一、名词解释
重力选矿法（简称重选法）：是在运动介质（水）中，按粒度比重和粒度的差异进行分选的分法。
浮选法：是选金生产中，应用广泛的一种选矿法。是利用矿物表面物理化学性质的差异来选分矿石的一种方法。
混汞法：是一种古老而又简易的选金方法。在矿浆中，金粒被汞（水银）选择性地润湿并形成金汞齐，使它和别的矿物及脉石互相分离，这种方法称为混汞法。
品位：就是矿石或选矿产物中该金属或选矿产物重量之比值，通常用百分数来表示。
产率：选矿产物的重量与原矿重量之比值，通常用百分数来表示。
选矿比：原矿重量与精矿重量的比值，它表示获得1吨精矿需要处理的原矿的吨位。
富矿比：精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位之比值。它表示精矿中有用成分的品位和原矿中有用成分的品位高出的倍数。
回收率：选矿的目的就是要把原矿中所含的金属，大限度地选入到品位更高的精矿中。这个选分过程的完全程度，可以用金属回收率来评定。所谓金属回收率，就是精矿中所含的金属重量与原矿中该金属重量的比值，常用百分数来表示。
二、选矿指标
处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克)/处理原矿量(吨)
精矿品位：
是指平均每吨精矿中的含金量，它是反映精矿质量的指标，计算公式为：
精矿品位(克/吨)＝精矿含金量(克)/精矿数量(吨)
精矿产率：
是指产出的精矿量占原矿量的百分比，它是反映选矿厂质量的指标。计算公式为：
精矿产率(％)＝精矿数量(吨)/原矿数量(吨)×100％
尾矿品位：
是指选矿厂排弃的尾矿中，平均每吨尾矿中的含金量。它是反映在选矿过程中金属损失程度的指标。计算公式为：
尾矿品位(克/吨)＝尾矿含金量(克)/尾矿数量(吨)
尾矿量(吨)＝处理原矿量(吨)－精矿量(吨)
选矿回收率：
是指采用各种选矿方法获得的产品含金量占处理原矿含金
量的百分比。按理论和实际回收率两种方法计算。
选矿理论回收率(％)＝精矿品位×(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位×(精矿品位－尾矿品位))×100％
=理论回收的金属量(克)/处理原矿金属量(克)×100％
选矿实际回收率(％)＝金精矿含金量(克)/原矿含金量(克)×100％
(浮选回收率)
浸出率：
是指经浸出作业已溶解金的金属量占氰原矿金属量的百分比。计算公式为：
浸出率＝已溶解金的金属量(克)/氰原矿金属量(克)×100％
=(氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克))/氰原矿金属量(克)×100％
洗涤率：
是指贵液中含金量占浸出溶解金的金属量的百分比。计算公式为：
洗涤率(％)=贵液含金量(克)/浸出已溶金的金属量(克)×100％
=(氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克)－排液金属量(克))/(氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克))×100％
置换率：
是指通过置换沉淀而析出的金泥含金量占贵液含金量的百分比。计算公式为：
置换率(％)＝金泥含金量(克)/贵液含金量(克)×100％
氰化回收率：
是指氰化金泥含金量占氰原矿含金量的百分比。计算公式为：
氰化回收率(％)＝金泥含金量(克)/氰原矿含金量(克)×100％
＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)
氰化金泥冶炼回收率：
是指冶炼后合质金含量占氰化金泥量的百分比。计算公式为：
冶炼回收率＝合质金含金量(克)/金泥含金量(克)×100％
氰化选冶回收率：
是指氰化厂产品合质金含金量占氰原含金量的百分比。计算公式为：
氰化冶炼回收率＝合质金含金量(克)/氰原含金量(克)×100％
＝氰化回收率(％)×金泥冶炼回收率(％)
＝浸出率(％)×洗涤率(％)×置换率(％)×金泥冶炼回收率
选冶总回收率：
是指选冶车间加工处理产出的各种合格产品的金属量总和与原矿金属量之百分比。计算公式为：
选冶厂回收率(％)＝各种产品金属量之和(克)/原矿金属量(克)×100％
选矿比：
是指处理原矿量与选出精矿量的比例，即每选出一吨金精矿所需要原矿石吨数，以倍数表示：
选矿比(倍)＝原矿处理量(吨)/精矿量(吨)
磨矿机利用系数：
是指磨矿机每立方米有效容积在单位时间(小时)内所处理的新增合格粒度矿量。计算公式为：
磨矿机利用系数(吨/立方米.台时)＝新增合格粒度产出率(％)×原矿处理量(吨)/(各台磨矿机容积(立方米)×作业小时数之和)
磨矿机作业率：
是指磨矿机实际作业时间占日历时间的百分比，计算公式为：
磨矿机作业率(％)＝各磨矿机实际作业台时数之和/磨矿机日历作业台时数之和×100％
平均日处理量：
平均日处理量是指平均每个选矿工作日所处理的原矿量。计算公式为：
平均日处理量(吨/日)＝原矿处理量(吨)/选厂作业天数(日)
选厂作业天数应以磨矿机是否开动来确定，只要开动就算１天，而不论当天开动时间的多少。
选矿车间全员实物劳动生产率：
是指矿山选矿全部职工在报告期内，平均每人所完成的原矿处理量。计算公式为：
选矿车间全员实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/选冶车间全部职工平均人数(人)
选矿车间工人实物劳动生产率：
是指选矿厂平均每个工人在报告期内所完成的原矿处理量。计算公式为：
选矿车间工人实物劳动生产率(吨/人)＝原矿处理量(吨)/选矿车间工人平均人数(人)
选氰物料消耗：
是指在选矿、氰化过程中每处理一吨原矿石或金精矿所消耗的主要物料数量。计算公式为：
物料单耗(消耗量单位/吨)＝某种物料耗用总量(消耗单位)/原矿处理量(吨)
或＝某种物料耗用总量(消耗单位)/金精矿量
1.浮选：依据矿物表面物理化学性质的差异进行分选的方法。
2.泡沫浮选：以泡沫为载体依据矿物表面物理化学性质的差异分选细粒物料的方法。
3.可选性：矿物浮选的难易程度。
4.品位：目的物在矿石中所占有的百分比。
5.精矿产率：矿物浮选精矿产品在原矿中所占有的百分比。
6.润湿：润湿是自然界中常的现象，是由于液体固体表面排挤在固体表面所产生的一种界面作用。
7.三相润湿周边：当气泡附着浸入水中的矿物表面，达到润湿平衡时，气泡在矿物表面所形成三相接触点围成的周边。
8.润湿接触角：过三相润湿周边上任一点P作气液界面的切线与固液界面之间所形成的包括液相的夹角。
9.润湿阻滞：润湿过程中，润湿周边展开或移动受到阻碍，使平衡接触角发生改变，这种现象称为润湿阻滞。
10.水化作用：水分子在矿物表面（或离子表面）定向排列。
11.疏水矿物表面：润湿性差、接触角大的疏水表面。
12.亲水矿物表面：润湿性好、接触角小的亲水表面。
13.疏水性矿物：矿物表面极性弱，对水分子的引力小，水化作用弱的矿物。
14.粘附功：矿粒与气泡附着只有单位面积时，附着前后体系的自由能的变化。
15.定位离子：在双电层内层吸附的离子。
16.配衡离子：颗粒表面带电后，吸引溶液中的反号离子，即双电层外层吸附的反号离子。
17.总电位：指矿物表面与溶液之间的电位差。也称表面电位。
18.斯特恩电位：斯特恩层与溶液的电位差。
19.动电位：滑动面上的电位和溶液内部的电位差，也称Zate电位。
20.零电点：矿物表面的静电荷为零时，溶液中定位离子的负对数值。
21.等电点：矿物表面电动电位为零时，溶液中定位离子的负对数值。
22.正吸附：吸附后表面层溶质的浓度大于溶液内部的浓度，这种吸附称为正吸附。
23.负吸附：吸附后表面层溶质的浓度小于溶液内部的浓度，这种吸附称为负吸附。
24.物理吸附：由分子间力引起的吸附。
25.特性吸附：双电层吸附中除静电吸附以外的吸附。对溶液中某种组分有特殊的亲合力。
26.半胶束吸附：在范德华力的作用下，矿物表面吸附捕收剂的非极性端发生缔合作用形成类似胶束的结构。
27.捕收剂：作用在固液界面上，且有选择性可以固体表面提高疏水性，增加可浮性，促使气泡附着，增强附着的牢固性浮选药剂。
28.起泡剂：作用于气液界面上，降低表面张力，具有起泡作用的表面活性物质。
29.三相泡沫：由液、气、固三相构成的泡沫。
30.两相泡沫：由液、气两相构成的泡沫。
31.抑制作用：破坏和削弱矿物对捕收剂的吸附，增强矿物表面的亲水性，从而降低矿物可浮性的作用
32.活化作用：能促进和增强矿物与捕收剂的相互作用，提高矿物的可浮性。
33.气泡矿化：浮选过程中，颗粒附着在气泡上的现象。
34.矿化气泡：附着矿粒的气泡。
35.浮选动力学：泡沫产品随浮选时间变化的数量关系。
36.浮选速度常数：浓度为1时的浮选速度。是一个比例常数。
37.接触时间：从碰撞瞬间到发生脱落瞬间所经历的时间。
38.诱导时间：从碰撞瞬间到发生附着瞬间所经历的时间。
39.接触曲线：同一种矿物，同一种药剂，气泡能否与矿物附着的药剂用量与pH值之间的关系曲线，称为接触曲线。
40.充气量：浮选机正常工作，单位时间、单位浮选槽面积所能吸入气体的数量。
41.矿浆通过能力：浮选机单位时间内所能处理的矿浆量立方米数。
42.充气均匀度：气泡在矿浆中分布的均匀性。
43.浮选段数：浮选中磨矿与浮选相结合的次数。
44.浮选循环：回路，经过一次浮选，得到一种产品称一个循环。
45.浮选流程：矿石浮选时，矿浆流经各作业的总称。
46.二次富集作用：在泡沫层中上层气泡破灭和机械夹带的水形成下泻水流，随下泻水流机械夹带的非目的物重新返回矿浆中，这种在泡沫层中发生的富集作用称为二次富集作用。
47.精选作业：对处选粗选作业的精矿进行分选的作业。
48.扫选作业：对粗选（或扫选或前序浮选）作业的尾矿进行的分选作业。
49.粗选作业：浮选工艺中首回对矿浆进行的分选作业。
