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摘要: 在干旱-半干旱地区，研究植物的耗水特征及与气象因子、地下水水位的关系对水资源合理开发利用和生态环境保护具有重要的意义。采用原位监测方法，对气象、树干液流、土壤含水率和地下水水位进行了观测，研究了毛乌素沙地广泛分布及与地下水关系密切的旱柳与气象因子、土壤含水率以及地下水水位的关系。研究表明：水汽压亏缺和潜在蒸散发是控制旱柳耗水最重要的气象因素；研究期内，土壤含水率对旱柳耗水的影响较小；旱柳的耗水与地下水具有密切的关系，随着水位埋深的增大，旱柳的耗水先增大后减小，在水位埋深1.25 m处达到最大。利用地下水的昼夜波动计算了地下水的蒸散发消耗量，发现旱柳的用水与地下水的蒸散发消耗量具有一定的相关性，表明地下水是旱柳重要的用水水源。Abstract: In arid and semi-arid regions, studies of the relationship among plant water use, climatic factors and water table is essential to the rational development and utilization of water resources as well as environmental protection. Based on the in-situ monitoring methods, climate, sap flow, soil moisture and water table are measured. The relationship between climatic factors, soil moisture and water table and sap flow of willows, a widely distributed and groundwater-dependent tree in the Muus Sandland, was examined. The results indicate that vapor pressure deficit and potential evapotranspiration have a close relation to water consumption of willows. Soil moisture has a minimal influence on water consumption of willows during the study period. Water consumption of willows is closely related to water table. With the increase in the depth to the water table, water consumption increases and then decreases and reaches the peak values when the depth to the water table is 1.25 m. Groundwater evapotranspiration is calculated based on the diurnal water table and it is found that water use of willows has a good correlation to groundwater evapotranspiration, indicating that groundwater is a major water source to willows.
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Key words:
- climatic factors /
- groundwater /
- willow /
- sap flow /
- Muus sandland
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在矿石中，有色金属硫化矿常共、伴生在一起，所生产出的硫精矿中常含有金、银、铜、铅、锌等有价元素，硫精矿中所含金、银品位往往较低，严重影响金、银的计价系数，其含铜较高时也会影响后续金、银的浸出回收利用[1-3]。铜广泛应用于国民生产、生活的各个领域，我国长期以来铜资源供应不足，70%以上的铜依赖进口[4]，黄铜矿（CuFeS2）是最丰富、分布最广的含铜矿物之一[5]，约占地球铜的70%[6]。随着矿产资源不断开采，资源缺口将越来越大，综合回收硫精矿中伴生铜有价元素显的十分必要，国内学者在硫精矿中有价元素的回收利用方面也进行了大量的研究[7-9]。本文以含铜、金、银的硫精矿为对象，采用浮选工艺流程研究铜硫高效分离的可行性，确定较佳浮选条件，为其综合利用提供理论支持，以实现资源利用与经济效益的最大化。
1. 实验原料与方法
1.1 实验原料
实验样品为含铜、金、银的硫精矿，主要金属硫化矿物为黄铁矿、黄铜矿，含有少量的方铅矿和闪锌矿，实验样品化学多元素分析结果见表1，金物相分析结果见表2，铜物相分析结果见表3。
表 1. 样品化学多元素分析/%Table 1. Chemical multi-element analysis of samplesTFe S Cu Pb Zn Au* Ag* SiO2 31.30 39.20 1.29 0.27 0.22 24.61 158.00 14.60 CaO MgO Al2O3 Na2O K2O C As 2.40 2.00 2.95 0.01 0.60 0.97 0.0011 *单位为g/t. | Show Table
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表 2. 金物相分析结果Table 2. Gold physical phase analysis results名称 裸露+
半裸露Au碳酸
盐中Au褐铁
矿中Au硫化
物中Au硅酸
盐中Au合计 含量/(g/t) 1.12 0.20 0.18 22.11 0.41 24.02 占有率% 4.66 0.83 0.75 92.05 1.71 100.00 | Show TableDownLoad:
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表 3. 铜物相分析结果Table 3. Copper physical phase analysis results名称 氧化相 硫化相 结合相 合计 含量/% 0.008 1.09 0.18 1.278 占有率/% 0.63 85.29 14.08 100.00 | Show TableDownLoad:
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由样品化学多元素分析结果可以看出，可综合分离回收利用的为元素铜，其含量为1.29%。
金物相结果表明，该样品中的金主要赋存在硫化物中，占比为92.05%；铜物相结果表明，该样品中的铜主要以硫化物形式存在，占比为85.29%。
1.2 实验方法
样品经球磨机磨矿后，采用浮选机进行浮选，条件实验工艺流程见图1。
实验中使用捕收剂为丁基黄药、异丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氮、Z-200，均为工业级；抑制剂为氧化钙、单宁酸、焦性没食子酸，均为分析纯试剂；起泡剂2#油为工业级。
2. 实验结果与讨论
2.1 磨矿细度实验
磨矿细度实验条件为：CaO用量为10000 g/t，捕收剂异丁基黄药用量为100 g/t，捕收剂乙硫氮用量为50 g/t，起泡剂2#油用量为33 g/t，改变磨矿细度(-0.037 mm)。实验结果见表4。
表 4. 磨矿细度实验结果Table 4. Test results of grinding fineness-0.037 mm
含量/%产物
名称产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Cu Au 65 精矿 25.00 3.93 68.97 78.44 70.44 尾矿 75.00 0.36 9.65 21.56 29.56 原矿 100.00 1.25 24.48 100.00 100.00 75 精矿 25.90 3.97 69.37 80.32 73.57 尾矿 74.10 0.34 8.71 19.68 26.43 原矿 100.00 1.28 24.42 100.00 100.00 85 精矿 30.10 3.42 64.13 83.55 77.82 尾矿 69.90 0.29 7.87 16.45 22.18 原矿 100.00 1.23 24.80 100.00 100.00 90 精矿 30.25 3.77 64.65 89.10 78.98 尾矿 69.75 0.20 7.46 10.90 21.02 原矿 100.00 1.28 24.76 100.00 100.00 95 精矿 31.90 3.51 60.58 88.67 78.40 尾矿 68.10 0.21 7.82 11.33 21.60 原矿 100.00 1.26 24.65 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表4结果可以看出，随着磨矿细度的增加，精矿产率提高，铜、金的品位变化不大，回收率逐渐提高，磨矿细度在90%(-0.037 mm)以上时回收率趋于平稳。综合考虑，确定较佳磨矿细度为90%(-0.037 mm)。
2.2 抑制剂种类对比实验
实验样品中黄铁矿的含量远远大于黄铜矿的含量，根据“抑多浮少”的原则，本浮选实验采用抑硫浮铜的工艺流程，所采用的抑制剂分别为氧化钙、单宁酸、焦性没食子酸。抑制剂种类实验条件为：捕收剂异丁基黄药用量为80 g/t，捕收剂乙硫氮用量为40 g/t，起泡剂2#油用量为33 g/t，磨矿细度90%(-0.037 mm)。实验结果见表5。
表 5. 抑制剂种类对比实验结果Table 5. Test results of inhibitor type comparison抑制剂种类
及用量/（g/t）产物
名称产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Cu Au 氧化钙：6000 精矿 34.30 3.12 53.50 87.16 75.04 尾矿 65.70 0.24 9.29 12.84 24.96 原矿 100.00 1.23 24.45 100.00 100.00 单宁酸：600 精矿 60.70 1.46 27.03 73.10 67.83 尾矿 39.30 0.83 19.80 26.90 32.17 原矿 100.00 1.21 24.19 100.00 100.00 焦性没食子酸：600 精矿 44.87 2.12 26.30 76.84 48.54 尾矿 55.13 0.52 22.69 23.16 51.46 原矿 100.00 1.24 24.31 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表5实验结果可以看出，采用氧化钙抑制剂所得精矿品位和回收率都较高，指标明显好于使用单宁酸和焦性没食子酸所得精矿指标，故选择氧化钙为抑制剂。
2.3 捕收剂种类对比实验
黄药类、黑药类、硫氮类、酯类是我国选矿厂常的硫化矿捕收剂，各自具有不同的特点，捕收剂混合使用能提高浮选指标(协同效应)，以求得较优的捕收效果，本实验采用组合用药，以求得较佳组合方式。所用的捕收剂为丁基黄药、异丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氮和Z-200。捕收剂种类实验条件：抑制剂氧化钙为10000 g/t，起泡剂2#油用量为33 g/t，磨矿细度90%(-0.037 mm)。实验结果见表6。
表 6. 捕收剂种类对比实验结果Table 6. Test results of trapping agent type comparison捕收剂种类
及用量/（g/t）产物
名称产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Cu Au 异丁黄：80
黑药：40精矿 33.20 3.34 51.55 87.37 69.24 尾矿 66.80 0.24 11.38 12.63 30.76 原矿 100.00 1.27 24.72 100.00 100.00 丁黄：80
乙硫氮：40精矿 28.00 3.75 58.52 83.41 66.35 尾矿 72.00 0.59 11.54 16.59 33.65 原矿 100.00 1.25 24.69 100.00 100.00 异丁黄：80
乙硫氮：40精矿 35.20 3.23 55.09 89.31 77.94 尾矿 64.80 0.21 8.47 10.69 22.06 原矿 100.00 1.27 24.82 100.00 100.00 Z-200：50 精矿 39.87 2.51 37.78 78.21 60.59 尾矿 60.13 0.46 16.29 21.79 39.41 原矿 100.00 1.28 24.86 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表6实验结果可以看出，采用异丁黄+乙硫氮所得精矿中铜、金的回收率分别为89.31%、77.94%，较其他三种药剂制度有了较大幅度的提高，因此采用的捕收剂组合为异丁黄+乙硫氮。
2.4 氧化钙用量实验
氧化钙是黄铁矿最常用的抑制剂，其性能良好、资源丰富、价格低廉。氧化钙用量实验条件：捕收剂异丁基黄药用量为80 g/t，捕收剂乙硫氮用量为40 g/t，起泡剂2#油用量为33 g/t，磨矿细度90%(-0.037 mm)。实验结果见表7。
表 7. 氧化钙用量实验结果Table 7. Test results of calcium oxide dosage氧化钙
用量/（g/t）产物名称 产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Cu Au 6000 精矿 32.30 3.44 55.48 87.71 73.69 尾矿 67.70 0.23 9.45 12.29 26.31 原矿 100.00 1.27 24.32 100.00 100.00 8000 精矿 29.80 3.64 61.10 88.54 73.92 尾矿 70.20 0.20 9.15 11.46 26.08 原矿 100.00 1.23 24.63 100.00 100.00 10000 精矿 29.25 3.90 67.83 88.96 78.74 尾矿 70.75 0.20 7.46 11.04 21.26 原矿 100.00 1.28 24.83 100.00 100.00 12000 精矿 28.30 3.95 57.96 88.63 66.28 尾矿 71.70 0.20 11.64 11.37 33.72 原矿 100.00 1.26 24.75 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表7实验结果可以看出，随着氧化钙用量增加，精矿中铜品位和回收率不断上升，氧化钙用量在10 000 g/t以上时趋于稳定。精矿中金的指标在10 000 g/t以上时，品位和回收率均有所下降，应是由于氧化钙用量过大使某些含金矿物受到抑制引起的。故选择氧化钙用量为10 000 g/t。
2.5 捕收剂用量实验
捕收剂用量实验条件：氧化钙用量10 kg/t，捕收剂为异丁基黄药用量和乙硫氮用量比例为2∶1，起泡剂2#油用量为33 g/t，磨矿细度90%(-0.037 mm)。实验结果见表8。
表 8. 捕收剂用量实验流程结果Table 8. Results of test flow of trapping agent dosage捕收剂用
量/（g/t）产物名称 产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Cu Au 60+30 精矿 25.42 4.20 69.91 82.16 71.03 尾矿 74.58 0.31 9.72 17.84 28.97 原矿 100.00 1.30 25.02 100.00 100.00 70+35 精矿 25.16 4.39 75.07 86.25 74.83 尾矿 74.84 0.24 8.49 13.75 25.17 原矿 100.00 1.28 25.24 100.00 100.00 80+40 精矿 27.07 4.21 73.43 88.28 79.10 尾矿 72.93 0.21 7.20 11.72 20.90 原矿 100.00 1.29 25.13 100.00 100.00 90+45 精矿 28.50 3.94 69.79 88.36 79.05 尾矿 71.50 0.21 7.37 11.64 20.95 原矿 100.00 1.27 25.16 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表8实验结果可以看出，随着捕收剂用量的增加，精矿中铜和金的品位变化不大，回收率不断提高，捕收剂异丁基黄药+乙硫氮用量在80 g/t+40 g/t以上时，精矿品位有所下降，回收率趋于平稳，故选择捕收剂异丁基黄药+乙硫氮用量为：80 g/t+40 g/t。
2.6 开路实验
将条件实验选出的适宜条件联合起来进行开路实验，以确定个个产品在流程中的分布情况及铜、金在个个产品中的分布情况，为闭路实验做准备。实验流程见图2，实验结果见表9。
表 9. 开路实验结果Table 9. Results of open-circuit tests产物名称 产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Cu Au 精矿 4.70 18.82 266.20 70.40 51.24 中5 1.28 5.25 64.23 5.35 3.37 中4 2.88 3.11 52.19 7.13 6.16 中3 8.32 1.44 36.25 9.54 12.35 中2 2.05 0.97 83.52 1.58 7.01 中1 1.23 0.81 54.33 0.79 2.74 尾矿 79.54 0.10 5.26 6.33 17.13 原矿 100.00 1.27 24.42 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表9实验结果看出，经过一次粗选-三次精选-二次扫选的浮选开路工艺流程，最终可得到铜品位为18.82%，回收率为70.40%，金品位266.20 g/t，回收率51.24%的精矿产品，选矿指标理想。
2.7 闭路实验
在条件实验和开路实验的基础上进行了铜硫分离闭路实验，中矿依次返回，实验结果见表10。
表 10. 闭路实验结果Table 10. Test results of closed circuit产物名称 产率/% 品位/% 回收率/% Cu Au* Ag* Cu Au Ag 精矿 6.72 16.66 278.95 1848.74 86.96 75.56 78.55 尾矿 93.28 0.18 6.50 36.36 13.04 24.44 21.45 原矿 100.00 1.29 24.81 158.15 100.00 100.00 100.00 *单位为g/t | Show TableDownLoad:
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从表10闭路实验结果可以看出，通过一次粗选-三次精选-二次扫选的浮选闭路工艺流程，最终得到的铜精矿品位为16.66%、回收率为86.96%，其中富含金品位为278.95 g/t，回收率为75.56%；银品位为1848.74 g/t，回收率为78.55%；尾矿中硫品位为40.78%，回收率为96.53%。选矿指标理想，有效的实现了硫精矿中铜的综合回收，同时使金、银很好的富集在铜精矿中。
3. 结 论
(1) 该样品为含铜、金、银多金属硫精矿，主要金属硫化矿物为黄铁矿、黄铜矿，含有少量的方铅矿和闪锌矿。物相分析表明，样品中的金主要赋存在硫化物中，占比为92.05%，样品中的铜主要以硫化物形式存在，占比为85.29%。
(2) 采用异丁基黄药+乙硫氮组合捕收剂，氧化钙做抑制剂，2#油做起泡剂，经过一次粗选-三次精选-二次扫选的浮选工艺流程，最终可得到铜品位为16.66%、回收率为86.96%，金品位为278.95 g/t，回收率为75.56%；银品位为1848.74 g/t，回收率为78.55%的精矿产品，可以有效地实现铜硫分离，同时使金、银很好的富集在铜精矿中，便于回收利用，选矿指标理想。
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