毕业论文外文翻译-影响从铜钼浮选工艺流程中回收辉钼矿机理的研究

影响从铜钼浮选工艺流程中回收辉钼矿机理的研究摘要：KennecottUtahCopper在铜钼混合浮选路中辉铜矿的浮选。这项研究通过综合植物学报研究，实验室浮选试验，矿石学分析（QEM扫描），表面分析（次级离子质谱仪）和相关角度检测进行。研究表明辉钼矿浮选受浮选给矿固体浓度的影响，同时也受机械矿石学的影响。在给矿中含有高灰质矽卡岩矿时在浮选中辉钼矿的回收品位明显低。影响从斑岩型和矽卡岩铜矿石中浮选辉钼矿的主要因素现在还在讨论中。这表明，相比于铜硫化物，浮选辉钼矿回收率低的原因受许多因素决定，包括粒子形态、天然疏水性和可能的煤泥涂料的结构，以典型矽卡岩矿石尾矿的形式表现出来。对植物性能的影响进行了讨论，同时提高辉钼矿回收率的解决方案也被提出。简介特别的，在斑岩铜矿浮选厂，钼比铜的回收率低，尽管钼有明显的天然可浮性（Kelebek,1988）。此外，钼回收率表现出很大的波动性。虽然铜的回收率经常是在80%和90%之间，但钼的回收率可能再25%和85%之间（Crozier,1979）。在铜的硫化矿中黄铜矿经常有较高的浮选品位和回收率，但是如果辉铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿和铜蓝的相关电化学条件在泥浆中保持减少其表面氧化，则回收率可能达到80%（Orweetal，1998）。相反，辉钼矿的回收率在不同的操作条件下可能变化非常明显，在不同的矿床变化也同样明显。一年中一个典型斑铜矿浮选厂铜和钼的回收数据在表1中，钼的回收率随时间表现出高的波动性。为了把钼的浮选反应和矿物晶体结构和结构特征及岩性联系起来，已经展开了广泛的研究。结晶度是已经被发现的一个影响辉钼矿浮选的因素之一(Hernlund,1961;Shirley,1981;PodobnikandShirley,1982)。结晶好的辉钼矿被考虑快速浮选，然而，大部分非晶质类不是浮选速度慢就是无可浮性(Hernlund,1961)。在作为反对辉钼矿细微传播时，管道中大的辉钼矿晶体控制矿化作用已经被研究（(Sutulov,1975;PodobnikandShirley,1982),但是没有明确建立与浮选反应的联系。TriffettandBradshaw(2008)证明有高高宽比的辉钼矿粒子（主轴比副轴）拥有较高浓缩的可能性，同时拥有较面积比高的周长的粗糙粒子趋向于生成尾矿。可以这样解释这种现象，高宽比可能不是关键因素，但是它可能是疏水性的代表因素，这个将在下面讨论。Ametovetal.(2008)在不同的斑岩型铜矿浮选厂进行了一系列调查。在调查的浮选作业中，铜钼共生的粗选槽浮选工艺流程中辉钼矿的回收率一致低于铜硫化物的回收率。这种差别从大约2%到12%(Ametovetal.,2008)。此外，给矿中的固体百分比下降（表现为固体在矿浆中的重量百分比）导致辉钼矿回收率的上升，然而铜的浮选几乎没有受到影响(Ametovetal.,2008)。关于在给矿中固体百分比所导致的铜矿和辉钼矿的不同行为可以解释为浮选流体动力学(Ametovetal.,2008)。辉钼矿回收率的高低变化可能是许多因素的作用的结果，所有的因素都与辉钼矿(MoS2)的性质有关。辉钼矿晶体结构包括在两层硫原子之间的六角层钼原子（图2）。强烈的共价键作用在S–Mo–S层，但是只有微弱的范德华力作用在相邻的S–S层间(LinceandFrantz,2000)。这一强的各向异性导致在辉钼矿晶体中相邻的S–S层率先分裂。因此，在磨矿中从大的颗粒中脱落的薄片状碎片慢慢产生。此外，形成的颗粒具有强的疏水性、惰性晶面和疏水性、高活性边界的特点，这种特点由共价键的破裂产生。这些特质决定辉钼矿的浮选行为，这些特质结合了：a与疏水性有关的微粒形态（形状和大小）(Ametovetal.,2008)；b颗粒固有疏水性——一个受晶面/边缘率控制的非常好重要的因素(ChanderandFuerstenau,1972;Hoover,1980)；c在钼矿与脉石之间的粒子之间相互作用(RaghavanandHsu,1984)；d通过三相泡沫回收的颗粒(Dippenaar,1982;Zaninetal.,2008)。这些可能的影响因素将会在下面讨论，并且这篇文章的目的就是探索其中相对重要的因素机理。1.2流体动力学影响（a）在浮选中，颗粒随气泡离开狂降的速率可以表示为（NewellandGrano，2007）：GGGGGGGG，其中，Np表示t时刻颗粒的数目，k为浮选的速率场常数，Zpb表示粒子碰撞频率，Ecoll为捕收率。捕收率Ecoll为可用碰撞率Ec，粘附率Ea和稳定率Es的成绩表示，即Ecoll=Ec*Ea*Es（2）流体动力学条件直接影响频率和捕收率。重要的流体力学参数有气泡直径，气泡速率和混乱能量消耗（NewellandGrano，2007）。Ametoo等人（2008）指出，辉钼矿粒子由于特殊的形状原因，比铜矿粒子受流体东西学影响更敏感。在搅动的矿浆中，片状辉钼矿颗粒可能同停滞的流体运动一致，因此与气泡碰撞的可能性低。实际上，这个假设表明流体动力学直径是最小的片状颗粒尺寸。增加混乱度讲增加碰撞频率和效率，从而增加爱了颗粒捕收速率。这可通过提高叶轮转动速度或减少给矿附体百分比来实现。局部能耗的抑制消耗存在于高固体体积百分比的悬浮液中。因为此固体体积百分比越高矿浆的粘度越大，特别是在颗粒之间有相互作用的情况下（Schubert，1999）。减少给矿附体百分比就较少了矿浆年度并且增加混乱度，这又对颗粒与气泡碰撞频率有积极影响。1.3天然疏水性由于会哭矿的解理机理，在磨矿中可能产生非常小的颗粒。辉钼矿的总体疏水度取决于暴露的表面（疏水）和边缘（亲水）的相对大小。在浮选中，标远较高暴露的辉钼矿颗粒与气泡结合的可能性较低。相反，高表面边缘比率的颗粒被会输的可能性较大，这与Triffett和Bradshaw的发现（2008）一致。辉钼矿的颗粒总体疏水度同样可以通过吸附溶液中的金属离子来降低（Raghavan和Hsu，1984）。辉钼矿在非常宽的pH范围内电动电位（WieandFuerstenau，1974）。然而在边缘吸附的正电荷离子可能降低其强度，甚至于是电动电位反号。特别是Ca2+可能减少接触角和降低辉钼矿的可浮性。此外，在滚筒磨机中辉钼矿颗粒可能发生显著的变形（Hoover,1980），并且经常在浮选给矿中发现弯曲变形或有条文的颗粒（Triffett和Bradshaw，2008）。在这种条件下将会出现边缘暴露较高的情况，由于共价键的破裂，亲水边的空间分布及亲水边的方向可能决定碰撞中颗粒与气泡的粘附可能性。一般辉钼矿浮选中加入油类捕收剂来加强矿物疏水性。弯曲变形的颗粒由于亲水边缘的存在同样阻止了小油滴在亲水表面的铺展，因此减小了捕收剂的影响。1.4内部颗粒与脉石矿物的相互作用辉钼矿便于的高活性可能决定了矿浆中与其他以矿泥层的形式存在的矿物颗粒之间的交互作用。RaghavanandHsu（1984）指出，有Ca2+存在时，辉钼矿颗粒系统中添加二氧化硅引起辉钼矿浮选回收率的急剧下降。这可能是因为Ca2+的桥梁作用，有利于辉钼矿阴离子和二氧化硅颗粒的粘附。这一机理可能与一种矿石和特殊脉石成矿及离子溶解的浮选密切相关。许多开始矿物和辉钼矿的内部颗粒之间的交互作用可能引起辉钼矿上附着矿泥层，从而减小了其浮选回收率。由于吸附的Ca2+桥梁作用这种影响将在高pH和碱性时尤为明显。这样的可能性会在本文中加以探索。1.5泡沫相回收率（d）天然可浮性和颗粒形状也可能在辉钼矿颗粒同过泡沫的运输方面起作用。Dppenaar（1982）和Hemmings（1981）发现悬浮颗粒的尺寸和疏水性与因气泡破裂而导致的泡沫相不稳定性有关。对一个固定尺寸的颗粒，接触角越大，被压缩的薄膜所引起的破坏性也越大（Hemmings，1981）。这表明粗颗粒的中间物的接触角大于900他们在泡沫浮选中是有效的破碎者（Dppenaa，1982）。扁平细长的辉钼矿颗粒可能属于这一范畴，因此通过泡沫相浮选有很低的回收率（Zanin.etal，1997）。一个单独的研究（Zanin.etal，2008）表明某斑岩铜矿浮选粗选中泡沫回收率下降明显（从起初的60%到最后的20%），同时辉钼矿的泡沫回收率低于硫化铜矿的泡沫回收率。因此泡沫的稳定性是一个在确定选厂规模中要考虑到因素，特别是在粗辉钼矿损失比较大的粗选和扫选中。然而在本文中，重点是确定哪些因素在捕收区影响辉钼矿回收率，同时泡沫相的问题在其他地方已经被解释过（Zanin.etal，2008）。最近研究中，在KennecottUtah铜精矿选场中展开调查。已经进行的有对拥有不同矿物特征的浮选给矿车间考察和车间矿浆的辅助浮选实验。控制浮选给矿（人造矿物混合和不同的矿物种类混合）的实验在IanWark研究中进行（表1）。原料和方法2.1矿石KennecottUtah选矿机处理的事辉钼矿含量少的斑岩铜矿。一般地，Mo精矿含量在0.02%到0.06%之间。不同矿物学和矿物特征的矿石在Kennecott被处理，这里面的四种矿石已经介绍过（TrifffettandBradshaw，2008），包括一种高钼品位和回收率的石英岩矿和较难浮选和低品位石灰矽卡岩矿。最近的研究中，车间考察已经展开，考察的是车间处理不同比例混合的四种主要矿石。同时，对车间控制和控制石英岩和石灰矽卡岩混合的实验室浮选实验已在进行。平均主要的石英岩和矽卡岩矿试样在表1中。矿物学构成（通过QEM-Scan模式分类）列在表2中。这两种矿石存在不同的脉石矿物：大量的石英和长石在石英岩矿试样中，阳起石钙铁榴石、滑石和方解石大量存在于石灰矽卡岩矿试样中（在表2矽卡岩矿中列出）。ＷＩＬＬＹＡＭＡ－ＧＥODisscoberies的单独辉钼矿试样用来生产粗辉钼矿颗粒们这些颗粒通过固定水滴发测接触角。2.2试剂这项研究中工厂和实验室试验用在试剂都是：捕收辉钼矿的油类捕收剂（普通柴油用作实验室试验），添加量为22g/t，S-8989捕收剂用于捕收铜矿，用量为20g/t，MIBC作为起泡剂（15～35g/t）。pH通过添加生石灰调节，此外许多特殊的实验用KOH调节，这在2.3.4中有介绍。实验室浮选实验在IanWark研究所中进行，其中会用到人工处理的水，这种水通过在脱矿质水中溶解盐来制造，使其与Kennecott处理水的组成成分相同。2.3方法2.3.1车间调查Copperton选矿厂包括磨矿流程（先SAG磨机后球磨机）和两种浮选流程：一个混合铜浮选流程，先浮出铜钼混合境况，然后再通过浮选从铜精矿中选出钼。在调查期间，铜流程包含5行平行的粗选/扫选机。粗选精矿经过洗矿后（两台平行洗矿机）不需再磨。扫尾精矿与粗选洗矿尾矿进入球磨机再磨。再磨产品进过三个扫选洗矿步骤后得到的品位提高，这些精矿与粗选洗矿后得到的精矿混合得到组中的精矿，最终精矿产生铜-钼混合精矿。浮选给矿粒度是200um，粗选和扫选的pH控制在9.5到10之间。一个混合精矿化验得到Cu25～30%，Mo2～4%，这取决于矿石混合情况。因为大多数辉钼矿损失发生在铜的粗选和扫选流程中，因此，这一流程成为考察的重点。从四个调查的车间中分别在粗选和扫选的边缘及矿浆内部定时取试样。每个考察中90分钟内取四组样，其中粗选/扫选尾矿中取多个样以减少实验误差。取样之前，车间的稳定由控制室保证，同时也几记录车间的数据（生产量、给矿固体百分比、气体循环和边缘水位）。所有的冶金矿样开始时并没有按大小顺序化验。选择调查所得试样所得试样通过混筛进行尺寸区分，后排列在一个以尺寸定位的数基上。数据调整和主题平衡需用到Bilmat9.3TM软件。实验1和2在开展时车间采用石英岩矿含量高的矿石，而3和4用的是石灰矽卡岩矿石含量高的矿石。1和4浮选给矿的固体百分比低，而2和3的浮选给矿固体百分比高（表4）。固体百分比在标准操作条件下，范围在30%到50%，可通过改变进入粗选分选槽的水流速度进行调节。这样影响两种不同矿石混合辉钼矿回收率的给矿固体百分比得到研究。在考察1期间，从1和11精矿中得到的矿浆试样收集用ToF-sims来做表面分析。试样放在一个小塑料瓶中，充入氮气去除氧气后放在液氮中冷冻。试样被储存在低温容器中，直到ToF-SIMS完成。因为研究关注的是粗颗粒辉钼矿回收，所以ToF-simsfenxi的是湿法筛分得到的150um的颗粒。为了对比不同的物料表面组成对浮选可能产生的影响，对快速（1中的精矿）和慢速（11中的精矿）浮选物料进行了表面化学研究。无法分析浮选尾矿中的辉钼矿，这些尾矿中理论上包括未被浮选的辉钼矿，因为极低的Mo回收率，即数目众多的辉钼矿颗粒无法分析。在3-4考察中，并没有手机矿浆试样进行ToF-SIMS分析。因此无法比较辉钼矿表面组成与不同给矿混合物和矿物学性质。这一研究中要方面在实验室中完成并在后面讲述。2.3.2现场矿浆的实验室浮选实验与现场考察同时进行的有实验室浮选实验，此实验原料是车间收集的粗给矿矿浆，设备为51充气式搅拌浮选机。试样从除了起泡剂外其他试剂都已加入浮选槽后取出。叶轮转速为1000rpm，充气速度5l/min。矿浆（粗选给矿）浮选是不添加捕收剂，并且与现场保持同样的pH（9.5-10）。在浮选进行1，3，6分钟时分别收集精矿。所有的浮选产品都在不按大小和按尺寸排列的器皿中进行化验，同时计算两者的回收率。2.3.3重组给矿的实验室浮选实验特征试验在IanWark研究中完成，石英岩和石灰矽卡岩试样由Kennecott提供，这些试样用来重新生产现场的矿浆。要准备三种控制的给矿混合物：100%的石英岩，75/25的石英岩/矽卡岩和50/50的石英岩/矽卡岩矿。矿石用实验室颚式破碎机和圆锥粉碎机粉碎。均质体和脉石进入Galigher磨机中，用不锈钢棒作磨矿介质。通过调整不同中给矿的磨矿时间使磨矿的物料粒度达到d80=200um，人工合成水（表3）是用来模拟现场条件的。试验在Kennecott进行时要与现场有相同的pH和药剂制度。如何晚场浮选试验在2.3.2中已叙述。与现场考察相似，每个实验室实验后要对粗精矿和尾精矿湿法筛分，从中手机+150um的粗颗粒，并对其进行ToF-SIMS分析。对100%石英岩矿石和50/50混合的石英岩/矽卡岩矿浮选中得到的精矿进行表面分析。这样可以终结辉钼矿表面结构，脉石矿物学特种和浮选因素之间的关系。2.3.4辉钼矿粗颗粒的实验室浮选试验溶液中Ca2+，Mg2+和脉石矿物对辉钼矿回收率的影响分开研究。Kennecott中的辉钼矿精矿（钼车间的最终产品）经过干筛后得到粗辉钼矿颗粒（+150um）。物料颗粒要在Ensolu（n-丙基溴化物）和乙醇中清洗掉表面残留的捕收剂。石英岩和矽卡岩矿试样经过浮选来去除铜矿石和辉钼矿，尾矿收集。粗辉钼矿颗粒然后混入石英岩和矽卡岩矿尾矿中来人工合成，MoS2中重量在0.15%的矿浆。人工合成矿浆按2.2介绍的捕收剂起泡剂的添加方式加入。通过反渗透作用，两步离子交换和两步活性炭吸附，最后过滤得到低传导率的水，这种水将用在实验中。加入KoH来调整pH值到10并且离子选别通过加入Ca(NO3)2和Mg(NO3)2改变。2.4独特技术2.4.1辉钼矿颗粒的接触角大的辉钼矿颗粒是从WILLYANMA-GEODISCOVERIES中得到的，并用解剖刀将其切断和劈开。这样可是晶体露出边缘和表面。接触角是在不同pH值和Ca2+浓度时测定的（pH值为8-10，Ca2+浓度是0～10-2MToF-SIMSToF-SIMS光谱由镓的金属离子发射器（LMIG）在脉动模式下受pHITRIFT获得。对于隔离的试样表面电荷用一个脉冲电子束发射器补偿。矿物试样放在一个铟薄片上。用于最近研究中的初级电流束手600pA（DC测量法）。在静态模式下，只可分析上面两层单分子层。试样颗粒的表面区域有阴阳离子对，即MoS2。3.结果3.1现场研究和现场矿浆的实验室实验关于铜跟钼的品位和回收率关系四个现场调查和实验室浮选试验结果在表3中。铜和钼的最后回收率（粗/扫综合浮选）同样列在表5中。现场试验的钼回收率变化范围在75%～92%，同时铜的回收率在85%和92%之间。钼的回收率要低于同的回收率，这种差距在给矿的固体百分比较高和有石灰矽卡岩矿存在是增加。对于铜和钼来说，它们的最低回收率出现在固体百分比高和矽卡岩矿存在时（实验3）。与铜相比，钼的回收率对于给矿的固体百分比更敏感，并且当固体百分比从35%下降到27%时，回收率增加显著。在给矿混合矿中有矽卡岩矿时铜和钼的回收率都较低，但钼的回收率下降幅度大于铜。当给矿的固体百分比下降时，钼的回事哦了可能恢复到石英岩特征的水平（从75%到85%）。实验室试验（数据3c和d）表现出相比现场实验（数据3a和b）铜和钼有更高的回收率，但是对于给矿组成和固体百分比偶相似的趋势。在没有石灰矽卡岩矿的情况下，铜的回收率受给矿的固体百分比影响较小，这显示出当浮选给矿中混入石灰矽卡岩时的许多差异（固体百分比35%时回收率90%，固体百分比27%时回收率90%）。正相反，钼的回收率在固体百分比低时反而更高。在石灰矽卡岩矿存在时回收率差异变得突出（93%对85%）。对于实验3和4（给矿中混入较多矽卡岩矿）的浮选产品已经分析完，在这个实验中通过减少给矿固体百分比，钼的回收率显著提高。表4a中的结果揭示所有粒级的钼回收率都有提高，特别是粗粒级颗粒（+150um）。对于铜的影响没有明确的判断。在实验室规模的试验中，所有粒级颗粒钼回收率都比现场要高。此外，给矿中固体百分比的降低对粗（+150um）钼颗粒产生很大影响，即当给矿固体百分比从35%降到27%时，钼回收率从60%上升到80%。增加了两个实验室规模的浮选试验，粗选给矿固体百分比分别是30%和45%。这两个试验的分选通过控制在实验3（35%的固体量）期间收集的现场给矿试样来实现，前一个用合成水稀释，后一个过滤后重新用人工合成水配置。这种趋势（表4d）证实了在前面试验中所观察到的现象，这表明辉钼矿粗颗粒对于给矿固体百分比的高敏感性。总的来说，给矿不提百分比是影响辉钼矿回收率的一个重要驱动力，特别是对粗粒级颗粒。图4的条线图说明铜和钼在给矿中的哦分布附加在一个回收率曲线上。图中的每个曲线区域是在某特定粒级的uagnwu的比例。考虑到这些，现场标准磨矿产物中+15um的颗粒包括了给矿中的辉钼矿的20%，这一粒级物料的回收率是总辉钼矿回收率的关键。实验1（浮选给矿主要包括石英岩矿，没有石灰矽卡岩存在）中收集的矿浆试样表面分析在表5中。从辉钼矿浮选的浮选槽1和2中并没有发现石英岩矿的表面组成有明显差异。因此可得到结论在现场和实验室范围之间辉钼矿回收率的小差别可能是由于流体动力学的变化。然而这一结论取决于给矿性质，这会在下面讨论。3.2对合成给矿的实验室浮选试验关于石英岩和矽卡岩矿混合给矿的铜钼浮选回收率实验室试验数据在图6中。给矿中石灰矽卡岩富集增加时刻观察到辉钼矿回收率急剧下降。从无矽卡岩矿时的92%到含有25%矽卡岩的85%最后到含有50%矽卡岩的56%的回收率。铜浮选受影响的范围较小。这与现场实验结果一致。需要指出的是，因为石灰矽卡岩矿含有很少的钼（表1），所以在石英岩矿中存在矽卡岩矿时辉钼矿回收率低。只含有石英岩矿的快速和慢速辉钼矿浮选试样说明，表面化学组成几乎没有区别。在统计学允许范围内，不同的物体出现在两个试样具有相同比例的表面积（表7）。这与前面现场所观察到的一致，同样没有表面化学差异。在有一半的矽卡岩存在时，相反。快和慢的浮选辉钼矿试样表现出了表面化学差异（图7）。快浮选试样与慢浮选试样相比含有更多暴露的钼和硫。此外，后面试样中有丰富的Ca，K，O，H等元素。从两个浮选实验同样可以看出在有矽卡岩矿存在时，辉钼矿表面有大量的Mg（图7a）。3.3粗辉钼矿颗粒的实验室浮选实验溶液中的Ca2+和Mg2+对粗辉钼矿（+150um）回收率的影响在图8中。在石英岩的实验中，辉钼矿的累计回收率很高，在浮选8min后可达90%。在矿浆中添加Ca2+和Mg2+对辉钼矿浮选无影响。相反，在没有Ca2+和Mg2+时，石灰矽卡岩中辉钼矿回收率较低（60%），并且当添加Ca2+和Mg2+后下降更多到30%。很明显，在溶液中才能在Ca2+和Mg2+和矽卡岩脉石矿物之间有相互作用的影响因素。Fig.4.Size-by-sizerecoveryofcopperandmolybdenuminplantsurveys3and4(afterrougher/scavengerflotation)(aandb)andinthelaboratoryflotationtestsonplantfeed(candd).Atlaboratoryscale,additionalfeedsolidspercentvalues(30%and45%)wereobtainedbymanipulatingplantfeedsamples.Thedistributionofcopperandmolybdenuminthefeedisalsoreported.Feedblendcontainedhighlimestoneskarnore.pH值和Ca2+对辉钼矿接触角的影响也同样调查研究过（图9）。试验说明辉钼矿颗粒的表面和边缘的就诶触角有很大不同。表面接触角要高（大概为100度），并且捕收溶液pH和Ca2+浓度的影响。相反，边缘接触角较低（最大45度），同时随着pH和Ca2+浓度的增大而减小。4．讨论从工业角度看，现场研究的重要范县是浮选粗扫选辉钼矿回收率提高与降低给矿固体颗粒百分比的一致关系。这与以前从不同浮选场所得到的结论一致（Ametooetal.，2008）。粗粒级（+150um）颗粒受给矿固体百分比的影响最大，因此总体现场辉钼矿回收率不稳定在很大程度上由于粗颗粒的浮选反应。颗粒力度，形状结构和表面组成都是迎新啊过去因素。粗粒级物料不充分的解离度是引起浮选回收率低的首要因素。然而扫选尾矿的QWM-Scan分析表明，在+150um粒级的辉钼矿大部分由单体颗粒组成。这证明其他机理像1.1中提到的起了重要作用。Fig.5.Positive(a)andnegative(b)ToF-SIMSnormalisedintensitiesfor+150μmmolybdeniteparticles.Averagewith95%confidence,NN23.Fastfloating(Cell1)andslowfloating(Cell11)molybdenitefromplantsurvey1(noskarnoreinthefeed).Fig.6.Copperandmolybdenumrecoveryinlaboratoryflotationtestsonreconstructedfeeds(blendsofquartziteandskarnoresindifferentratios).Testsat35%solids(syntheticprocesswaterused);Agitair5lcell;impellerspeed1000rpm;air7l/min.0%skarnore=100%quartziteore.Fig.7.Positive(a)andnegative(b)ToF-SIMSnormalisedintensitiesforon+150μmmolybdeniteparticles.Averagewith95%confidence,NN23.Fastfloating(Con1)andslowfloating(Con4)coarseparticles(N150μm)intestswith100%quartziteoreand50:50blendofquartziteandskarnores.在混乱环境中的辉钼矿浮选流体动力学行为可能解释在减少固体百分比时钼回收率的提高。较高的局部能量消耗也许能增加平展细长颗粒的碰撞效率。实验室试验辉钼矿回收率高于现场（图4）可能同样由于流体动力学因素。与车间浮选槽相比，实验室浮选槽拥有较高的局部混乱能（NewellandGrano，2007），因此有较高碰撞效率Ec和浮选速率。粗辉钼矿颗粒较高的表面/体积比可能对矿化泡沫的稳定有利。因为其表面作用力和内部作用力之比较大。表面作用力有助于颗粒有气泡的粘结，而内部作用力促进拆分。车间试验研究的另一个结果是辉钼矿回收中给矿固体百分比较少对其造成的影响，一些混合给矿（石灰矽卡岩含量高）可能使回收率增大，然而，其他混合给矿可使回收率降低（石英岩含量高时）。这可在现场试验（图3b），对现场矿浆的实验室浮选实验（图3b）和重新混合给矿的实验中观察到。因此，有可能除了流体动力学和碰撞频率外的其它因素同样起重要作用，例如表面改性和颗粒之间的相互作用。ToF-SIMS分析指出了在有矽卡岩矿时的粗辉钼矿颗粒慢浮选中存在于亲水组成有相关的因素。这些恶元素既不是来自于矿泥的沉淀物也不是来自于吸附的不容离子。在任何情况下，受矿石性质影响很大。在没有矽卡岩矿存在时，现场很明显在快和慢辉钼矿表面组成之间无区别（图5）。可推测在矿浆密度低时，内部颗粒的相互作用不可能引起矿泥层。辉钼矿表面矿泥层在减少导致接触角的增大。甚至接触角增大很小一点都会引起原来不可浮的颗粒变成可浮并最终提高回收率。Kennecott处理水中高浓度的Ca2+和SO42-同样可能表明了由于过饱和而引起的溶液中方解石和石膏沉淀。这可能是一个促进因素，但是这不足以证明再有石英岩和矽卡岩存在时辉钼矿降低的不同程度。在辉钼矿溶液中存在石灰矽卡岩矿和不同量的Ca和Mg时，对其进行的浮选实验证实了辉钼矿和脉石矿物之间的相互作用导致了辉钼矿降低的假设。辉钼矿颗粒边缘活性特殊，并且吸附的Ca2+和Mg2+可能对减小总体的亲水性其综合作用，同时也可作为颗粒之间交互作用和反向电荷的脉石矿物的“桥梁”。这与Raghava和HSU（1984）关于辉钼矿/二氧化硅矿物系统的发现一致。含有较多石灰矽卡岩的矿石有：阳起石。钙铁榴石，滑石，方解石（表2）。这些矿物可能是在含有石灰矽卡岩矿，浮选辉钼矿时其表面观察到Mg、Ca、Fe的含量较高的原因（图7）。这一结论与在浮选给矿中有上述矿石时辉钼矿回收率低的事实相一致。（Triffettetal.，2008）。5结论试验结果证实斑岩铜矿中和imukde浮选对操作环境比硫化铜矿更加敏感。KennecottUtahCopper的Cu/Mo混合浮选流程中粗选扫选辉钼矿的回收率变化较大，并且总是低于铜的回收率。特别是在有石灰矽卡岩矿时辉钼矿回收率最低。一般来说，在粗选和扫选时给矿的固体百分比较低（27%）时可保证辉钼矿有一个较高且稳定的回收率。许多因素已被确认可以影响辉钼矿浮选，所有的这些因素都与辉钼矿特有的性质有关。伴随弱键S-S层的优先解理可能导致辉钼矿颗粒独特的流体动力学行为（低碰撞频率归因于扁平细长的颗粒形态）和疏水性的各向异性（疏水表面和亲水性高活性的边缘）。与表面相比边缘的接触角小，特别是爱搞pH（pH>10）和高碱条件下。当石灰矽卡岩矿石混入实验室浮选试验给矿时，辉钼矿回收率明显下降，这与现场观察到的一致。慢浮选检测的Ca、Mg、K、Fe的浓度比快浮选要高，这与矽卡岩类的脉石矿物存在有关。辉钼矿表面吸附和矿浆中阿弥是矿物带有的Ca和Mg的桥梁作用可能导致矿泥层的形成，因此引起辉钼矿浮选回收率的下降。就在增加现场辉钼矿回收率的方法而言，在粗/扫选操作时降低给矿固体百分比是一个方法，且能够立即带来效益。这一利益可能是由流体动力学影响（较高的局部混乱能耗和碰撞频率），流变学和减少矿泥层的形成综合作用原因。同时在浮选期间阻止辉钼矿表面矿泥层的形成也可提高其回收率。这是将来要研究的课题。致谢作者感谢AMIRAP260E计划和ARC的资金支持。同时还要感谢ManagementatKennecottUtahCopper和人事科网站。参考文献Ametov,I.,Grano,S.R.,Zanin,M.,Gredelj,S.,Magnuson,R.,Bolles,T.,Triffett,B.,2008.In:Zuo,W.D.,Yao,S.C.,Liang,W.F.,Cheng,Z.L.,Long,H.(Eds.),Copperandmolybdeniterecoveryinplantandbatchlaboratorycellsinporphyrycopperrougherflotation:ProceedingsofXXIVInternationalMineralProcessingCongress,Beijing,China24–28September2008,volume1,pp.1129–1137.Chander,S.,Fuerstenau,D.W.,1972.Onthenaturalflotabilityofmolybdenite.Trans.Am.Inst.Min.Metall.Engrs.252,62–69.Crozier,R.D.,1979.Flotationreagentpracticeinprimaryandby-productmolybdeniterecovery.Min.Mag.140,174–178.Dippenaar,A.,1982.Thedestabilisationoffrothbysolids.I.Themechanismoffilmrupture.Int.J.Miner.Process.9,1–14.Healy,T.W.,1984.Pulpchemistry,surfacechemistry,andflotation.Symp.Ser.—Australas.Inst.Min.Metall.40,43–56.Hemmings,C.E.,1981.Onthesignificanceofflotationfrothliquidlamellathickness.Trans.Inst.Min.Metall.Sect.C90,C96–C102.Hernlund,R.W.,1961.Extractionofmolybdenitefromcopperflotationproducts.Q.J.Colo.Sch.Min.56,177–196.Hoover,M.R.,1980.Waterchemistryeffectsintheflotationofsulphideores—areviewanddiscussionformolybdenite.In:Jones,M.J.(Ed.),ComplexSulphideOres.IMM,London,pp.100–112.Kelebek,S.,1988.Criticalsurfacetensionofwettingandoffloatabilityofmolybdeniteandsulphur.J.ColloidInterfaceSci.124,504–514.Lince,J.R.,Frantz,P.,2000.AnisotropicoxidationofMoS2crystallitesstudiedbyangle-resolvedX-rayphotoelectronspectroscopy.Tribol.Lett.9,211–218.Newell,R.,Grano,S.,2007.Hydrodynamicsandscale-upinrushtonturbineflotationcells:Part1—cellhydrodynamics.Int.J.Miner.Process.81,224–236.Orwe,D.,Grano,S.R.,Lauder,D.W.,1998.IncreasingfinecopperrecoveryattheOkTediconcentrator,PapuaNewGuinea.Miner.Eng.11,171–187.Podobnik,D.M.,Shirley,J.F.,1982.MolybdeniterecoveryatCuajone.Min.Eng.1473–1477October.Pyke,B.,Fornasiero,D.,Ralston,J.,2003.Bubbleparticleheterocoagulationunderturbulentconditions.J.ColloidInterfaceSci.265,141–151.Raghavan,S.,Hsu,L.L.,1984.Factorsaffectingtheflotationrecoveryofmolybdenitefromporphyrycopperore.Int.J.Miner.Process.12,145–162.Savassi,O.N.,Alexander,