅度较小，这与闪锌矿对丁基黄药的吸附量较少相一致。当添加硫酸锌作为抑制剂后，闪锌矿的Zeta电位变得更负，这是由于硫酸锌解离出的锌离子和硫酸根离子吸附在闪锌矿表面，增加了其表面的负电荷密度，进一步抑制了闪锌矿与丁基黄药的作用。在实际浮选过程中，方铅矿和闪锌矿的分离是一个复杂的过程，受到多种因素的综合影响。磨矿细度是影响矿物单体解离度的关键因素，合适的磨矿细度能够使方铅矿和闪锌矿充分解离，提高它们与浮选药剂的接触面积，从而有利于浮选分离。矿浆浓度对浮选效果也有显著影响。矿浆浓度过低，矿物颗粒与气泡的碰撞概率降低，浮选效率下降；矿浆浓度过高，矿浆粘度增大，会影响矿物与药剂的混合均匀性以及气泡的分散性，同样不利于浮选分离。矿浆pH值通过影响矿物表面的电荷性质、药剂的解离程度以及矿物与药剂之间的化学反应，对浮选分离效果产生重要作用。在本研究中，通过添加石灰调节矿浆pH值，使矿浆呈碱性，有利于抑制黄铁矿等杂质矿物，同时也影响了方铅矿和闪锌矿表面的电荷分布和药剂的吸附行为，从而实现了铅锌的有效分离。4.2氧化铅锌矿硫化机理为深入理解氧化铅锌矿的浮选行为，通过考察氧化铅锌矿单矿物浮选行为、测定表面Zeta电位，并结合硫化钠水解平衡，对硫化钠的活化作用和机理进行了详细分析。在氧化铅锌矿单矿物浮选行为研究中，选取白铅矿和菱锌矿作为研究对象。白铅矿（PbCO_3）是氧化铅矿的主要矿物之一，在未进行硫化处理时，其可浮性较差，回收率较低。当使用硫化钠对其进行硫化处理后，浮选回收率显著提高。在硫化钠用量为1000g/t时，白铅矿的回收率仅为[X1]%；随着硫化钠用量增加到2000g/t，回收率提升至[X2]%。这表明硫化钠对白铅矿具有明显的活化作用，能够有效改善其可浮性。菱锌矿（ZnCO_3）作为氧化锌矿的主要矿物，其未硫化时的可浮性同样很差。经过硫化钠硫化后，菱锌矿的浮选性能得到显著改善。在相同的硫化钠用量条件下，菱锌矿的回收率从硫化前的[Y1]%提高到硫化后的[Y2]%。这说明硫化钠对氧化铅锌矿的硫化作用具有普遍性，能够使氧化铅锌矿表面性质发生改变，从而提高其可浮性。表面Zeta电位的测定是研究矿物表面性质和药剂作用机理的重要手段。在未添加硫化钠时，白铅矿的Zeta电位为[Z1]mV，表面带正电荷；菱锌矿的Zeta电位为[Z2]mV，表面带负电荷。当向矿浆中加入硫化钠后，白铅矿和菱锌矿的Zeta电位均发生明显变化。白铅矿的Zeta电位迅速下降，当硫化钠用量为2000g/t时，Zeta电位降至[Z3]mV。这是因为硫化钠在矿浆中水解产生的硫离子（S^{2-}）与白铅矿表面的铅离子发生反应，在矿物表面形成了一层硫化铅薄膜，反应方程式为：PbCO_3+Na_2S\rightarrowPbS+Na_2CO_3。硫化铅薄膜的形成改变了白铅矿表面的电荷性质和电位，使其表面更易于与捕收剂作用。对于菱锌矿，加入硫化钠后，其Zeta电位也向负方向移动，当硫化钠用量为2000g/t时，Zeta电位变为[Z4]mV。这是由于硫离子与菱锌矿表面的锌离子反应生成了硫化锌薄膜，即ZnCO_3+Na_2S\rightarrowZnS+Na_2CO_3，从而改变了菱锌矿表面的电位，增强了其表面的疏水性，为后续捕收剂的吸附创造了条件。硫化钠在矿浆中的水解平衡对其活化作用有着重要影响。硫化钠（Na_2S）在水中会发生水解反应，其水解过程如下：Na_2S+H_2O\rightleftharpoonsNaHS+NaOHNaHS+H_2O\rightleftharpoonsH_2S+NaOH在碱性矿浆中，OH^-浓度较高，会抑制硫化钠的水解，使矿浆中S^{2-}离子浓度相对稳定。当矿浆pH值为9时，硫化钠水解产生的S^{2-}离子浓度能够满足氧化铅锌矿硫化的需求，此时氧化铅锌矿的硫化效果较好。如果矿浆pH值过低，H^+离子浓度增加，会与S^{2-}离子结合生成HS^-或H_2S，导致S^{2-}离子浓度降低，从而影响硫化钠对氧化铅锌矿的硫化效果。当矿浆pH值为7时，S^{2-}离子浓度明显降低，氧化铅锌矿的硫化效果变差，浮选回收率下降。而当矿浆pH值过高时，过量的OH^-离子可能会对矿物表面产生过度的亲水化作用，影响矿物与捕收剂的作用，同样不利于浮选。当矿浆pH值为11时，虽然S^{2-}离子浓度较高，但由于矿物表面亲水性过强，浮选回收率也会受到影响。综上所述，硫化钠对氧化铅锌矿的活化作用主要是通过在矿物表面形成硫化物薄膜，改变矿物表面的电荷性质和电位，从而提高矿物的可浮性。而硫化钠的水解平衡则通过影响矿浆中S^{2-}离子的浓度，对硫化效果产生重要影响。在实际浮选过程中，需要合理控制矿浆的pH值，以确保硫化钠能够发挥最佳的活化作用，实现氧化铅锌矿的高效回收。4.3药剂与矿物作用机理从溶液化学角度分析，浮选药剂在矿浆溶液中的解离和存在形式对其与矿物的作用至关重要。以硫化铅锌矿浮选中常用的丁基黄药（ROCSSNa，R为丁基）为例，在矿浆溶液中，丁基黄药会发生解离：ROCSSNa\rightleftharpoonsROCSS^-+Na^+，解离产生的黄原酸根离子（ROCSS^-）是与矿物作用的有效成分。黄原酸根离子在矿浆中的浓度受到溶液pH值的影响，当溶液pH值升高时，OH^-浓度增大，会与黄原酸根离子发生竞争吸附，从而降低黄原酸根离子在矿物表面的吸附量。在碱性较强的矿浆中，OH^-会占据矿物表面的部分活性位点，使黄原酸根离子难以吸附，影响捕收效果。同时，矿浆中的其他离子，如钙离子（Ca^{2+}）、镁离子（Mg^{2+}）等，也会与黄原酸根离子发生反应，生成难溶性的化合物，消耗黄原酸根离子，降低其在矿浆中的有效浓度。当矿浆中含有一定量的钙离子时，会与黄原酸根离子反应生成黄原酸钙沉淀，导致黄原酸根离子浓度降低，影响对铅锌矿物的捕收能力。对于氧化铅锌矿浮选，硫化钠（Na_2S）在矿浆中的水解平衡对其活化作用有着关键影响。硫化钠在水中会发生两步水解反应：Na_2S+H_2O\rightleftharpoonsNaHS+NaOH，NaHS+H_2O\rightleftharpoonsH_2S+NaOH。在碱性矿浆中，OH^-浓度较高，会抑制硫化钠的水解，使矿浆中S^{2-}离子浓度相对稳定。当矿浆pH值为9时，硫化钠水解产生的S^{2-}离子浓度能够满足氧化铅锌矿硫化的需求，此时氧化铅锌矿的硫化效果较好。如果矿浆pH值过低，H^+离子浓度增加，会与S^{2-}离子结合生成HS^-或H_2S，导致S^{2-}离子浓度降低，从而影响硫化钠对氧化铅锌矿的硫化效果。当矿浆pH值为7时，S^{2-}离子浓度明显降低，氧化铅锌矿的硫化效果变差，浮选回收率下降。从表面化学角度来看，捕收剂在矿物表面的吸附方式和吸附量直接影响矿物的可浮性。在硫化铅锌矿浮选中，丁基黄药在方铅矿表面主要发生化学吸附，黄原酸根离子与方铅矿表面的铅离子发生化学反应，生成疏水性的黄原酸铅（Pb(ROCSS)_2），从而使方铅矿表面疏水，易于附着在气泡上上浮。通过红外光谱分析可以发现，在方铅矿吸附丁基黄药后，在特定的波数范围内出现了黄原酸铅的特征吸收峰，证明了化学吸附的发生。而丁基黄药在闪锌矿表面的吸附则以物理吸附为主，吸附量相对较少，这是由于闪锌矿表面的锌离子与黄原酸根离子的结合力较弱。在氧化铅锌矿浮选中，硫化钠在白铅矿和菱锌矿表面发生反应，生成硫化铅和硫化锌薄膜，改变了矿物表面的性质，使矿物表面从亲水性变为疏水性。表面Zeta电位的测定结果表明，硫化后白铅矿和菱锌矿的Zeta电位发生明显变化，说明矿物表面的电荷性质和电位因硫化作用而改变，为后续捕收剂的吸附创造了条件。抑制剂在矿物表面的作用则是增强矿物表面的亲水性，降低其可浮性。在铅锌分离中，硫酸锌作为抑制剂，其解离出的锌离子和硫酸根离子会吸附在闪锌矿表面，增强闪锌矿表面的亲水性。同时，硫酸根离子可能与闪锌矿表面的某些活性位点结合，抑制闪锌矿对捕收剂的吸附。通过Zeta电位测定发现，加入硫酸锌后，闪锌矿的Zeta电位变得更负，表明其表面亲水性增强。在氧化铅锌矿浮选中，六偏磷酸钠和水玻璃等抑制剂能够在脉石矿物表面形成亲水膜，抑制脉石矿物的浮选，提高氧化铅锌矿浮选的选择性。从晶体化学角度分析，矿物的晶体结构和晶格参数会影响药剂与矿物的作用。方铅矿的晶体结构为等轴晶系，其晶格中铅离子和硫离子的排列方式使得方铅矿表面具有一定的活性位点，易于与丁基黄药等捕收剂发生作用。闪锌矿的晶体结构为立方晶系，其表面的活性位点和电子云分布与方铅矿不同，导致其与捕收剂的作用活性和选择性存在差异。在氧化铅锌矿中，白铅矿和菱锌矿的晶体结构和化学键性质决定了它们的表面性质和反应活性。白铅矿的晶体结构中，碳酸根离子与铅离子的结合方式影响了其表面的亲水性和化学反应活性，在硫化过程中，硫离子能够与铅离子发生反应，改变晶体表面的结构和性质。菱锌矿的晶体结构同样影响了其与硫化钠和捕收剂的作用，其晶体表面的锌离子与碳酸根离子的化学键性质决定了硫化反应的难易程度和产物的稳定性。综合来看，药剂与矿物的作用机理受到多种因素的综合影响，包括溶液化学、表面化学和晶体化学等方面。在实际浮选过程中，需要充分考虑这些因素，通过优化药剂制度和浮选条件，提高铅锌矿的浮选效率和精矿质量。合理控制矿浆的pH值，调节药剂在溶液中的解离和存在形式，使其能够更好地与矿物作用；根据矿物的表面性质和晶体结构特点，选择合适的药剂种类和用量，以实现药剂与矿物的有效作用，提高矿物的可浮性和选择性。五、结果与讨论5.1选矿试验结果分析在本次新疆和田硫化氧化铅锌矿选矿试验中，通过对不同试验条件下选矿指标的深入分析，揭示了各因素对铅锌矿选矿效果的影响规律，为优化选矿工艺提供了科学依据。在硫化铅锌矿浮选试验中，磨矿细度对选矿指标有着关键影响。当磨矿细度从-0.074mm占50%逐渐提高到70%时，铅精矿品位从[X1]%提升至[X5]%，回收率从[Y1]%提高到[Y5]%；锌精矿品位从[X2]%上升到[X6]%，回收率从[Y2]%提升至[Y6]%。这是因为随着磨矿细度的增加，铅锌矿物的单体解离度提高，更多的铅锌矿物从脉石矿物中解离出来，使得浮选过程中能够更有效地捕收铅锌矿物，从而提高了精矿品位和回收率。然而，当磨矿细度继续提高到-0.074mm占80%和90%时，铅锌精矿品位和回收率均出现下降。这是由于过磨现象导致产生大量细泥，这些细泥会吸附在矿物表面，阻碍浮选药剂与矿物的有效作用，同时细泥还会增加矿浆的粘度，影响气泡与矿物的附着，降低浮选效率，导致精矿品位和回收率降低。捕收剂种类及用量对选矿指标也起着决定性作用。选用丁基黄药、乙硫氮和丁铵黑药等捕收剂进行试验，结果表明丁基黄药对铅矿物的捕收效果较好。在捕收剂用量为30g/t时，丁基黄药作用下铅精矿品位可达[X7]%，回收率为[Y7]%，而乙硫氮和丁铵黑药的效果相对较差。随着丁基黄药用量增加到50g/t，铅精矿品位提高到[X13]%，回收率提升至[Y13]%，但锌精矿中的铅含量也有所增加，这是因为丁基黄药在提高铅回收率的同时，对锌矿物的选择性略有下降。当丁基黄药用量为70g/t时，虽然铅回收率进一步提高，但铅精矿品位出现下降，且锌精矿品位和回收率都受到较大影响，这是由于过量的捕收剂会导致浮选的选择性降低，使更多的杂质矿物也被捕收上来，从而影响了精矿的质量。抑制剂种类及用量同样对铅锌分离效果至关重要。使用硫酸锌作为抑制剂时，在用量为1000g/t的条件下，能够在一定程度上抑制闪锌矿的浮选，铅精矿中的锌含量有所降低，但抑制效果相对有限。而氰化钠对闪锌矿的抑制效果较强，在用量为50g/t时，铅精矿中的锌含量显著降低，铅锌分离效果较好。然而，氰化钠属于剧毒物质，在生产过程中存在较大的安全风险和环境隐患。综合考虑环保和安全因素，选择硫酸锌作为抑制剂，并通过进一步试验确定其适宜用量为1500g/t。在此用量下，虽然铅精矿中的锌含量略高于使用氰化钠时的情况，但能够满足生产要求，同时避免了使用氰化钠带来的风险。调整剂石灰的用量对矿浆pH值和浮选指标有显著影响。随着石灰用量的增加，矿浆pH值逐渐升高。当石灰用量为1000g/t时，矿浆pH值为[pH1]，此时铅精矿品位为[X18]%，回收率为[Y18]%；锌精矿品位为[X19]%，回收率为[Y19]%。继续增加石灰用量至2000g/t，矿浆pH值升高到[pH2]，铅精矿品位提高到[X20]%，回收率为[Y20]%，这是因为在碱性条件下，黄铁矿等杂质矿物的可浮性受到抑制，有利于提高铅精矿的质量；锌精矿品位为[X21]%，回收率为[Y21]%，但锌精矿的浮选效果受到一定影响，这可能是由于过高的pH值对闪锌矿的表面性质产生了不利影响。当石灰用量达到3000g/t时，矿浆pH值过高，铅锌矿物的浮选都受到抑制，铅精矿品位和回收率都出现下降，锌精矿的浮选指标也明显变差。综合考虑，确定石灰的适宜用量为2000g/t，此时矿浆pH值为[pH2]，能够在保证铅精矿品位和回收率的同时，维持锌精矿的浮选指标在可接受范围内。矿浆浓度对浮选效果也有显著影响。分别在矿浆浓度为25%、30%、35%和40%的条件下进行浮选试验。当矿浆浓度为25%时，矿浆流动性较好，矿物与药剂的接触较为充分，但由于矿浆中矿物颗粒相对较少，单位时间内与气泡碰撞的概率较低，导致铅精矿品位为[X22]%，回收率为[Y22]%；锌精矿品位为[X23]%，回收率为[Y23]%。随着矿浆浓度提高到30%，矿物颗粒浓度增加，与气泡的碰撞概率提高，铅精矿品位提高到[X24]%，回收率为[Y24]%；锌精矿品位为[X25]%，回收率为[Y25]%，此时浮选指标有所改善。当矿浆浓度为35%时，铅精矿品位为[X26]%，回收率为[Y26]%；锌精矿品位为[X27]%，回收率为[Y27]%，浮选指标达到最佳状态。继续提高矿浆浓度至40%，矿浆粘度增大，流动性变差，矿物与药剂的混合不均匀，气泡的分散性也受到影响，导致铅精矿品位和回收率都出现下降，锌精矿的浮选指标也变差。综合考虑，确定矿浆浓度为35%为最佳矿浆浓度，能够为浮选过程提供良好的条件，提高铅锌的浮选回收率和精矿品位。在氧化铅锌矿浮选试验中，硫化剂硫化钠的种类及用量对浮选效果起着关键作用。分别选用硫化钠、硫氢化钠和硫化钙等硫化剂进行对比试验，结果表明硫化钠的硫化效果最佳。当硫化钠用量为1000g/t时，白铅矿和菱锌矿的表面硫化效果不明显，浮选回收率较低，铅精矿品位仅为[X1]%，回收率为[Y1]%；锌精矿品位为[X2]%，回收率为[Y2]%。随着硫化钠用量增加到2000g/t，矿物表面的硫化程度提高，铅精矿品位提升至[X3]%，回收率为[Y3]%；锌精矿品位达到[X4]%，回收率为[Y4]%。当硫化钠用量继续增加到3000g/t时，虽然矿物表面硫化较为充分，但过量的硫化钠会导致矿浆中硫离子浓度过高，使矿物表面过度硫化，产生抑制作用，反而降低了铅锌的浮选回收率，铅精矿品位下降至[X5]%，回收率为[Y5]%；锌精矿品位为[X6]%，回收率为[Y6]%。捕收剂种类及用量同样对浮选效果影响显著。分别选用十二胺、十八胺和十二烷基硫酸钠等捕收剂进行试验，结果表明十二胺对硫化后的氧化铅锌矿有较好的捕收能力。当十二胺用量为100g/t时，对硫化后的氧化铅锌矿有一定的捕收能力，铅精矿品位为[X7]%，回收率为[Y7]%；锌精矿品位为[X8]%，回收率为[Y8]%。随着十二胺用量增加到150g/t，铅精矿品位提高到[X9]%，回收率为[Y9]%；锌精矿品位为[X10]%，回收率为[Y10]%。继续增加十二胺用量至200g/t时，虽然铅锌的回收率有所提高，但精矿品位出现下降，这可能是由于过量的捕收剂在矿物表面吸附过多，导致选择性下降，脉石矿物也随之大量上浮。调整剂在氧化铅锌矿浮选中也起着重要作用。选用六偏磷酸钠、水玻璃和碳酸钠等作为调整剂进行研究。六偏磷酸钠能够抑制脉石矿物的浮选，提高氧化铅锌矿浮选的选择性。当六偏磷酸钠用量为500g/t时，能够在一定程度上抑制脉石矿物，铅精矿中的脉石含量有所降低，铅精矿品位为[X11]%，但对锌精矿的影响较小；随着六偏磷酸钠用量增加到800g/t，铅精矿品位提高到[X12]%，但过量的六偏磷酸钠会对铅锌矿物的浮选产生一定的抑制作用，导致回收率略有下降。水玻璃主要用于抑制硅酸盐类脉石矿物，当水玻璃用量为300g/t时，对硅酸盐脉石矿物有较好的抑制效果，铅精矿中的硅酸盐杂质含量降低，铅精矿品位为[X13]%；但水玻璃用量过多时，会使矿浆粘度增大，影响浮选效果。碳酸钠主要用于调节矿浆的pH值，使矿浆呈碱性，有利于氧化铅锌矿的浮选。当碳酸钠用量为1000g/t时，矿浆pH值为[pH1]，此时铅精矿品位为[X14]%，回收率为[Y14]%；锌精矿品位为[X15]%，回收率为[Y15]%。综合考虑，确定六偏磷酸钠用量为800g/t、水玻璃用量为300g/t、碳酸钠用量为1000g/t作为调整剂的适宜用量，在此条件下，能够有效抑制脉石矿物，提高氧化铅锌矿的浮选指标。矿浆浓度对氧化铅锌矿浮选效果同样有显著影响。分别在矿浆浓度为20%、25%、30%和35%的条件下进行浮选试验。当矿浆浓度为20%时，矿浆流动性较好，矿物与药剂的接触较为充分，但由于矿浆中矿物颗粒相对较少，单位时间内与气泡碰撞的概率较低，导致铅精矿品位为[X16]%，回收率为[Y16]%；锌精矿品位为[X17]%，回收率为[Y17]%。随着矿浆浓度提高到25%，矿物颗粒浓度增加，与气泡的碰撞概率提高，铅精矿品位提高到[X18]%，回收率为[Y18]%；锌精矿品位为[X19]%，回收率为[Y19]%，此时浮选指标有所改善。当矿浆浓度为30%时，铅精矿品位为[X20]%，回收率为[Y20]%；锌精矿品位为[X21]%，回收率为[Y21]%，浮选