苏ICP备112451047180号-6
在高硫低品位铅锌矿的浮选中用氧化亚铁硫杆菌抑制黄铁矿
摘 要：本研究，是对含31%黄铁矿的低品位铅锌矿浮选中氧化亚铁硫杆菌对黄铁矿选择性抑制的研究。在黄铁矿被明显抑制时细菌的最佳用量下，闪锌矿的回收率与品位都得到了提高。生物浮选试验结果表明，细菌抑制后的黄铁矿对其它浮选药剂的浓度非常敏感。最小显著差异值（LSD）使用具有90％的置信区间，研究所研究的因素的重要性。在相同的条件下，该菌对增加锌品位和分离效率比氰化钠更有效。浮选动力学研究证实在氧化亚铁硫杆菌存在下，黄铁矿动力学速率常数的下降相当大。
关键词：细菌，泡沫浮选，硫化矿，氰化钠，工艺优化
1.引言
复杂的贱金属硫化物矿石的选矿一般是基于从冶金工艺中提取锌、铅、铜精矿的选择性生产（Carta et al.，1980）。闪锌矿的分离通过铜活化会变得复杂，矿浆内其他矿物会不经意的随着闪锌矿活化。黄铁矿（FeS2）是铜活化的矿物之一，它可与闪锌矿一起浮出（Wills and Napier-Munn, 2006）。
锌精矿中铁的硫化物（如黄铁矿、磁黄铁矿）从冶炼的角度来说完全没有经济吸引力，（Gaudin，1957）。它可以通过在碱性溶液（石灰）中使用高选择性的无机改性剂如氰化物、亚硫酸盐与硫酸锌组合氰亚铁酸盐进行浮选去除（Fuerstenau et al., 1985; Shen et al., 1998）。氰化物是一种最常用的镇静剂；然而，它们的使用已引起了许多在环保问题方面的关注。此外，耗尽可用的易加工的矿产资源将最有可能导致一个选矿问题，就是在一些难选矿石用常规浮选和絮凝方法产生不良结果的时候，将不得不去探索更先进的解决方案（Carta et al.，1980）。
微生物在选矿中的效用已被的阐明。近年来生物技术已被用于处理难选矿石与环境的维护。生物浮选是处理矿石的一个相对较新的方法；它被定义为“通过微生物之间相互作用的商业煤矸石的选择性分离（Deo and Natarajan, 1997）。
与氰化物、金属硫氢化物、重铬酸盐等常规无机试剂相比，细菌是无毒环保的。许多研究表明，某些类型的细菌，如嗜酸氧化亚铁硫杆菌，可以抑制某些矿物的浮选，如黄铁矿（Sharma and Hanumantha, 2001）。A.氧化亚铁硫杆菌，一种常见的自养型、嗜酸、嗜温的微生物，能用硫、硫代硫酸盐和铁作为能源。这些细菌是革兰氏阴性，宽为0.5 μm，长为1～3 μm，单独出现或偶尔成对出现，并已广泛应用于矿物加工（Donati and Sand, 2007）。
从A.氧化亚铁硫杆菌存在下对黄铁矿的研究实现了黄铜矿、闪锌矿、毒砂的选择性分离（chandraprabha et al.，2004，B；Deshpande et al.，2001,2004）。这些文章讨论该菌为从黄铁矿中选择性浮选矿物的效用。用细菌细胞提取，甚至在钾异丙基黄药捕收剂存在时黄铁矿也是被抑制的。
L.氧化亚铁硫杆菌在用黄药作捕收剂研究黄铜矿、闪锌矿、和磁黄铁矿可浮性中的影响，在本研究中，在该菌的存在下形成疏水性物种，使得黄铜矿浮选速率显著增加。结果表明，该菌引起的表面变化主要是由于矿物的氧化。
Nagaoka 和 co-workers（1999）研究了在A.氧化亚铁硫杆菌的存在下五硫化矿物（黄铁矿、辉铜矿、辉钼矿、镍矿、方铅矿）的可浮性。据观察，黄铁矿的细菌显著抑制，而其他硫化矿物的可浮性不受影响。推测，黄铁矿可浮性的抑制是由黄铁矿表面大量细菌引起的。
大部分的生物浮选研究是基于纯矿物的微尺度下进行的，但也有部分对原生矿石的研究 (Hosseini et al., 2005; Kolahdoozan et al., 2004; Yuce et al., 2006)。此研究为在原生铅锌矿浮选中，A.氧化亚铁硫杆菌和化学抑制剂氰化钠选择性抑制黄铁矿的效率比较，同时，还研究在A.氧化亚铁硫杆菌和氰化钠存在的情况下，闪锌矿和黄铁矿选择性分离。
2 实验材料与方法
2.1 矿石特性
从伊朗亚兹德省kooshk矿制备的低品位铅锌矿矿样中测定，含有31%黄铁矿、44%的白云石。Pb 2.34%、锌6.91%和铁15.36%，作为浮选和生物浮选实验的原生矿。用半定量X射线衍射（sqxrd）和原子吸收光谱法（AAS）技术分别研究矿石的矿物学性质和元素组成。
2.2 细菌培养
本研究是从Sarcheshmeh铜矿（伊朗）酸性排水隔离出纯品系的A.氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌菌种。细菌利用9k介质（3 g/L (NH4)2SO4，0.5 g/L MgSO4·7H2O，0.5 g/L K2HPO4，0.1 g/L KCl和pH = 1.85）在实验室中生长，分别接种10毫升的纯的细菌细胞在培养基中培养菌株。硝酸钾用于维持离子强度。在一个32℃的旋转振动筛中培养,保持在160转/分钟。微生物适应50克/升的原矿石后，A.氧化亚铁硫杆菌和A.氧化硫硫杆菌在硫酸亚铁和单质硫中单独生长。培养液经Whatman滤纸过滤去除悬浮固体。细胞用生物过滤纸介质（0.42μm）分离，然后用蒸馏水悬浮。实验过程中，使用0.1毫米深度的托马室和0.0025平方毫米面积的光学显微镜，用直接计数法估计溶液中的细胞数。
2.3浮选和生物浮选试验
浮选和生物浮选试验是在一个1.5升、850转的丹费型浮选机中，使用颗粒大小为95μm（d90）的300克矿石样品（25%的矿浆浓度）进行的。工业级乙基黄原酸钾（PEX）和戊基黄原酸钾（PAX）被分别用作方铅矿和闪锌矿的捕收剂。硫酸铜与氢氧化钠均为分析纯，用于闪锌矿的活化和pH值的调节。用于生物浮选实验的四个控制因素及其水平结果列于表1。这些因素在两个层次中变化，包括捕收剂用量、活化剂用量、氰化钠用量和细菌（A.氧化亚铁硫杆菌）溶液体积。图1描述了浮选和生物浮选试验的基准线。在所有的实验中，矿石中的有机材料被浮前要混合120克/吨甲基异丁基酮羰基（MIBC）和250克/吨柴油。因此，矿浆要在pH=7～7.5下反应2分钟，然后泡沫收集4分钟，叶轮转速为850转。在方铅矿和闪锌矿的调节阶段矿浆pH分别调整到9.5和11。在生物浮选实验，其中细菌作为黄铁矿抑制剂，矿物浮选前用300毫升菌液反应20分钟，叶轮转速为120转。溶液中的细菌数为3×10细胞/ml，闪锌矿浮选发泡阶段，泡沫收集7.5分钟。根据表2，在完全析因设计十九个浮选实验（Hl-H16）的中心点（H17-H19）进行。这些实验结果如下：
四个实验没有黄铁矿抑制剂。
四个实验以氰化钠为黄铁矿抑制剂。
四个实验用A.氧化亚铁硫杆菌为黄铁矿抑制剂。
四个实验用NaCN和A.氧化亚铁硫杆菌在黄铁矿抑制剂。
三个实验使用的中心点的因素来估计操作员错误的测试。
表 2 浮选和生物浮选试验因素与水平
表 3 闪锌矿浮选实验结果
图 6 实验流程图
2.4分离效率
分离效率被作为用方程计算闪锌矿浮选工艺冶金性能的一个指标：
其中C是入选原矿的重量百分比，M是闪锌矿矿物理论锌含量，C是闪锌矿精矿的锌品位，f是在原矿石样品的Zn品位。
2.5 最小显著性差异（LSD）
LSD是一个数值，可以作为处理平均（值）的比较基准。LSD的计算是作为一种比较工具：
t是一个取决于所需可信度和自由度的估计误差的因素，s是标准偏差，n是氮的样本量。从t分布表的理想条件下，t值为2.92（Anderson and Whitcomb，2000）。当LSD超标，其方法是明显不同的。
对实验结果分析后，计算出闪锌矿和黄铁矿回收的LSD值。表3给出的是由于样品分析和浮选实验中的误差所得的回收率标准偏差。对样品分析的误差估计中，一个实验的四个产品（包括预浮选阶段精矿，方铅矿精矿，闪锌矿精矿，最终尾矿）在不同时间进行了三次分析之后，计算回收率，估计标准偏差。三个生物浮选实验包括H17、H18、H19，是在不同的三天的完全相同条件下，对产品进行分析以确定实验误差。
在90%的置信区间，闪锌矿、黄铁矿回收率的LSD值计算分别为7.39%和7.1%的（表3）。闪锌矿精矿中铁和锌品位的LSD值计算分别为1.81%和1.03%。在实验结果分析中使用LSD值为例，通过改变捕收剂用量，闪锌矿回收率从64%提高到74%。因此，比较增加的数量（10%）与闪锌矿回收LSD值（7.39%），可以推测，捕收剂用量的影响是显著的。LSD值在浮选和生物浮选实验所有结果分析中被间接考虑。
表 4 闪锌矿与黄铁矿回收率误差
3.结果与讨论
闪锌矿、黄铁矿矿物的回收率，锌的分离效率（SE）和闪锌矿精矿中锌和铁的品位，随着反应过程被计算。实验条件和浮选和生物浮选试验结果列于表2。
3.1 活化剂与捕收剂的影响
3.1.1不存在抑制剂
在无任何黄铁矿抑制剂条件下，捕收剂和活化剂用量之间的相互作用对黄铁矿回收率的影响如图2a所示。图中很明显，在低浓度的活化剂用量（700克/吨）下，通过增加捕收剂用量，黄铁矿回收率显著增加（根据LSD）。在较高的活化剂浓度（1400克/吨）下，随着捕收剂用量的变化，黄铁矿的回收率提高不显著，因为LSD模块相互覆盖。在低浓度的活化剂和捕收剂用量下，只有38%的黄铁矿被浮出，而试剂浓度倍增造成52-59%的黄铁矿被浮出。因此，在pH为11时使用较低浓度的捕收剂，并增加硫酸铜用量，黄铁矿的回收率增加显著。然而，Red Dog ore间歇浮选试验报告（dichman和Finch，2001）表明，在加入铜后，黄铁矿的回收率显著下降。可以从图2b中了解，在设计点改变捕收剂用量并不能改善闪锌矿的回收，但在较低浓度的捕收剂下增加一倍的硫酸铜，闪锌矿回收率显著增加，从65.93%到73.77%。
试验H1-H4结果比较见表2，这没有进行抑制，可以得出结论，实验H1使用140克/吨的捕收剂和700克/吨CuSO4，闪锌矿和黄铁矿之间得到较高的选择性分离。
3.1.2有NaCN存在
从表2（H5-H9）可清晰看出，在较低的活化剂用量（700克/吨）下，通过增加捕收剂用量，黄铁矿回收率显著增加，而在较高的活化剂浓度（1400克/吨）下，捕收剂的影响可以忽略不计。然而，在氰化钠的存在下，改变捕收剂和活化剂用量，黄铁矿回收率与实验H1-H4相比变得相对更稳定。
在低浓度的硫酸铜作用下，改变捕收剂用量（从140到280），锌品位从18.63%下降到13.61%。硫酸铜浓度增加一倍时，精矿中铁的品位明显降低。
3.1.3有细菌存在
图3a显示在细菌的存在下，改变捕收剂和活化剂用量，闪锌矿回收率保持相对稳定。然而，图3a说明在较高浓度的活化剂和捕收剂（实验H10-H12）下，黄铁矿浮选的结果比实验H9大一倍。由于捕收剂和活化剂用量增加的负面影响，锌品位的减少和铁品位的增加，可以从图3b观察到。
实验H9-H12中黄铁矿回收率的结果与实验H5-H8比较，通过细菌作为抑制剂时改变浮选药剂，黄铁矿回收率被影响更显著。
在这类实验中，实验H9得到的黄铁矿回收率最低，闪锌矿回收率最高。在这种情况下，闪锌矿和黄铁矿的回收率分别达到74.03%和23.52%，锌、铁品位高达20.74%和11.52%。
图 8 （a）氧化亚铁硫杆菌对闪锌矿和黄铁矿回收率的影响
（b）闪锌矿精矿中锌和铁的品位
3.1.4 NaCN与细菌同时存在
实验H13-H16，细菌和氰化钠被用作黄铁矿抑制剂。这是从表2中得出的结果，在这种情况下，改变捕收剂或活化剂浓度不影响闪锌矿和黄铁矿的回收率。与实验H13-H16的结果相比，只有细菌或氰化钠作为抑制剂的实验，在两种抑制剂的协同作用下可以研究黄铁矿的回收率和铁的品位。实验H13中黄铁矿回收数量最少和铁品位最低，其中细菌和氰化钠是与低浓度的其他药剂一起使用的。
3.2 细菌和氰化钠抑制效率比较
前面讨论了，在没有任何黄铁矿抑制剂下，确定最大限度地减少黄铁矿浮选的最佳工艺条件。这些条件在实验H1、H5、H9和H13中获得。所有实验都使用低浓度浮选药剂进行（140克/吨PAX和700克/吨硫酸铜）。图4是这四个实验的结果比较。
图 9 （a）不同抑制剂对闪锌矿和黄铁矿回收率的影响以及锌的分离效率
（b）Zn和Fe的品位
NaCN对黄铁矿抑制的效率可以通过比较实验H1和H5结果进行评价。闪锌矿的回收率在氰化钠的存在下从65.91%提高到77.21%，而黄铁矿回收率从38.1%下降到25.3%。
无抑制的实验和有细菌的实验结果比较，很明显在A.氧化亚铁硫杆菌的存在下黄铁矿被显著抑制，回收率从38%下降到23%。然而，闪锌矿回收率从64.91%提高到74.03%。相比之下，利用细菌，闪锌矿精矿锌品位从15.22%提高到20.84%，铁品位下降到11.52%。从图4明显看出，无论是细菌还是氰化钠作为黄铁矿的抑制剂，锌的分离效率都有提高。同时，在细菌的存在下，获得了最高的分离效率。
由于A.氧化亚铁硫杆菌通过氧化铁离子与硫元素获取能量，细胞可能会强烈地吸附在黄铁矿表面。A.氧化亚铁硫杆菌可以通过直接机制影响矿物表面；细菌会消除氧化硫的产生，使矿物具有疏水性能且具有较高的可浮性，从而使黄铁矿的疏水性降低。换句话说，这种细菌可以抑制可浮性，这种抑制的假设机制是由于细菌细胞的粘附性而增加其表面亲水性（ohmuraet al.，1993）。
细菌和氰化钠抑制黄铁矿的效率可以用实验H5和H9的结果相比较（图4）。对黄铁矿的抑制，A.氧化亚铁硫杆菌很明显比氰化钠有效，NaCN和细菌作为抑制剂时黄铁矿的回收率分别为25.3%和23.5%。此外，在闪锌矿精矿中锌品位从18.63%提高到20.84%，铁品位从15.58%下降到11.52%。根据品位的LSD值看，这些变化都很显著的。在这些条件下，闪锌矿和黄铁矿的回收率，在NaCN和A.氧化亚铁硫杆菌的存在下大致相同。从相同的回收率和不同品位来看，较少的脉石矿物出现在有A.氧化亚铁硫杆菌存在的闪锌矿精矿中。这些结果说明，A.氧化亚铁硫杆菌对黄铁矿和其他脉石矿物的抑制能力比氰化钠好。实验H13的结果，其中细菌和氰化钠均用。其结果类似于H9。
3.3浮选动力学
大多数浮选系统可以用一级反应速率方程描述的说法已被广泛接受（方程3）。
R为累积回收率，t和k为浮选时间和动力学常数。常数k取决于很多因素，包括矿物学特征和通过浮选介质确定的如药剂种类和数量等因素（Kelebek and Nanthakumar, 2007）。
图5表明，无A.氧化亚铁硫杆菌时，用140克/吨PAX和700克/吨硫酸铜浮选闪锌矿和黄铁矿的过程，符合一级反应动力学模型。研究结果还表明，细菌的加入使得黄铁矿浮选率被削减一半。与此相反，闪锌矿的动力学常数增大。
图 10 在闪锌矿精矿最佳试剂用量下该菌对闪锌矿和黄铁矿浮选动力学常数的影响，
Kbsp和Kbpy分别是在细菌存在下闪锌矿和黄铁矿的动力学常数，而Ksp和Kpy分
别是细菌不存在的情况下闪锌矿和黄铁矿的动力学常数
3.4 验证实验
为了验证细菌的效果，在细菌用量最佳条件下重复两次实验。在这些实验的过程和以前的试验完全一样；然而，在新的实验中，一个用A.氧化亚铁硫杆菌，另一个用A.氧化硫硫杆菌，发泡时间从7.5减少到6.5分钟，结果见表4。在验证实验中，除了在闪锌矿精矿中细菌抑制黄铁矿能力的确认外，锌品位由20.84%上升到26.21%，黄铁矿回收率从23.56%下降到15.825%。
表 5在最佳条件下的验证实验结果
4 结论
在前面的工作中，设计了19个实验，浮选和生物浮选试验是在有无黄铁矿抑制剂存在的情况下进行的。
在这项研究的基础上，可以得出以下主要结论：
1、在无任何黄铁矿抑制剂情况下，使用140克/吨捕收剂和700克/吨硫酸铜可最大限度的减少黄铁矿。
2、氰化钠作为黄铁矿抑制剂时，改变捕收剂和活化剂的浓度，闪锌矿和黄铁矿的回收率相对稳定。
3、在A.氧化亚铁硫杆菌的存在，黄铁矿回收率从38.11%下降到23.52%，而闪锌矿回收率从65.91%提高到74.03%，锌品位从15.22%提高到20.84%。
4、NaCN和细菌作抑制剂时进行比较，闪锌矿和黄铁矿的回收率是相同的。然而，当细菌被作为黄铁矿抑制剂增加到最佳条件时，观察到锌品位增加3%和铁品位降低4%。
5、在生物浮选实验，过程的反应对其他浮选药剂的浓度非常敏感。因此，试剂用量是影响生物浮选过程的一个重要因素，这一因素已经在先前报道的生物浮选研究中被忽略了。
6、A.氧化亚铁硫杆菌和浮选矿浆作用20分钟后，黄铁矿的浮选速率常数明显下降。
7、不同的发泡时间验证实验结果表明，有A.氧化亚铁硫杆菌存在，74%的闪锌矿被浮出，Zn品位上升到26.21%，而黄铁矿的回收率仅为15.82%。用A.氧化硫硫杆菌也得到相似的结果。
摘 要：本研究，是对含31%黄铁矿的低品位铅锌矿浮选中氧化亚铁硫杆菌对黄铁矿选择性抑制的研究。在黄铁矿被明显抑制时细菌的最佳用量下，闪锌矿的回收率与品位都得到了提高。生物浮选试验结果表明，细菌抑制后的黄铁矿对其它浮选药剂的浓度非常敏感。最小显著差异值（LSD）使用具有90％的置信区间，研究所研究的因素的重要性。在相同的条件下，该菌对增加锌品位和分离效率比氰化钠更有效。浮选动力学研究证实在氧化亚铁硫杆菌存在下，黄铁矿动力学速率常数的下降相当大。
关键词：细菌，泡沫浮选，硫化矿，氰化钠，工艺优化
1.引言
复杂的贱金属硫化物矿石的选矿一般是基于从冶金工艺中提取锌、铅、铜精矿的选择性生产（Carta et al.，1980）。闪锌矿的分离通过铜活化会变得复杂，矿浆内其他矿物会不经意的随着闪锌矿活化。黄铁矿（FeS2）是铜活化的矿物之一，它可与闪锌矿一起浮出（Wills and Napier-Munn, 2006）。
锌精矿中铁的硫化物（如黄铁矿、磁黄铁矿）从冶炼的角度来说完全没有经济吸引力，（Gaudin，1957）。它可以通过在碱性溶液（石灰）中使用高选择性的无机改性剂如氰化物、亚硫酸盐与硫酸锌组合氰亚铁酸盐进行浮选去除（Fuerstenau et al., 1985; Shen et al., 1998）。氰化物是一种最常用的镇静剂；然而，它们的使用已引起了许多在环保问题方面的关注。此外，耗尽可用的易加工的矿产资源将最有可能导致一个选矿问题，就是在一些难选矿石用常规浮选和絮凝方法产生不良结果的时候，将不得不去探索更先进的解决方案（Carta et al.，1980）。
微生物在选矿中的效用已被的阐明。近年来生物技术已被用于处理难选矿石与环境的维护。生物浮选是处理矿石的一个相对较新的方法；它被定义为“通过微生物之间相互作用的商业煤矸石的选择性分离（Deo and Natarajan, 1997）。
与氰化物、金属硫氢化物、重铬酸盐等常规无机试剂相比，细菌是无毒环保的。许多研究表明，某些类型的细菌，如嗜酸氧化亚铁硫杆菌，可以抑制某些矿物的浮选，如黄铁矿（Sharma and Hanumantha, 2001）。A.氧化亚铁硫杆菌，一种常见的自养型、嗜酸、嗜温的微生物，能用硫、硫代硫酸盐和铁作为能源。这些细菌是革兰氏阴性，宽为0.5 μm，长为1～3 μm，单独出现或偶尔成对出现，并已广泛应用于矿物加工（Donati and Sand, 2007）。
从A.氧化亚铁硫杆菌存在下对黄铁矿的研究实现了黄铜矿、闪锌矿、毒砂的选择性分离（chandraprabha et al.，2004，B；Deshpande et al.，2001,2004）。这些文章讨论该菌为从黄铁矿中选择性浮选矿物的效用。用细菌细胞提取，甚至在钾异丙基黄药捕收剂存在时黄铁矿也是被抑制的。
L.氧化亚铁硫杆菌在用黄药作捕收剂研究黄铜矿、闪锌矿、和磁黄铁矿可浮性中的影响，在本研究中，在该菌的存在下形成疏水性物种，使得黄铜矿浮选速率显著增加。结果表明，该菌引起的表面变化主要是由于矿物的氧化。
Nagaoka 和 co-workers（1999）研究了在A.氧化亚铁硫杆菌的存在下五硫化矿物（黄铁矿、辉铜矿、辉钼矿、镍矿、方铅矿）的可浮性。据观察，黄铁矿的细菌显著抑制，而其他硫化矿物的可浮性不受影响。推测，黄铁矿可浮性的抑制是由黄铁矿表面大量细菌引起的。
大部分的生物浮选研究是基于纯矿物的微尺度下进行的，但也有部分对原生矿石的研究 (Hosseini et al., 2005; Kolahdoozan et al., 2004; Yuce et al., 2006)。此研究为在原生铅锌矿浮选中，A.氧化亚铁硫杆菌和化学抑制剂氰化钠选择性抑制黄铁矿的效率比较，同时，还研究在A.氧化亚铁硫杆菌和氰化钠存在的情况下，闪锌矿和黄铁矿选择性分离。
2 实验材料与方法
2.1 矿石特性
从伊朗亚兹德省kooshk矿制备的低品位铅锌矿矿样中测定，含有31%黄铁矿、44%的白云石。Pb 2.34%、锌6.91%和铁15.36%，作为浮选和生物浮选实验的原生矿。用半定量X射线衍射（sqxrd）和原子吸收光谱法（AAS）技术分别研究矿石的矿物学性质和元素组成。
2.2 细菌培养
本研究是从Sarcheshmeh铜矿（伊朗）酸性排水隔离出纯品系的A.氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌菌种。细菌利用9k介质（3 g/L (NH4)2SO4，0.5 g/L MgSO4·7H2O，0.5 g/L K2HPO4，0.1 g/L KCl和pH = 1.85）在实验室中生长，分别接种10毫升的纯的细菌细胞在培养基中培养菌株。硝酸钾用于维持离子强度。在一个32℃的旋转振动筛中培养,保持在160转/分钟。微生物适应50克/升的原矿石后，A.氧化亚铁硫杆菌和A.氧化硫硫杆菌在硫酸亚铁和单质硫中单独生长。培养液经Whatman滤纸过滤去除悬浮固体。细胞用生物过滤纸介质（0.42μm）分离，然后用蒸馏水悬浮。实验过程中，使用0.1毫米深度的托马室和0.0025平方毫米面积的光学显微镜，用直接计数法估计溶液中的细胞数。
2.3浮选和生物浮选试验
浮选和生物浮选试验是在一个1.5升、850转的丹费型浮选机中，使用颗粒大小为95μm（d90）的300克矿石样品（25%的矿浆浓度）进行的。工业级乙基黄原酸钾（PEX）和戊基黄原酸钾（PAX）被分别用作方铅矿和闪锌矿的捕收剂。硫酸铜与氢氧化钠均为分析纯，用于闪锌矿的活化和pH值的调节。用于生物浮选实验的四个控制因素及其水平结果列于表1。这些因素在两个层次中变化，包括捕收剂用量、活化剂用量、氰化钠用量和细菌（A.氧化亚铁硫杆菌）溶液体积。图1描述了浮选和生物浮选试验的基准线。在所有的实验中，矿石中的有机材料被浮前要混合120克/吨甲基异丁基酮羰基（MIBC）和250克/吨柴油。因此，矿浆要在pH=7～7.5下反应2分钟，然后泡沫收集4分钟，叶轮转速为850转。在方铅矿和闪锌矿的调节阶段矿浆pH分别调整到9.5和11。在生物浮选实验，其中细菌作为黄铁矿抑制剂，矿物浮选前用300毫升菌液反应20分钟，叶轮转速为120转。溶液中的细菌数为3×10细胞/ml，闪锌矿浮选发泡阶段，泡沫收集7.5分钟。根据表2，在完全析因设计十九个浮选实验（Hl-H16）的中心点（H17-H19）进行。这些实验结果如下：
四个实验没有黄铁矿抑制剂。
四个实验以氰化钠为黄铁矿抑制剂。
四个实验用A.氧化亚铁硫杆菌为黄铁矿抑制剂。
四个实验用NaCN和A.氧化亚铁硫杆菌在黄铁矿抑制剂。
三个实验使用的中心点的因素来估计操作员错误的测试。
表 2 浮选和生物浮选试验因素与水平
| 水平 | A: PAX (g/t) | B: CuSO4 (g/t) | C: NaCN (g/t) | D: 细菌溶液（ml） |
| 高 | 140 | 700 | 0 | 0 |
| 低 | 280 | 1400 | 100 | 300 |
| 中 | 210 | 1050 | 50 | 150 |
表 3 闪锌矿浮选实验结果
| 实验方案 | A | B | C | D | Zn（%） | Fe（%） | 闪锌矿回收率（%） | 黄铁矿回收率（%） | Zn分离效率（%） |
| H1 | 140 | 700 | 0 | 0 | 1 5.22 | 14.23 | 65.91 | 38.11 | 37.59 |
| H2 | 280 | 700 | 0 | 0 | 11.52 | 14.44 | 64.39 | 52.98 | 28.40 |
| H3 | 140 | 1400 | 0 | 0 | 11.76 | 22.49 | 73.77 | 53.02 | 36.06 |
| H4 | 280 | 1400 | 0 | 0 | 9.57 | 22.88 | 70.69 | 59.62 | 28.01 |
| H5 | 140 | 700 | 100 | 0 | 18.63 | 15.58 | 77.20 | 25.31 | 53.12 |
| H6 | 280 | 700 | 100 | 0 | 13.12 | 16.51 | 72.53 | 32.88 | 41.05 |
| H7 | 140 | 1400 | 100 | 0 | 18.16 | 11.81 | 69.22 | 24.02 | 47.21 |
| H8 | 280 | 1400 | 100 | 0 | 18.61 | 10.98 | 76.11 | 24.62 | 52.29 |
| H9 | 140 | 700 | 0 | 300 | 20.84 | 11.52 | 74.03 | 23.52 | 56.98 |
| H10 | 280 | 700 | 0 | 300 | 11.85 | 15.20 | 70.91 | 49.79 | 32.78 |
| H11 | 140 | 1400 | 0 | 300 | 15.04 | 20.14 | 73.19 | 41.11 | 42.72 |
| H12 | 280 | 1400 | 0 | 300 | 10.63 | 18.94 | 72.95 | 54.22 | 32.11 |
| H13 | 140 | 700 | 100 | 300 | 20.12 | 10.55 | 73.11 | 20.53 | 53.53 |
| H14 | 280 | 700 | 100 | 300 | 18.20 | 14.33 | 76.12 | 22.81 | 52.06 |
| H15 | 140 | 1400 | 100 | 300 | 11.67 | 11.94 | 71.36 | 21.07 | 49.08 |
| H16 | 280 | 1400 | 100 | 300 | 19.15 | 12.69 | 72.57 | 23.58 | 51.51 |
| H17 | 210 | 1050 | 50 | 150 | 15.56 | 13.51 | 76.91 | 29.94 | 47.83 |
| H18 | 210 | 1050 | 50 | 150 | 17.42 | 14.40 | 79.39 | 25.59 | 49.98 |
| H19 | 210 | 1050 | 50 | 150 | 16.28 | 15.16 | 75.10 | 28.41 | 49.90 |
图 6 实验流程图
2.4分离效率
分离效率被作为用方程计算闪锌矿浮选工艺冶金性能的一个指标：
其中C是入选原矿的重量百分比，M是闪锌矿矿物理论锌含量，C是闪锌矿精矿的锌品位，f是在原矿石样品的Zn品位。
2.5 最小显著性差异（LSD）
LSD是一个数值，可以作为处理平均（值）的比较基准。LSD的计算是作为一种比较工具：
t是一个取决于所需可信度和自由度的估计误差的因素，s是标准偏差，n是氮的样本量。从t分布表的理想条件下，t值为2.92（Anderson and Whitcomb，2000）。当LSD超标，其方法是明显不同的。
对实验结果分析后，计算出闪锌矿和黄铁矿回收的LSD值。表3给出的是由于样品分析和浮选实验中的误差所得的回收率标准偏差。对样品分析的误差估计中，一个实验的四个产品（包括预浮选阶段精矿，方铅矿精矿，闪锌矿精矿，最终尾矿）在不同时间进行了三次分析之后，计算回收率，估计标准偏差。三个生物浮选实验包括H17、H18、H19，是在不同的三天的完全相同条件下，对产品进行分析以确定实验误差。
在90%的置信区间，闪锌矿、黄铁矿回收率的LSD值计算分别为7.39%和7.1%的（表3）。闪锌矿精矿中铁和锌品位的LSD值计算分别为1.81%和1.03%。在实验结果分析中使用LSD值为例，通过改变捕收剂用量，闪锌矿回收率从64%提高到74%。因此，比较增加的数量（10%）与闪锌矿回收LSD值（7.39%），可以推测，捕收剂用量的影响是显著的。LSD值在浮选和生物浮选实验所有结果分析中被间接考虑。
表 4 闪锌矿与黄铁矿回收率误差
| 来源 | 回收率的标准偏差（%） | |
| 闪锌矿 | 黄铁矿 | |
| 样品分析 | 0.92 | 0.78 |
| 浮选和生物浮选 | 2.18 | 2.20 |
| 总计 | 3.10 | 2.98 |
3.结果与讨论
闪锌矿、黄铁矿矿物的回收率，锌的分离效率（SE）和闪锌矿精矿中锌和铁的品位，随着反应过程被计算。实验条件和浮选和生物浮选试验结果列于表2。
3.1 活化剂与捕收剂的影响
3.1.1不存在抑制剂
在无任何黄铁矿抑制剂条件下，捕收剂和活化剂用量之间的相互作用对黄铁矿回收率的影响如图2a所示。图中很明显，在低浓度的活化剂用量（700克/吨）下，通过增加捕收剂用量，黄铁矿回收率显著增加（根据LSD）。在较高的活化剂浓度（1400克/吨）下，随着捕收剂用量的变化，黄铁矿的回收率提高不显著，因为LSD模块相互覆盖。在低浓度的活化剂和捕收剂用量下，只有38%的黄铁矿被浮出，而试剂浓度倍增造成52-59%的黄铁矿被浮出。因此，在pH为11时使用较低浓度的捕收剂，并增加硫酸铜用量，黄铁矿的回收率增加显著。然而，Red Dog ore间歇浮选试验报告（dichman和Finch，2001）表明，在加入铜后，黄铁矿的回收率显著下降。可以从图2b中了解，在设计点改变捕收剂用量并不能改善闪锌矿的回收，但在较低浓度的捕收剂下增加一倍的硫酸铜，闪锌矿回收率显著增加，从65.93%到73.77%。
试验H1-H4结果比较见表2，这没有进行抑制，可以得出结论，实验H1使用140克/吨的捕收剂和700克/吨CuSO4，闪锌矿和黄铁矿之间得到较高的选择性分离。
3.1.2有NaCN存在
从表2（H5-H9）可清晰看出，在较低的活化剂用量（700克/吨）下，通过增加捕收剂用量，黄铁矿回收率显著增加，而在较高的活化剂浓度（1400克/吨）下，捕收剂的影响可以忽略不计。然而，在氰化钠的存在下，改变捕收剂和活化剂用量，黄铁矿回收率与实验H1-H4相比变得相对更稳定。
在低浓度的硫酸铜作用下，改变捕收剂用量（从140到280），锌品位从18.63%下降到13.61%。硫酸铜浓度增加一倍时，精矿中铁的品位明显降低。
3.1.3有细菌存在
图3a显示在细菌的存在下，改变捕收剂和活化剂用量，闪锌矿回收率保持相对稳定。然而，图3a说明在较高浓度的活化剂和捕收剂（实验H10-H12）下，黄铁矿浮选的结果比实验H9大一倍。由于捕收剂和活化剂用量增加的负面影响，锌品位的减少和铁品位的增加，可以从图3b观察到。
实验H9-H12中黄铁矿回收率的结果与实验H5-H8比较，通过细菌作为抑制剂时改变浮选药剂，黄铁矿回收率被影响更显著。
在这类实验中，实验H9得到的黄铁矿回收率最低，闪锌矿回收率最高。在这种情况下，闪锌矿和黄铁矿的回收率分别达到74.03%和23.52%，锌、铁品位高达20.74%和11.52%。
图 8 （a）氧化亚铁硫杆菌对闪锌矿和黄铁矿回收率的影响
（b）闪锌矿精矿中锌和铁的品位
3.1.4 NaCN与细菌同时存在
实验H13-H16，细菌和氰化钠被用作黄铁矿抑制剂。这是从表2中得出的结果，在这种情况下，改变捕收剂或活化剂浓度不影响闪锌矿和黄铁矿的回收率。与实验H13-H16的结果相比，只有细菌或氰化钠作为抑制剂的实验，在两种抑制剂的协同作用下可以研究黄铁矿的回收率和铁的品位。实验H13中黄铁矿回收数量最少和铁品位最低，其中细菌和氰化钠是与低浓度的其他药剂一起使用的。
3.2 细菌和氰化钠抑制效率比较
前面讨论了，在没有任何黄铁矿抑制剂下，确定最大限度地减少黄铁矿浮选的最佳工艺条件。这些条件在实验H1、H5、H9和H13中获得。所有实验都使用低浓度浮选药剂进行（140克/吨PAX和700克/吨硫酸铜）。图4是这四个实验的结果比较。
图 9 （a）不同抑制剂对闪锌矿和黄铁矿回收率的影响以及锌的分离效率
（b）Zn和Fe的品位
NaCN对黄铁矿抑制的效率可以通过比较实验H1和H5结果进行评价。闪锌矿的回收率在氰化钠的存在下从65.91%提高到77.21%，而黄铁矿回收率从38.1%下降到25.3%。
无抑制的实验和有细菌的实验结果比较，很明显在A.氧化亚铁硫杆菌的存在下黄铁矿被显著抑制，回收率从38%下降到23%。然而，闪锌矿回收率从64.91%提高到74.03%。相比之下，利用细菌，闪锌矿精矿锌品位从15.22%提高到20.84%，铁品位下降到11.52%。从图4明显看出，无论是细菌还是氰化钠作为黄铁矿的抑制剂，锌的分离效率都有提高。同时，在细菌的存在下，获得了最高的分离效率。
由于A.氧化亚铁硫杆菌通过氧化铁离子与硫元素获取能量，细胞可能会强烈地吸附在黄铁矿表面。A.氧化亚铁硫杆菌可以通过直接机制影响矿物表面；细菌会消除氧化硫的产生，使矿物具有疏水性能且具有较高的可浮性，从而使黄铁矿的疏水性降低。换句话说，这种细菌可以抑制可浮性，这种抑制的假设机制是由于细菌细胞的粘附性而增加其表面亲水性（ohmuraet al.，1993）。
细菌和氰化钠抑制黄铁矿的效率可以用实验H5和H9的结果相比较（图4）。对黄铁矿的抑制，A.氧化亚铁硫杆菌很明显比氰化钠有效，NaCN和细菌作为抑制剂时黄铁矿的回收率分别为25.3%和23.5%。此外，在闪锌矿精矿中锌品位从18.63%提高到20.84%，铁品位从15.58%下降到11.52%。根据品位的LSD值看，这些变化都很显著的。在这些条件下，闪锌矿和黄铁矿的回收率，在NaCN和A.氧化亚铁硫杆菌的存在下大致相同。从相同的回收率和不同品位来看，较少的脉石矿物出现在有A.氧化亚铁硫杆菌存在的闪锌矿精矿中。这些结果说明，A.氧化亚铁硫杆菌对黄铁矿和其他脉石矿物的抑制能力比氰化钠好。实验H13的结果，其中细菌和氰化钠均用。其结果类似于H9。
3.3浮选动力学
大多数浮选系统可以用一级反应速率方程描述的说法已被广泛接受（方程3）。
R为累积回收率，t和k为浮选时间和动力学常数。常数k取决于很多因素，包括矿物学特征和通过浮选介质确定的如药剂种类和数量等因素（Kelebek and Nanthakumar, 2007）。
图5表明，无A.氧化亚铁硫杆菌时，用140克/吨PAX和700克/吨硫酸铜浮选闪锌矿和黄铁矿的过程，符合一级反应动力学模型。研究结果还表明，细菌的加入使得黄铁矿浮选率被削减一半。与此相反，闪锌矿的动力学常数增大。
图 10 在闪锌矿精矿最佳试剂用量下该菌对闪锌矿和黄铁矿浮选动力学常数的影响，
Kbsp和Kbpy分别是在细菌存在下闪锌矿和黄铁矿的动力学常数，而Ksp和Kpy分
别是细菌不存在的情况下闪锌矿和黄铁矿的动力学常数
3.4 验证实验
为了验证细菌的效果，在细菌用量最佳条件下重复两次实验。在这些实验的过程和以前的试验完全一样；然而，在新的实验中，一个用A.氧化亚铁硫杆菌，另一个用A.氧化硫硫杆菌，发泡时间从7.5减少到6.5分钟，结果见表4。在验证实验中，除了在闪锌矿精矿中细菌抑制黄铁矿能力的确认外，锌品位由20.84%上升到26.21%，黄铁矿回收率从23.56%下降到15.825%。
表 5在最佳条件下的验证实验结果
| PAX(g/t) | CuSO4(g/t) | 细菌 | 发泡时间（min） | 品位（%） | 回收率（%） | ||
| Zn | Fe | 闪锌矿 | 黄铁矿 | ||||
| 140 | 700 | A.ferrooxidans | 7.5 | 20.84 | 11.52 | 74.03 | 23.52 |
| 140 | 700 | A.ferrooxidans | 6.5 | 26.21 | 11.94 | 74.68 | 15.82 |
| 140 | 700 | A.thiooxidans | 6.5 | 24.32 | 13.57 | 74.29 | 18.73 |
在前面的工作中，设计了19个实验，浮选和生物浮选试验是在有无黄铁矿抑制剂存在的情况下进行的。
在这项研究的基础上，可以得出以下主要结论：
1、在无任何黄铁矿抑制剂情况下，使用140克/吨捕收剂和700克/吨硫酸铜可最大限度的减少黄铁矿。
2、氰化钠作为黄铁矿抑制剂时，改变捕收剂和活化剂的浓度，闪锌矿和黄铁矿的回收率相对稳定。
3、在A.氧化亚铁硫杆菌的存在，黄铁矿回收率从38.11%下降到23.52%，而闪锌矿回收率从65.91%提高到74.03%，锌品位从15.22%提高到20.84%。
4、NaCN和细菌作抑制剂时进行比较，闪锌矿和黄铁矿的回收率是相同的。然而，当细菌被作为黄铁矿抑制剂增加到最佳条件时，观察到锌品位增加3%和铁品位降低4%。
5、在生物浮选实验，过程的反应对其他浮选药剂的浓度非常敏感。因此，试剂用量是影响生物浮选过程的一个重要因素，这一因素已经在先前报道的生物浮选研究中被忽略了。
6、A.氧化亚铁硫杆菌和浮选矿浆作用20分钟后，黄铁矿的浮选速率常数明显下降。
7、不同的发泡时间验证实验结果表明，有A.氧化亚铁硫杆菌存在，74%的闪锌矿被浮出，Zn品位上升到26.21%，而黄铁矿的回收率仅为15.82%。用A.氧化硫硫杆菌也得到相似的结果。