铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

5月17日音讯：    我国铜矿资源虽居全球10位之内，但不少产地固交通阻塞，矿石档次偏低，近期难以使用，铜矿资源仍然是国内缺少矿种之一。     铜矿是新疆开发使用较早的一个矿种，据考证其前史可追溯到战国时期，如尼勒克县境内的奴拉赛铜矿，在公元前400～600年前已挖掘，其古矿坑深达80余米。从清代到新我国建立前被间歇性挖掘使用的铜矿，有库车县境内的恰克玛克铜矿、乌鲁木齐的达坂城铜矿、木垒的波斯唐铜矿，以及阿克陶县境内的卡拉玛铜矿等。但真实有突破性开展，并获得丰盛找矿效果，仍是80年代中期之后。继80年代初期，新疆地矿局第四地质大队发现了大型规划的喀拉通克铜镍矿床后，80年代巾期，新疆地矿局第六地质大队在哈密区域又发现了大型规划的黄山、黄山东等酮镍矿床，90年代中期，新疆地矿局第四地质大队对阿舍勒大型富铜矿床的发现和查明，以及90年代后期，新疆地矿局榜首地质大队在哈密区域发现的土屋、土屋东和延东大型斑岩铜矿，不只完全完毕了新疆缺铜少镍的前史华章，一起也在必定程度上缓解了国内铜镍资源的严重局势。     很多铜镍矿的发现，推动了新疆矿业开发作业的鼓起．到2000年新疆挖掘铜矿山达21处，镍矿山13处，年产铜矿石量8．10万吨，总产值2 692余万元，镍矿石量约17．3万吨，总产值10402余万元。跟着国家要点矿山阿舍勒铜矿的建成投产，估计全区挖掘量可达130万吨，铜镍矿开发工业定会有更大的开展。 一、散布与规划     新疆境内已知铜镍矿床(点)合计67个，其间储量规划>50万吨的大型铜矿床4处，50一10万吨之间的中型铜矿床7处。10～1万吨的小型铜矿床14处。到2000年止，全区已探明铜储量l 012．65万吨，其间现在正在作业的哈密区域土屋、土屋东和延东铜矿，前景储量为702万吨。其散布以东西天山居首，约占全区铜总储量的81，85％，其次为阿尔泰山区域，约占全区铜总睹量的17．30％，昆仑一阿尔金山区域，由于作业程度偏低，已知铜储量仅占全区总量的0.85％。到2000年末已上储量表的矿产地31处，保有诸量221．9万吨，其间C级以上储量约占38.8％。按行政区排位，占有铜储量前三位者，分别是哈密、阿勒泰和伊梨—博州区域。     镍矿是自治区又一优势矿产资源，现在已知矿床(点)9个．其间镍金属储量>10万吨的大型矿床4处，2～10万吨的中型矿床2处，2～0.2万吨的小型矿床3处。到2000年末，全区已探明镍金属储量114．90万吨，到2000年末已上储量表镍矿产地6处，保育镍金属储量89.4万吨，其间C级以上储量约占16％，此外，在区内几个铬铁矿床中的干余吨伴生镍未核算在内。     新疆的镍矿资源首要会集散布在天山和阿尔泰山区域，其间天山区域镍矿储量约占全区总储量的80％。各行政区占有镍矿资源，以哈密区域居首位，约占78％，阿勒泰区域居次．约占20%，其它区域甚微。 二、矿床成因类型     新疆地处亚欧大陆内地，结构上坐落东半球古生代几大板块的接合部位，各种类型的地质效果极端活泼。结构环境的变迁、替换五光十色，构成许多重要的洲际结构带及成矿带在此集合、扭结，为构成各类成因矿产供给了绝好场所。因而，新疆的铜镍矿成因类型包罗万象，仅仅由于不一起期、地址的某种地质结构效果强弱不同或地质找矿作业程度深浅有别，而表现出区带内不同成矿效果构成的矿产资源多寡各异，有的矿床成固类型是构成新疆境内铜镍矿的重要类型，而有的类型则在新疆铜镍矿的成矿方位中处于极非必须方位，乃至还有的类型到现在没有发现成型矿床。到现在止，新疆境内铜镍矿重要成矿类型，首要是火山岩类型、岩浆熔离类型及近两年有重大突破的斑岩类型。上述三种成因类型的铜矿储量约占新疆铜矿总储量的83％，而堆积类型铜矿储量占新疆铜矿总储量还缺乏1％。后者尽管历年来做了不少作业，但迄今仍未找到一处中型以上矿床。新疆铜镍矿成因类型的详细区分，选用1994年新疆地矿局《新疆维吾尔自治区第二轮成矿前景区划研讨汇总陈述》中的划法，将新疆铜镍矿床成因类型共区分为六个大类和五个亚类。 三、重要矿床 ㈠哈巴河县阿舍勒铜矿床     铜矿床从属哈巴河县统辖，坐落县城北偏西约31千米处。地形属低山丘陵区，可通轿车。该矿于1983年发现，1998年提交正式矿床勘探陈述，累计探明B+C+D级铜金属储量91.95万吨，共生锌金属储量40．83万吨，伴生组分金D级金属量21．94吨，银0.129万吨、铅5.56万吨，锌1．15万吨；还有镓376吨，硒1807吨。     矿区的大地结构环境，归于阿尔泰古生代陆缘活动带南部克兰晚古生代弧后盆地，南邻玛尔卡库里深开裂。矿床坐落阔勒德能复向斜的南西翼，区内结构杂乱，褶皱，开裂发育。赋矿地层为中泥盆一致套基性一中酸性海相火山岩缔造。其间英安质含角砾凝灰岩、凝灰岩为首要容矿岩石。与成矿有关的侵入岩首要为华力西中期辉绿玢岩、流纹斑岩、英安斑岩等。     矿区内共圈定出矿化蚀变带15个，多呈不规矩的带状或条带状，其产状多与地层产状相一致。矿化带一般长400—1 000米，最大长度达2 400米．宽度20～400米。围岩蚀变首要以硅化，绢云母化、黄铁矿化为主，其次有绿泥石化、碳酸盐化，部分有高岭土化、绿帘石化、阳起石化等．地表一般有激烈的褐铁矿化、钾矾化及孔雀石化；化探的反常元素为Cu、Pb、Zn、A。、As、Sb、Bi、Hg，Ba、Sn、w、Mo、Mn等。矿体层控性强。I号矿床首要由2个大矿体组成，其间1号矿体长在千米以上，最大垂深900米，一般厚度为1．2～40米，最大厚度达日。米。矿体的初始状况为透镜状，受后期结构效果变形后，在水平断面成为“镰刀状”，横断面呈“吊钩状"。     矿石矿藏成分，共发现金属矿藏30种，脉石矿藏9种。其间首要金属矿藏有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿其次有黝铜矿、方铅矿等。脉石矿藏首要有石英、绢云母；其次为绿泥石、重晶石、方解石、白云石，金红石、棚石等。矿石中硫化矿藏含量首要与矿石结构类型有关，有由块状矿石—条带状、浸染状矿石递减规矩改变特征。矿石结构为他形一半自形微细粒状为主，次为告知状，矿石结构首要为块状、条带状，其次为条带一浸染状、角砾状等。含矿层可分为两个韵律层，下亚层厚度大，自下而上为条带状黄铁矿、中细粒块状黄铁矿、细密块状黄铜黄铁矿、细密块状闪锌黄铜黄铁矿、细密块状多金属矿石。上亚层与之类似，厚度较小，并部分缺失。成矿元素与矿藏成分相应，也作韵律性改变。下亚层自下而上为贫硫夹贫铜一富硫夹贫铜—富铜一富铜富硫—贫锌富铜富硫一贫铅贫银富铜富锌富硫(部分)。伴生有利元素自下而上为金、硒、银—金、银、硒、镉一金、镉、铋、碲、镓，硒。成矿元素散布特色：中段一北段组分多而富，南北两头的矿化贫而简略，横向上倒转翼组分多而富，正常翼则相反。     矿石工业类型以铜锌硫矿石、铅硫矿石和硫铁矿石三个类型为主。矿石中Cu含量0．5～10％，均匀含Cu档次2．43％，Au档次0．14～2．17g八，均匀0．36g八，Ag均匀档次18．38g/tZn均匀晶位2．78％，S均匀32．38％。矿石经铜锌混合浮选后，原矿2．34％铜矿石，其精矿档次可到达22．76％，回收率为92．75％；1.124％的锌矿石，其锌精矿档次可到达50．28％，回收率为76．09％；O．343％z／t的金矿石，其精矿档次可到达L 58g／t，回收率为44．04％；26.4的银矿石，其精矿档次可到达152g／t，回收率为54．97％。证明该矿为可选功能较好矿石，矿床成因类型属火山岩一块状硫化物型矿床。矿床规划主元素铜和伴生金、银均到达大型规划，共     生锌到达中型矿床规划，是现在全疆规划最大的铜一多金属矿床，并已被列为国家要点矿山建井挖掘。 (二)哈密市黄山铜镍矿床     矿区坐落哈密市东南约140千米，地形平整，可通轿车，兰新铁路和312国道从矿区南30～60千米处经过，交通便利。     该矿床于1982年发现，1992年经新疆地矿局检查，同意铜镍矿石C+D级储量为7190.4万吨，镍金属储量32．4万吨，铜金属储量20．83万吨，钴金属储量1．95万吨，伴生银储量220吨，晒410．88吨。     黄山铜镍矿处于觉罗塔格晚古生代岛弧带与哈尔里克岛弧带的接合部，土墩—镜儿泉铜镍成矿带中段。矿区邻近出露地层．首要为中石炭统干墩组一套沿海一浅海相的碎屑岩堆积及海底喷溢相富钠质火山岩缔造。黄山含矿基性一超基性岩体属华力西中期产品，其成岩成矿均受干墩大开裂操控。硫化铜镍矿体多赋存于偏基性的角闪方辉辉橄岩、角闪方辉橄榄岩，角闪方辉辉石岩及纯橄榄岩中。矿区内共有三个基性一超基性岩体出露，其间I号岩体出露规划最大，分异最好，也是黄山铜镍矿的成矿岩体。J号岩体地表形状呈一近东西向的“蝌蚪”状，东西长3．95千米，西部最宽840米。向东逐突变窄，东端仅有55米，岩体出露面积1．39平方千米。     岩体西部最深l 500米没有见基底，向东逐突变浅。岩体倾向较陡，整体呈岩墙或漏斗状产出， 其纵向与横向形状改变。     矿区共圈出巨细矿体73个，均呈隐伏状产出，矿体的产出形状，可分为四种．其间深熔—贯入型矿体是本区的首要成矿类型，构成的矿体埋深较大，一般均在500米以下，矿体以贫矿为主，部分地段构成富矿。区内最大的30号矿体和31号矿体均属此类型。30号旷体储量约占全矿总储量的76％，形状为较规矩的似层状、透镜状，矿体东西长700米，均匀厚度51.57米、最大埋深1 253米。矿体均匀档次：Cu 0．31％，Ni 0．48％，Co 0.029％。31号矿体坐落30号矿体上盘，是区内仅次于30号矿体的另一大矿体，其睹量约占全区总储量的12．5％，矿体呈向北歪斜的单斜似层状，延深466～513米，最大延深达996米均匀厚度18．29米，矿体均匀档次：Ni 0.48％，Cu 0．29％，Co 0.034％。第二种类型为就地熔离型矿体，一般单个较小，档次也不高．共由27个矿体构成，其间最大的44号矿体长150米，均匀厚6，98米，由贫矿组成，均匀档次：Nl 0.35％，Cu 0.24％，CO 0.026％。第三种类型为熔离改造型矿体和后期热液效果叠加一向入型矿体，一般单个都不大，其形状多受结构操控。单个地段受后期改造效果，有档次变富或黄铜矿增多趋势的矿体，归于第四种类型。     矿石结构多为半自形一他形结构、包括结构、海绵陨铁结构、斑状结构、告知结构及碎裂、糜棱结构等。矿石结构有星散一稠密浸染状结构、珠滴状结构和条带浸染状、块状结构等。矿石矿藏组成：金属矿藏以磁铁矿、镍黄铁矿和黄铜矿为主，非必须矿藏有紫硫镍矿、四方硫铁矿黄铁矿、白铁矿，闪锌矿、针·镍矿、黑铜矿、方硫镍矿和方黄铜矿等，表生矿藏有孔雀石、镍华、黄钾铁钒、褐铁矿、石膏等。矿石化学组分：均匀值Ni o48％，Cu O．31％．Co 0．029％，Ag0.87%一20．59g八，Se 0．3z／t一26g八，Au、Te、h族元素含量均较低。有害组分F 43g／t～313g/t，0．36％～14．68％，As     矿石经选矿实验处理后，精矿回收率铜为72．2％，镍为71．05％，属可选性矿石。矿床为岩浆熔离型成因的大型镍中型铜矿床。曾对浅部富矿有过小规划挖掘。 (三)哈密黄山东铜镍矿床     矿区坐落哈密市东南约140千米，地形屑低山区，可通行轿车。该矿于1979年发现，经地矿部检查同意C+D级铜金属储量17．54万吨，镍金属储量36．417吨。     黄山东铜镍矿床处于觉罗塔格晚古生代岛弧带与哈尔里克岛弧带的接合部位。在干洞大开裂的派生黄山开裂东部北侧，近东西向的黄山开裂是操控黄山东成矿岩体的首要开裂结构。出露地层首要为下石炭统干墩组一套粉砂岩、砂岩、石灰岩、板岩、沉凝灰岩等。侵入岩为华力西晚期的橄榄岩、角闪辉长橄榄岩、苏长岩、辉石岩、闪长岩等。含矿黄山东基性一超基性杂岩体．在地表呈一近东西向的菱形体产出．与地层为不整合触摸。岩体最大延伸长5250米，中部最宽为l 190米，总面积2．8平方千米。    铜镍共生矿体呈似层状或透镜状赋存于杂岩体的底部，工业矿体首要产出在超基性岩及辉长苏长岩中，其间产于超基性岩中下部者有15号、16号矿体，其规划大，厚度安稳，矿体与围岩界限不甚清楚，由浸染状，星点状矿石组成，产于超基性岩底部与基性岩触摸带的矿体有1、17、20号矿体等，矿体规划大，但在产状改变部位厚度亦大，底部往往有熔离准细密块状矿体，一般多为浸染状贫矿；产于Ⅳ号超基性岩体的有11一“号矿体，其形状产出受岩体形状限制，常见分枝复合现象，规划较小，多为浸染状贫矿，部分可见到贯入的角砾状富矿，     含矿母岩蚀变激烈；产于辉长苏长岩中的矿体有3—10号矿体，从浅到深顺次斜列产出，矿体与围岩界限不清，以浸染状贫矿为主，有自上而下变富趋势，部分因热液叠加效果而成富矿。矿体围岩蚀变有蛇纹石化、钠黝帘石化、绿泥石化、滑石化、碳酸盐化等。全区已知巨细矿体50个，其间大型矿体3个，中型矿体6个。首要矿体长200～2 500米，原多为8—9米，矿体埋深15—903米，大都在300—500米间。     矿石结构有自形一半自形晶结构，他形晶结构、海绵陨铁结构、乳滴状、压碎状等结构。矿石结构有浸染状、条带状、团块状，斑杂状、脉状等。矿石矿藏成分：金属硫化物首要有磁黄铁     矿床为岩浆熔离成因的大型镍矿、中型铜矿床。该矿床除铜镍矿外，还核算有D级伴生元素钴金属储量l77万吨，金金属储量1.91吨，银金属储量189．71吨。浅部富矿曾有过小规划挖掘。 (四)富蕴县索尔库都克铜矿床     矿区坐落富蕴县城南约85千米的沙垄中，可通轿车。     该矿于1984年发现，1990年提交地质陈述，经新疆地矿局检查，同意陈述中所核算的D+E级金属储量31．58万吨。     索尔库都克所在大地结构环境为萨吾尔一二台一淖毛湖晚古生代弧后盆地，乌伦古大开裂北侧，索尔库都克背斜南翼。区内开裂结构发育。出露地层为中泥盆统北塔山组一套中基性火山岩夹火山碎屑岩缔造，榜首亚组首要为凝灰岩、角砾凝灰岩、凝灰质岩屑砂岩、英安岩、石泡流纹岩、角砾凝灰岩、火山角砾岩等；第二亚组由玄武岩、辉石安山岩、玄武玢岩、英安斑岩、流纹岩、凝灰岩、火山角砾岩、熔结凝灰岩、凝灰砂岩等组成；第三亚组以生物碎屑灰岩、凝灰岩为主，有少量细砂岩、巾砂岩、泥质硅质岩、粉砂硅质岩等，矿层赋有于第二亚组中。区内侵入岩较发育，以肉赤色碱长花岗岩过渡相的花岗斑岩为主，其次有英安岩、霏细岩。矿体的直接围岩是石榴石矽卡岩和柘榴石绿帘石矽卡岩。     该矿床共圈定出铜矿体40个，钼矿体21个。矿体形状多为似层状，扁豆状或脉状。整个矿化带长约2 550米．宽约900米，其展布方向与地层产状大体一致，歪斜较缓。单个矿体，大着长约干余米，厚几十米；小矿体长几十米，厚1～2米，铜钼共生。大部分矿体均隐伏于地下。矿床中首要大矿体有2个，最大的5号矿体坐落矿区中部，呈似层状产出，全长1000米，最大厚度64．43米，子均厚度17．46米．操控斜深873米。矿体的氧化深度为15米，氧化矿石均匀含铜档次0.84％；原生硫化矿石含铜均匀为0.7％，钼均匀为0.043％(最高为0.289%)。4号矿体长880米，最大厚度23．69米，干均厚度为11．05米，最大斜深525米，地表氧化深度约15米，氧化矿石铜晶位0．85％，原生硫化矿石含铜均匀晶位0．69％。索尔库都克铜矿床矿体首要由原生硫化物石和少量氧化矿石组成。硫化物矿石大致可分为黄铜矿石，辉钼矿一黄铜矿矿石和辉钼矿矿石组成。矿石以他形微粒结构和稀少浸染状结构为主。矿石天然类型可分为三类：稀少浸染状黄铜矿石；稀少浸染状辉钼矿一黄铜矿石；稀少浸染状辉钼矿石。矿石的工业类型分为硫化物矿石和氧化物矿·石两大类。硫化物矿石又可分为以下三种不同矿石：     ①浸染状铜矿石，均匀含铜档次为0．64％，单个高者到3％以上，此类型遍及含有少量钼和银，以及微量金，一般含钼档次为0．01％上下；银9．82八，最高13g／I；金0．1gg八，均可综合使用。     ②浸染状铜钼矿石，铜均匀含量0．7％，最高1％；钼均匀O.043％，最高O．289％；银均匀7．1S／t，最高档次为8.52八。     ③浸染状钼矿石，钼均匀档次为0.078％，最高为0.22％；铜多在0.2％以下。氧化矿石类又可分为氧化铜矿石和氧化铜钼矿石2种，氧化铜矿石含铜档次为0.85％；氧化铜钼矿石的铜、钼档次分别是0.7％和0.05％。     矿石矿藏组成，首要有黄铜矿、黄铁矿；其次有磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、辉钼矿、磁铁矿、白铁矿、褐铁矿；此外还有少量碲银矿、天然金、银金矿、孔雀石、蓝铜矿等。脉石矿藏有拓榴子石、绿帘石、高岭土、次闪石、斜长石、黑云母、石英、透辉石、阳起石等。     矿石经开始可选性实验证明，原矿含铜档次0．56％，钼档次0．038％的矿石，采纳铜钼混合浮选处理后，可获得铜档次20．49％，钼档次44．44％的精矿粉，回收率分别是日6.03％和33．87％。     矿床成因属火山岩一热液型矿床。该矿除铜矿规划到达中型矿床外，还核算了共生元素钼金属储量2．01万吨，也已到达小型矿床规划。 (五)尼勒克县群吉铜矿床     矿区坐落尼勒克县城南约lo千米，可通行轿车。该矿从50年代到80年代，由新疆有色地勘局704队作业并提交了C-kD级铜金属储量17．54万吨。     矿床所在大地结构方位为阿吾拉勒晚古生代弧后盆地的西段。出露地层下二叠统塔尔得套组，为陆相双模式火山岩系，由钾质流纹斑岩、玄武玢岩及凝灰质砂岩夹层组成。矿区内侵入岩为华力西晚期浅成、次火山岩成因的次石英钠长斑岩、辉绿玢岩、闪长岩、钠质花岗岩等小停入休-次石革钠长研岩及辉绿Z>岩与成矿关系亲近，全岩遍及铜矿化，但档次不均匀，仅部分能够构成工业矿体。围岩蚀变较弱，有硅化，钠化、绢云母绿泥石化及碳酸盐化，分带不明显。矿床由四个邻近的含矿岩体组成。     新群吉矿体为次石英钠长斑岩全岩化矿体。散布面积0．02平方千米，均匀含铜档次为0.98%，含银l一500g八，均匀176．2s八。合核算铜金属储量8．82万吨。     托斯巴萨依1号矿体产于石英钠长斑岩中，岩体长260米，宽90米。矿体长230米，宽80米，矿化较均匀，铜含量o．2％一1．79％，均匀档次0．86％，核算铜金属储量7．12万吨。群吉南矿体坐落辉绿玢岩体内，岩体长400米，宽5～20米。矿化均匀．全岩矿化，铜含量0.06％～1％，均匀晶位0．3％，银1s八一10g八，此外还含有Pb、Zn、Co、Ga。合核算铜金属储量1.04万吨。     北群吉矿体坐落全岩矿化的石英钠长斑岩体中，岩体中铜矿化呈发丝状，共圈出5个矿体。I号矿体长70米，宽5米，均匀含铜档次0．87％；Ⅱ号矿体长130米，宽5米，均匀含铜档次2．24％；n号矿体长90米，宽10米，均匀含铜档次1．47％，N号矿体长35米，宽10米，均匀含铜晶位1．3％IV号矿体长35米，宽15米，均匀含铜档次0．74％。合核算铜金属储量0.5万吨。     托斯巴萨依2号矿体群散布于凝灰质砂岩、碳质页岩中。矿石矿藏以孔雀石为主。Ⅰ号矿体长70米，宽0．4～20米sn号矿体长30米，宽0．5—1．5米；n号矿体长10米．宽1.5米该矿体群含铜晶位一般为2％～3％，最高达6.71%，此外遍及含有Pb、Zn、Mo、Ag等。矿石结构为细脉浸脉状，星点漫染状及薄膜状。矿石矿藏成分，首要有辉铜矿、铜蓝、蓝铜矿、天然铜和孔雀石，伴生矿藏有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、方铅矿、白铅矿、天然铅及闪锌矿等。群吉矿床成因类型属斑岩型铜矿，矿床规划为中型。该矿床除核算有铜储量外，还在新群吉岩体核算有银金属储量1586吨。 (六)博乐县喇嘛苏铜矿床     铜矿坐落赛里木湖西北端，博乐县城西南约90千米处。矿区海提高2 200～2 900米，地形陡峻，矿区距312国道仅40千米，有简易公路相连。     该矿床于1985年发现，1996年开始核算D+E级铜储量11．5万吨。     喇嘛苏铜矿处于一东西向向斜结构南翼，喇嘛苏南推覆开裂带上盘。区内开裂结构为发育，北西向右旋平移开裂带及矿区南北向开裂与东西向耐性剪切带交汇的格架，操控了首要侵入体、矽卡岩以及角岩化的岩体展布。矿区内出露地层首要有蓟县系库西木契克群下亚群的一套碎屑一碳酸岩缔造。区内里酸性浅成岩体极为发育，计70余个，其岩石类型有斜长花岗斑岩、花岗闪长斑岩、花岗斑岩、闪长玢岩、辉绿岩等，并曾经两类为主。与成矿关系亲近的斑岩体的锆石铀一铅法同位素地质年纪值为360Ma，属华力西前期产品。     区内铜矿体．首要产于库西木契克群下亚群的碳酸盐岩与华力西期花岗斑岩触摸带的矽岩中。少量矿体产于斑岩体或碳酸盐岩中。区内围岩蚀变除遍及发育的角岩化、矽卡岩化外，还有与成矿较为亲近的类斑岩型蚀变，其蚀变矿藏类型组合表现为钾长石化、黑云母化一钾忙石化、石英化一方线石一钾长石化。     矿床共由90余个矿体组成。单个矿体长度一般小于200米，宽度大都小于10米．各矿体均由数条小矿条构成，小矿体长度大都小于100米，并以56～88米者居多，宽度1—16米，其间宽度的4．8～6．6米者居多。矿体呈脉状、透镜体或巢状产出。矿体产状受触摸带或开裂、片理操控较严厉。以中贫矿石为主．含铜档次大都均匀在0．3％～0．7％之间，仅部分地段含铜档次〉1%，最高档次为3．68％。此外，部分地段含锌高达12．2％，一般均匀为1.02％。矿体中MO含量偏低，大都在0．009％以下。     矿石矿藏组成，金属矿藏有20余种，首要有磁黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿、辉钼矿、方铅矿等，次生矿藏有孔雀石、褐铁矿等。首要脉石矿藏有透辉石、钙铁柘榴石、符山石、石英、方解石、绿泥石、透闪石、斜长石等。矿石多呈半自形晶或他形粒状结合体，并以浸染状、细脉状、团块状结构为主。     矿床成因类型，历年有斑岩型、矽卡岩型、斑岩一矽卡岩一热液三位一体型，堆积一热液改造型、斑岩一矽卡岩型以及触摸告知型等不胜枚举。咱们暂将其归入后者之列。矿床属中型规划。 （七)吐鲁番市小热泉于铜矿床     矿区坐落吐鲁番市东南约80千米，地处低山丘陵区，可通行轿车。     小热泉子铜矿是1993年发现，1997年提交铜金属储量C+D+E级14．15万吨。     铜矿地处两板块对接带邻近的古生代岛弧带中。区内褶皱结构整体表现为一北西一南东向展布的倒转短轴背斜。出露地层首要为下石炭统小热泉子组和洛布厄组；中石炭统底格尔组和下二叠统恰特卡尔组。铜矿床赋存于小热泉子组榜首岩性段堆积火山碎屑岩系中．首要岩性有凝灰岩、绿泥石岩、凝灰质细砂岩、凝灰质粉砂岩、沉凝灰岩等。矿区内岩浆活动激烈，并以石炭纪早一中期各种斑岩、花岗岩和辉长岩为主。矿床围岩蚀变有褐铁矿化、赭石化、黄钾铁矾化、孔雀石化、硅化、钠民石化，碳酸盐化、绿泥石化、萤石化等。小热泉子铜矿区内共由5个矿段组成，其间只要I、Ⅱ号矿段可构成独立工业矿床。 I号矿床坐落矿区中部，规划最大，储量占全矿总储量的75％，矿化规划东西长800米，南北宽350米，共圈定出巨细铜矿体44个，锌矿体10个，金矿体7个。矿体多呈似层状、不规矩状、脉状、透镜状、团块状等。规划最大的3号矿体地表长75米．最大厚度41．93米，最小厚度1米。均匀厚13.99米，操控最大斜深450米，氧化带深42．27米，氧化矿含铜最高晶位24．4％，均匀2.38%；硫化矿铜档次最高为13．04％．均匀晶位1．22％，整体均匀铜档次1．51％。锌矿均为产出在铜矿体之上的盲矿体，储量大干1万吨的矿体有2个，最大的2号矿体长320米，最大延深210米，最大厚度15．10米，最小厚度L 2米；均匀厚度为8．44米，锌均匀档次为3.52％，最高含锌档次21．36％，其储量约占全矿锌总储量的32％。     已知的7个金矿体中，有3个为地表氧化矿体，呈脉状产出，其他4个为深部原生矿，呈层状或似层状产出。最大的4号金矿体为原生矿，形状呈不规矩的多边形产出，矿体长130米，延深大于160米，千均厚度4．42米，均匀含金档次2．12g八，单样最高档次为4．84g八。     矿石结构以他形粒晶结构为主，其次有碎屑结构，乳滴状结构等。矿石结构为浸染状、块状、脉状、条带状和斑杂状等。矿石工业类型可分为铜矿石、铜锌矿石、锌矿石、金铜矿石、金矿石五类。天然类型为氧化矿石、混合矿石和原生矿石三类。按矿石矿藏组合结构又可分为浸染状黄铁矿一黄铜矿石；块状黄铁矿一黄铜矿石；细脉一网脉；伏黄铁矿一黄铜矿石；稠密浸染状黄铜矿一闪锌矿石；块状胆矾石矿；脉状孔雀石、氯铜矿六种矿石类型。矿石矿藏组成，首要有黄铜矿、黄铁矿、铜蓝、褐铁矿，闪锌矿、氯铜矿、孔雀石、胆矾，黄钾铁钒、辉铜矿等10余种矿藏。脉石矿藏有石英、绿泥石、方解石、绢云母等。矿石化学组分，I号矿床．Cu均匀档次为1．51％，铜矿石的首要伴生组分均匀含量为：Zn 0．38％，Au 0．109g八，Ag 5．52g/t，Pb0．009％，Se 0．004％，Ga 0．002％，S 1．56％；有害组分F为0．17％。     矿床成因类型为火山岩堆积一热液改造型矿床，矿床规划为中型，现已建成年电解1000吨的铜冶炼厂进行挖掘冶炼，年采矿石2．5万吨。该矿除铜矿外，还核算了D+E级锌金属储量14．24万吨，E级金金属267千克，银金属24.6吨，镓194吨，硒467吨。     2001年4月，新疆地质查询院对该矿床储量进行了从头核算，合核算C+D+E级铜金属量19．46万吨，伴生锌含量D+E级储量8．86万吨，E级金金属储量476．55千克，银金属储量18．57吨，以及镓440．5吨，硒146．9吨。其储量均比1997年原陈述有较大起伏添加，但因本志完稿时，上述储量没有审阅同意，故暂未引证。 四、成矿带的散布及其基本特征     成矿带的区分，是依据地质结构布景和成矿环境发育有不同成矿效果这一客观规矩而区分。一个成矿带不只反映了必定成矿规划，也反映出一个以某种矿床成由于主，兼容有另一种或几种非必须成因类型所特有的成矿区带。新疆幅员广大，成矿环境各异，1994年新疆地矿局在《新疆维吾尔自治区第二轮成矿区划研讨汇总陈述》中，将全区共区分出40个铜镍成矿带，现仅对其间19个要点矿带列表记叙。     对40个成矿特征各异的矿带进行分析概括后，能够将铜镍矿的成矿结构环境简化为以下三条规矩，也可视为新疆不同成因类型铜镍矿的找矿方向：     1．新疆境内的三大山系，是区内地质结构最活泼的地带，尤其是晚古生代时期，岩浆岩火山岩极为发育。在三大山系的地质揉捏结构带上，广布着与岩浆活动有关的14个斑岩型、触摸告知型和岩浆热液型为特征的成矿带；而在拉张结构环境区，则散布着与火山活动有关的18个火山岩型铜矿成由于主的成矿带。以上两大系列成矿效果的成矿带内；已操控铜储量908．66万吨，占全疆铜总储量的日9．7％，在新疆铜镍成矿方位十分重要。     2．在山系与盆地(地块)接合部的碰合带或超岩石圈深大开裂带邻近，往往散布着深成的基性一超基性岩体，正是区内铜镍矿重要成矿类型散布区，现在已知的4个岩浆熔离型铜镍成矿带均散布于上述环境中，已发现的9个成型铜镍矿床(点)镍储量占全区镍总量的100%，铜储量也占全疆铜总储量的9．8％，是全国罕见的铜镍成矿前景区。     3．堆积型铜矿成矿带，在塔里木盆地边际的拗陷小盆地中划出三个带，探明稀有万吨储量。根据新疆中新生代河湖替换相不发育，结构活动激烈，难以构成大型堆积型铜矿床，此类型不是往后的找矿方向。(Jue)修改

白山泉铁矿位于哈密市双井子乡境内， 矿区中心地理坐标为：N42°10′38″、E96°04′55″，距哈密市金矿选矿厂50公里，距哈密市区210公里，距敦煌火车站130公里，交通运输便利。     白山泉铁矿属火山沉积变质岩性贫磁铁矿，主要由10条矿体组成，均出露地表。铁矿带长9610米，宽50—565米，东西走向。矿体倾向南，倾角60°-82°。经国家储委审批的详查地址报告提交D级储量4406.3万吨，矿石品位32.25－40.95%，开发前景可观。     白山泉铁矿位于甘新交界、星星峡以北120公里处，铁矿采选工程由“西宁特钢”与“哈密长城实业”共同出资4000万元注册组建的哈密博伦矿业公司投资建设，项目总投资1.5亿元。工程分为两期建设，一期于2004年10月动工，2006年4月上旬争取投产；二期工程将于2007年6月建成投产，两期工程年总产铁精粉50万吨。

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

据新疆哈密行署透露，2005年08月，当地一日处理4000吨铜镍精粉选矿项目已竣工投产。     该项目由新疆哈密市佳泰矿产资源开发有限责任公司投资实施。项目投产后，预计将年产镍精粉3万多吨，铜精粉4000多吨，日处理铜镍精粉1500吨，年产值可达2.5亿元左右，可新增工业产值1.5亿元左右。     依托资源优势，新疆哈密近年来通过招商引资，加大了以铁、铜、镍、煤、芒硝、黄金、钾盐等为重点的矿产资源勘探开发力度，随着土屋——延东铜矿的勘探开发，哈密确立了建设全国最大铜资源开发基地的发展目标。

跟着新疆口岸进出口业务量的不断加大，各种“电子废物”也开端很多侵略，成为污染环境的新式手。             近来，乌鲁木齐海关所属霍尔果斯海关抄获旅客带着入境的很多废旧电子手表３２５公斤，废旧手机及零配件４２件。此前，乌鲁木齐海关曾先后在乌鲁木齐国际机场口岸抄获品牌为“松下”、“LG”、“索尼”的废旧电视机３０台；在伊尔克什坦口岸抄获入境废旧放像机４１台。“电子洋废物”事情以往多发生在我国东部沿海地区海关，现在屡次发生在西部口岸，这一气势引人重视。           据了解，这些废旧电子产品别离来自哈萨克斯坦、塔吉克斯坦杜和吉尔吉斯斯坦等中亚国家，带着此物品入境的旅客预备把旧电子产品贱价卖给国内一些个别供应商进行再加工。    我国法令明文规定禁止“电子废物”入境，依据《中华人民共和国海关进出境旅客行李物品监管方法》的相关规定，乌鲁木齐海关现已对这些“电子废物”作出退运处理，海关现场工作人员开端高度警觉废旧电子产品进入我国境内创新出售的现象，加强口岸监管，谨防“电子废物”的大举入境。.

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

Abstract: The flotability test of a gold ore of xinjiangwas performed. The op timal roughing conditionswere achievedby op timizing the influence factors of flotation index, they are grinding size of 85% － 74μm, pH is 9. 30, and dis2persant dosage of Na2SiO3 is 200 g/ t, and reagents dosage of CuSO4 is 100 g/ t, collector dosage of amyl xanthateand BK901C is 50 g/ t and 10 g/ t and iol is 40 g/ t. Laboratory test through a flotation flowsheet of "one － stageroughing, two － stage cleaning and two － stage scaveng ing" at the op timal operating conditiona was performed. Thegold with the grade of 62. 41 g/ t and the recovery of 96. 83% can be obtained. It showed that this p rimary gold orecan be enriched by flotation. 新疆某原生金矿原矿档次为4.5g/t，矿石工业类型为含金石英脉和含金蚀变岩两品种型的复合岩。可回收的首要有价金属为金和银。经体系的岩矿判定、重砂判定、化学物象分析、X射线分析、光谱分析、电子探针、扫描电镜和图画分析等手法，发现矿石中金属硫化物首要为黄铁矿，毒砂，其次有少数黄铜矿、黝铜矿、方铅矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、辉砷镍矿、闪锌矿等；金属氧化矿藏首要有金红石、赤铁矿等；脉石矿藏首要有石英、长石、方解石、云母、角闪石等。矿石中天然多独自或偶然与黄铜矿、方铅矿连生，呈细粒或细脉状嵌布在毒砂、黄铁矿的裂隙与粒间空隙中，或许毒砂、黄铁矿与脉石的界面处；少部分浸染于脉石矿藏（首要是石英、方解石、白云石）中；还有适当一部分呈粒状或不规则状包裹于毒砂、黄铁矿中。这种原生金矿不宜选用直接浸出工艺流程，需求先浮选，以取得高档次的金精矿和最佳回收率[1，2]。 二、矿石性质 原矿多元素化学分析成果如表1所示。 表1　原矿多元素化学分析成果元素Au*Ag*SAsCuPbZnFe质量分数3.873.491.720.540.020.008＜0.0055.70元素K2ONa2OSiO2Al2O3CaOMgOTiO2C质量分数1.092.705.7010.199.514.830.753.49 *Au、Ag的单位是g/t。 XRD测验成果显现，该原生金矿石中首要以石英、长石、方解石和白云石为主，其次含有云母、少数绿泥石、角闪石和透闪石，极少数的绿帘石、炭质、磷灰石以及含铁矿藏。金首要以天然金方式产出，金的首要载体矿藏为毒砂，其次为黄铁矿。矿石中天然金首要以裂隙金和粒间金产出，其次以硫化物包裹金产出。 三、实验计划 依据工艺矿藏学的研讨分析，矿石中天然金粒度以细粒嵌布为主，其次以中、细、微的方式不均匀嵌布在毒砂、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿藏裂隙中。关于这类矿石，适合选用浮选工艺，将金富集在金精矿中，然后再做进一步处理。本文研讨了影响金精矿浮选的首要因素：磨矿细度、矿浆pH值、活化剂用量、涣散剂用量、捕收剂品种及用量，并调查了回水对浮选目标的影响。实验中每个试样的分量均为1kg。 四、选矿实验 （一）磨矿细度实验 原矿性质判定标明，载金矿藏与脉石矿藏的共生联系较为亲近，所以磨矿要到达必定的程度才能使有用矿藏单体解理。磨矿细度实验及条件见图1，实验成果见图2。从磨矿细度实验分析，关于该矿石磨矿细度太粗和过细其浮选目标都不抱负。据浮选现象调查和粗精矿档次及回收率改变状况分析，该矿石磨矿细度粗时部分金矿藏未到达单体解理，难以上浮。当磨矿细度为－74μm含量到达85%时，精矿档次及回收率都较高，故选用此磨矿细度较为合理。 （二）pH值实验 矿浆pH值是影响浮选作用好坏的重要因素之一。实验用碳酸钠调整矿浆pH值，调查不同的矿浆pH值对浮选作用的影响。实验流程见图1（碳酸钠用量为变量），实验成果见图3。图3成果标明，在矿浆pH值9.30（此刻碳酸钠的添加量是1500g/t）下，粗精矿的档次为33.75g/t，回收率到达93.32%。pH值的巨细从表面上是影响捕收剂对有用矿藏的捕收作用，实质上是影响矿藏表面的电极电位，然后调控捕收剂的有用作用[3]。归纳考虑，添加1500g/t的碳酸钠，调整pH值9.30下进行浮选。 （三）活化剂用量实验 硫化矿藏中参加硫酸铜能够到达进步有用矿藏回收率的意图，特别是黄铁矿、闪锌矿、褐铁矿等较难浮的矿藏，经活化后显着添加矿藏可浮性[4]。本实验选用硫酸铜作为活化剂，调查了其用量对浮选作用的影响。实验流程见图1（硫酸铜用量为变量），实验成果见图4。由图4能够看出，与不加硫酸铜比较，参加活化剂后显着进步了金的回收率，标明硫酸铜能与这些载金矿藏作用，在其标明，特别是沿其裂隙处构成硫酸铜薄膜，掩盖有硫酸铜薄膜的硫化矿藏可浮性大大进步，但当用量过大时，会导致回收率下降，因而断定硫酸铜用量为100g/t。 （四）涣散剂品种用量实验 涣散剂能将矿泥涣散，能够消除细泥罩盖于其它矿粒表面上的有害作用。常用的涣散剂是水玻璃、碳酸钠、六偏磷酸钠等。在六偏磷酸钠和水玻璃用量均为200g/t条件下进行了涣散剂品种实验，成果见表2。 表2  涣散剂品种实验成果涣散剂品种产品名称产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）六偏磷酸钠 水玻璃粗精矿 粗精矿8.85 10.0262.25 48.7593.65 95.53 由表2能够看出，水玻璃的涣散作用优于六偏磷酸钠，金的档次尽管有所下降，但金的回收率得到了进步，所以选用水玻璃做为涣散剂。 依照图1所示的流程及条件（水玻璃用量为变量）进行水玻璃用量实验，成果见图5。由图5可知，水玻璃用量为200g/t时，实验所得回收率最高。（五）捕收剂品种及用量实验 实验坚持捕收剂用量均为50g/t的条件下，别离调查了丁黄药、Y89和戊黄药三种捕收剂的浮选作用，实验成果见表3。 表3  捕收剂品种实验成果捕收剂品种产品名称产率（%）金档次（g/t）金属收率（%）丁黄药 Y89 戊黄药粗精矿 粗精矿 粗精矿7.81 8.54 8.1047.25 38.92 64.6088.51 88.55 92.20 由表3能够看出，作用最好的为戊黄药捕收剂，粗选后金档次即可到达64.60g/t，回收率到达92120%，比其它捕收剂的浮选目标要高，因而挑选戊黄药作为捕收剂，别离在不同的用量下依照图1所示的流程及条件（捕收剂用量为变量，并添加10g/t的捕收剂BK901C）进行实验，成果见图6。实验成果标明，跟着戊黄药用量的逐步添加，粗精矿的金档次逐步添加，回收率逐步减小。当用量为（50+10）g/t时，粗精矿中金档次为62.50g/t，回收率到达96.53%，目标最好，故挑选捕收剂戊黄药+BK901C用量为（50+10）g/t。 表4  闭路实验成果产品名称产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿 尾矿 原矿7.26 92.74 100.0062.41 0.16 4.8996.83 3.16 100.00 （六）浮选闭路实验 经过上述工艺条件优化实验后，在所断定的最佳药剂准则条件下，进行一次粗选、两次精选、两次扫选闭路实验，实验成果见表4，流程如图7所示。成果标明，在实验所断定的最佳工艺条件下，可取得金精矿档次为64.50g/t、回收率为94.51%的较好目标。依照图7所示的中矿回来次序，中矿回来到各浮选作业后得到了很好的分选，金精矿回收率大幅度增高，阐明中矿中的大部分金矿藏均富集到金精矿中。 四、定论 原矿性质研讨成果标明，首要载金矿藏为毒砂和黄铁矿，并还有部分天然金，适合选用浮选办法以取得高档次、高回收率的金精矿，然后再做进一步提金处理。 经过粗选条件实验，得出了最佳操作条件：磨矿细度－74μm85%；活化剂硫酸铜100g/t；组合捕收剂：戊黄药50g/t+BK901C10g/t；起泡剂2#油40g/t。 运用组合捕收剂戊黄药+BK901C标明对金和硫化物起到了有用的捕收，进步了金精矿档次和回收率。实验室闭路实验终究取得金精矿档次64.50g/t，回收率94.51%，实验取得了较高的目标。 参考文献： [1]　程耀先，曾茂青.某地原生金矿提金工艺研讨[J].我国矿山工程，2004，33（5）：20－22. [2]　董颖博，林　海，石　磊，连　芳，等.山东某原生金矿石可选性实验研讨[J].有色金属：选矿部分，2008（5）：30－33. [3]　田松鹤，罗新民，刘忠荣.高效捕收剂Y－89对某金矿浮选工艺研讨[J].有色金属：选矿部分，2003，（6）：24－26. [4]　王彩霞，张立征，姚　凯.活化调整剂进步选金回收率的研讨及使用[J].有色金属：选矿部分，2003，（4）：32－34. 作者单位： 北京矿冶研讨总院矿藏加工科学与技能国家重点实验室 周东琴 河北理工大学资源与环境学院 代淑娟 承德承钢天宝矿业有限公司   李宏伟 辽宁省黑山县公民查看院     杨玉秋

指导专家：黄开国、龚美菱、郑广岱、胡继友、谷忠祥；项目负责人：马永计     一、前言       受新疆XXXX公司委托，西安天宙矿业科技开发有限责任公司于二〇〇八年六月至八月，对新疆某地氧化铜矿进行了详细的可选性试验研究。其目的是为该矿提供一套经济合理、技术可行的工艺流程，为矿山开发利用提供科学依据。       试验人员首先对试验样进行了详细的工艺矿物学研究及化学多元素分析、X衍射分析、铜物相分析。查明了矿石矿物的种类和赋存特征，以及矿石的结构特征，查明了脉石矿物的结构特征，查明了矿床岩石类型以及相应岩石名称，通过工艺矿物学研究及铜物相分析，该矿是一氧化铜矿。由于矿石结构及矿物组合比较复杂，属于低品位、难选难解离氧化铜矿。       该氧化铜矿，矿物组成比较复杂，矿石矿物有：斑铜矿、铜蓝、孔雀石、蓝铜矿、黄铁矿、赤铁矿以及褐铁矿等。矿石结构构造比较复杂，其中矿石矿物中可以见到胶状结构，隐晶质结构以及微细粒晶质结构和它形粒状结构。     矿石矿物中的原生矿物为斑铜矿和黄铁矿，次生矿物为赤铁矿、褐铁矿、孔雀石、蓝铜矿和铜蓝。绝大部分为次生氧化形成。        新疆氧化铜矿原矿铜品位2.15%，原矿银品位216g/t。根据该矿石性质，试验采用了两粗、三扫、三精浮选工艺流程，闭路试验指标为：铜精矿品位21.32%，铜精矿含银2823.82g/t，铜回收率74.74%，银回收率90.03%。     二、选矿试验       工艺探讨试验  铜矿石的选别方法一般有以下几种方法：1、硫化法浮选；2、脂肪酸法浮选；3、硫氧混合法浮选；4、先硫后氧法浮选。鉴于送样矿石的氧化程度较高（氧化相占86.67％，硫化相占12.86％），根据以往的选矿经验得知，单一的硫化法浮选及脂肪酸法浮选效果不会太好，因此对后两种选别方案进行了对比试验。       硫氧混选与先硫后氧法工艺流程对比试验  对比试验均固定磨矿细度－200目70%，试验条件及工艺流程见图1、图2，试验结果见表1。  表1  工艺探讨试验结果选别方法产品名称产率（%）品位回收率（%）Cu（%）Ag（g/t）CuAg硫氧混合法铜精矿6.014.412039.043.372.16中  矿5.79.64458.027.5215.4尾  矿88.30.6623.929.1812.44原  矿100.02.00169.55100.0100.0先硫后氧法铜精矿16.86.211247.020.5653.42铜精矿29.211.07549.049.5831.82尾  矿84.00.7327.929.8614.76原  矿100.02.05158.74100.0100.0        表1试验结果标明，硫氧混合法浮选铜和银，其品位及回收率均优于先硫后氧法浮选，故拟定采用硫氧混合法浮选工艺流程方案。     三、结语     （一）工艺矿物学研究小结新疆氧化铜矿、矿物组成比较复杂，有用矿物有斑铜矿，铜蓝、孔雀石、蓝铜矿。其它矿石矿物有褐铁矿，黄铁矿，赤铁矿。查明脉石矿物有斜长石、石英、伊利石、重晶石、玻璃质和凝灰质等，矿石结构构造比较复杂，其中矿石矿物中可见到胶状结构，隐晶质结构及微细晶质结构和它形粒状，矿石矿物中的原生矿物为斑铜矿和黄铁矿，次生矿物为赤铁矿、褐铁矿、孔雀石、蓝铜矿和铜蓝，大部分为次生氧化所形成，该矿属低品位难解离难选的矿石类型。     （二）试验结果据该矿矿石性质，开路试验采用了三种工艺流程进行对比，通过对比，闭路试验采用两次粗选、三次扫选、三次精选，第一段精选中矿和第一段扫选中矿合并，进行两次精扫、抛一个小尾矿，防止了矿泥对后续的影响，闭路试验指示为：铜精矿品位21.32%，铜精矿含银2823.82g/t，铜回收率74.74%，银回收率90.03%。     （三）尾矿沉降存在问题由于该矿是氧化矿，含泥多，再加上有一定的凝灰质存在，尾矿自然无法沉降，将来现场可采取加石灰絮凝办法沉降，石灰用量0.2%～0.5%，石灰加在尾矿排矿端。

试验目的是对新疆某赤铁矿进行了选矿试验研究，为该矿床开发，利用的可能性提供初步依据。    该铁矿石为角砾岩赤铁碧玉岩。铁质大部份为隐晶氧化铁，少部分赤铁矿，偶见磁铁矿。主要金属矿物为赤铁矿，含量约9%，氧化铁质，含量约41.5%，微量磁铁矿。脉石矿物主要为石英，含量约23%；重晶石，含量约24%；铁白云石，含量约2.5%。    原矿分为块状和粉状两种矿石，块状矿石含TFe 23.86%，SiO2 41.75%，粉状矿石TFe 41.76%，SiO2 26.39%。试验用的混合矿样TFe 38.58%，SiO2 29.03%，原矿含硫，磷均较低。    试验采用两种工艺流程方案，（1）焙烧-磁选，获得的铁精矿品位TFe 58.08%，回收率 64.18%，铁精矿含 SiO2 14.81%。（2）反浮选工艺方案，获得的铁精矿品位TFe 58.93%，回收率 60.46%，铁精矿含SiO2 8.29%。    矿石性质研究结果表明，该矿石中的铁，40%以上呈隐晶质氧化铁，且为粉状聚合体，在选矿过程中，大部分损失于尾矿或被水冲失。这是造成铁回收率不高的重要原因之一，另外赤铁碧玉岩，硅化石英，重晶石化及铁白云石化等等都将造成大量铁的损失。    矿石中赤铁矿仅含9%左右，多为极微细（0.001~0.05mm）呈针状或呈粉尘状微粒散布于碧岩中，赤铁矿和碧玉岩这种嵌布关系是造成铁精矿品位不高的重要原因。    对该矿采用强磁（13660奥斯特）及重选（摇床）选别结果，虽能获得品位 56%以上的铁精矿，但回收率均很低。反浮选工艺流程因中矿量大，闭路结果有待生产实践中进一步实现。    该矿石为角砾岩化赤铁碧玉岩，嵌布粒度极微细，属难选矿石。试验采用焙烧磁选及反浮选两种工艺流程，获得的指标为该矿床的开发利用的可能性提供了初步依据。与国内外同类型矿石相比，选别指标较好。但由于矿石粒度微细，磨矿费用较高，焙烧磁选成本高，反浮选工艺采用的抑制剂淀粉及捕收剂KS-1#价格较贵，用量大矿浆需要加温等等。建议在开发利用该矿石时采用哪种方案，应进行详细的经济技术比较及成本核算。

一、前言 炼钢厂生产过程产生的含铁粉尘中含有15%～25%的金属铁粉，攀研院在“九五”攻关时，独立开发了一种新的生产工艺，采用球磨后重选将含铁粉尘中的金属铁粉与其它杂质分开，成功地生产出MFe达90%以上的还原用铁粉（后简称铁粉），主要用于钛白还原剂，成果于2001年就在冶炼厂很好的运行。 由于炼钢厂扩能和工艺优化，年污泥量增加1万多吨且污泥的品位大大降低，若按原生产工艺，达不到生产要求，因而根据现状对原工艺进行了技改。技改后，处理能力得到大大提高，各项指标均能达到产品质量要求。 二、原因分析 （一）原料分析 铁粉的生产原料是在转炉炼钢过程中用湿式除尘器收集而来的粉尘，是一种理化性质极不稳定的人造矿物，并且在冶炼过程中还被焦油等杂质污染，以上这些原因对产品的稳定性产生了一定的影响。 炉尘原料的物理性质随冶炼条件的变化而波动，其整体粒度细，其中-38um的粒级含量约占30%～35%，且粒度越细，金属铁品位越低。细粒级的存在由于其比表面积大，表面能高而容易吸湿结块。对-38um粒级的物料，由于其粒度太细，普通的选别设备无法对其进行有效选别，同时粒度太细也很容易被氧化。这样，大量的低品位细泥占用了选别设备的处理空间，使其处理能力降低，同时也会影响分选精度，降低选别指标。 另外，由于炼钢的吹氧工艺优化和造渣剂的增加都影响了污泥的粒度和品位，污泥的品位越来越低且越来越细， 对选别设备要求就更高，采用原工艺生产就达不到生产要求。 （二）原工艺流程及存在的缺陷 1、原工艺流程  原工艺流程如图1所示。2、原工艺存在的缺陷 （1）一次摇选处理能力不够大：摇床为粗选设备，对现一年增加1万吨的污泥要进行粗选，处理能力是不够的。 （2）管磨机对矿浆研磨不充分：管磨机的入料浓度较低，且管磨机中的钢球装球率不高，钢球种类少只有一种小钢球，对矿浆的磨剥力度不够，使氧化物与金属铁不能有效的分离。 （3）管磨机电耗高：管磨机电机功率为37KW，每天4台管磨机就工作20小时那么4台管磨机光电耗一项就要2960度。 （4）二次摇选入料品位低：从管磨出来的料浆浓度较稀，也没经过选别直接进入摇床进行二次精选，粗精矿品位不高，导致二段选别效果不好，使最终的成品质量不稳。 三、解决措施 针对现有生产工艺存在的问题，对现有工艺进行了优化。 （一）新工艺流程 经改造后的新工艺流程（略） （二）改造措施 1、将一段摇床改为螺旋溜槽。 2、在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行了浓缩。 3、将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，对球磨机钢球按要求进行配比。 4、在新增球磨机后增加一台磁选机。 四、改进效果 经过以上措施的改造，将一段摇床改为螺旋溜后，有效的增加了一段粗选的处理量，能将现有原料处理完，提高了铁粉的产量；在一段摇床后增加了分级机，对一段粗精矿进行浓缩，保证了二段球磨入料浓度，使二段磨矿更充分；将4台管磨机并联改为2台节能型球磨机串联，节约了电，同时增加了钢球配比，保证了矿浆得到有效的研磨，使氧化物与金属铁能有效的分离；在二段增加一台磁选机，对二段摇床的入料品位进一步提高，有效控制摇床的入料浓度和品位，使二段精矿品位较稳定且都符合要求；通过改造后，产品质量稳定，从而取得了很好的经济效益。 五、结论 （一）通过技改后，有效的提高了污泥的处理量，进一步的降低了能耗。 （二）通过技改后，提高了铁粉的产量，进一步增加了市场份额，达到了预想要求。

新疆萨尔托海铬矿是我国唯一的耐火材料级铬矿生产基地。国家投入了大量勘查资金，经地质工作者三十多年的辛勤劳动，已探明储量的矿群有14个，累计探明储量上百万吨，Cr2O3含量在32%以上的富矿约占50%。 新疆有色金属工业公司铬矿于1970年投入开采．从1 989年开始，1个地方国营铬矿，4个乡镇集体铬矿相继在萨尔托海矿区建矿投产。自1970年至1991年共采出铬矿石35万t。主要销往上海、东北及洛阳耐火材料厂，为我国冶金工业的发展做出了贡献。 铬矿不仅做耐火材料，还用于冶炼不锈钢，各种合金钢，制取各种铬盐。 我国铬矿资源短缺，每年需花外汇进口大量铬矿石。铬矿价格较高，当地将开采铬矿作为脱贫致富的途径。新疆铬矿生产发展迅速，但也存在许多亟待解决的问题。 一、存在的主要问题 （一）资源浪费严重 萨尔托海铬矿赋存状态复杂，呈透镜状，土豆状、鸡窝状，矿休一般较小。有的围岩破碎，给采矿带来一定困难。 由于地方国营和乡镇集体矿技术力量薄弱，管理不善，有些小的矿体被丢弃。冒顶压矿现象时有发生，如某矿以包代管，民工在采矿过程中为了自己多收益，违章作业，使采场暴露面超过规定要求，爆破中装药过量，结果造成大冒顶，使4000多t特富矿压于地下无法回收。 （二）铬矿销售中自找门路，经济效益受到影响 铬矿销售中无统一管理，各矿山企业派人四处奔跑，自找销售门路，互相压价。据有关部门反映，如果统一管理，每吨富矿可卖800元，目前只卖500元，使各矿山企业经济效益受到影响。 （三）地方国营，乡镇集体铬矿积压粉矿急待处理 有色金属工业公司铬矿有一简陋的选矿厂，用于处理粉矿，但处理能力很低，每天只处理2～3t。五个地方国营、乡镇集体铬矿均无选矿厂，积压粉矿万余吨，他们曾想将粉矿卖给有色金属工业公司选矿厂，但因给价太低，积压粉矿至今未能进行选矿处理。 （四）采富弃贫 由于缺乏统一规划，无开采设计和计划，致富心切，某矿储量5.7万t，富矿仅1.7万t.已采出1.4万t，目前富矿已采完。由于自己无选矿厂,剩下的含Cr2O3 25%以下的贫矿，开采困难，要求闭坑。其他矿山企业丢弃低品位铬矿石现象也有存在。 二、加强铬矿资源管理与保护的措施 （一）建立铬矿区统一管理协调机构 1989年以来，萨尔托海铬矿区存在多种经济成分的矿山企业，由于技术水平和管理水平低，存在资源浪费严重、销售中互相压价等问题，固此，组建矿区统一管理协调机构势在必行。有色金属工业公司铬矿有建矿二十多年的历史，技术力量雄厚，管理水平较高，因此依托有色金属工业公司铬矿，在技术上、管理上帮助地方小矿，解决一些问题，在销售上统一组织，统一价格，协调各矿之间的关系，将更有利于铬矿的发展。 （二）建立铬矿选厂，提高铬矿资源利用率 冶炼不锈钢、各种合金钢及制取各种铬盐所用富矿（或精矿）最低工业指标Cr2O3含量≥32%，而萨尔托海铬矿在采矿过程中产生大量粉矿，且矿石Cr2O3量越高，矿石越脆，粉矿量越多，全矿区每年产生粉矿约5000t．均需选矿后方可销售。萨尔托海矿区低品位铬矿储量占50%，必须经过选矿，产品方能达到工业指标。1971年地矿局中心实验室对该矿区21号矿群钻孔样做过选矿实验，入选样品Cr2O3含量22.80%，精矿Cr2O3含量32%，选矿回收率70%。经过选矿实验，证实萨尔托海低品位铬矿是可选的，而且经济上合理。建立具有一定规模的铬矿选矿厂将有利于提高资源利用率。 （三）深入宣传贯彻《矿产资源法》，提高矿区干部、工人依法办矿，科学采矿的自觉性 深入宣传《矿产资源法》的基本精神，宣传“矿产资源属国家所有”、“矿产资源不可再生”、“我国铬矿资源短缺情况”；宣传“十分珍惜，合理开发利用和有效保护矿产资源”的基本方针。提高矿区干部和工人依法办矿，科学采矿的自觉性。 （四）加强技术培训，提高干部、工人的技术素质 鉴于地方国营、乡镇集体矿山企业没有采矿专业技术人员，第一线采矿工人绝大多数是从内地自流来疆的，对干部工人进行技术培训是非常必要的。发挥有色金属工业公司铬矿技术优势，结合萨尔托海铬矿区地质特征，矿体赋存状态，讲授采矿技术及管理方面的知识，对干部、工人分期分批进行培训，不断提高技术水平和管理能力。 （五）加强对矿山企业矿产资源开发利用监督检查 地、县两级矿管部门要经常深入矿区，对各矿山企业矿产资源开发利用进行监督检查，对严重破坏、损失浪费矿产资源者要依法惩处。坚决制止以包代管的管理办法，要求各矿山企业建立健全有关规章制度，其主要领导干部对合理开发利用和保护矿产资源负全部责任，并制定干部轮流下井值班的制度，亲自指导生产，按规章制度开采管理，发现问题及时解决。 （六）加强对萨尔托海有限的铬矿资源的保护 要统筹规划，合理划分资源，使中央、地方和乡镇矿协调发展。要体现国营骨干矿山的主体地位。新疆有色金属工业公司铬矿已建矿20多年，技术力量雄厚，采矿设施，后勤机修已具规模，开采回采率高，安全措施好，必须为该矿留有足够的后备资源，因此，对地方国营、乡镇集体矿山企业的采矿规模应维持现状，不再扩大采矿点。对有限的铬矿资源的开发利用，由自治区有色金属工业公司提出统一规划，合理布局，报自治区计委会同地矿主管部部审批，以达到合理开发利用与有效保护矿产资源的目的。 萨尔托海铬矿区，由有色金属工业公司铬矿牵头，地矿主管部门协助，使各种经济成分的矿山企业加强执作，提高技术水平，加强管理，统一销售，萨尔托海铬矿将会取得更好的经济效益、社会效益和资源效益。

随着全球经济一体化的高速发展，各个国家对矿产资源的需求与日俱增，尤其是含量极低的稀有金属的开发和利用更是得到高度的重视，大幅度提升了稀有金属选矿技术。对新疆某铍矿开展选矿工艺研究主要试样工艺矿物学研究主要从试样的工艺矿物学研究出发，在查明试样化学成分、矿物组成、结构构造、赋存状态和嵌布关系的基础上，依据试样性质确定浮选试验方案与工艺流程，并进行了大量的条件试验，以确定最佳的工艺参数，取得了良好的选别指标，铍精矿品位3.07%，回收率81.60%。为合理利用国家矿产资源提供了详实的设计依据。

轧钢厂在轧制进程中轧件表面所发生的氧化铁皮，含铁量很高。我国钢铁职业每年要抛弃很多的氧化铁皮，完成对这些氧化铁皮的综合使用无疑是一个很有含义的节能降耗作业。依据现在的研讨，可以在以下几个方面展开对氧化铁皮的综合使用。 (1)用于出产海绵铁或制取复原铁粉。 海绵铁可用作炼钢用废钢缺少的一种弥补，跟着电炉产钢量的不断上升，海绵铁越来越显得重要。用矿粉出产海绵铁因为设备出资大及工艺杂乱，现在在我国仍难以取得迅速发展。选用恰当的工艺流程，可以用煤粉复原氧化铁皮，出产出w(Fe高，含杂质量低且成分安稳的海绵铁，比用矿石出产的海绵铁(常含脉石杂质)更适合作优质废钢运用。 氧化铁皮也可用来制取复原铁粉。氧化铁皮制作复原铁粉的出产进程大体上分为粗复原与精复原。经粗复原进程将氧化铁皮在约1100℃下复原到w(Fe>95%，w(C 氧化铁皮可用来出产作为粉末冶金质料用的复原铁粉。氧化铁皮被复原成含w(Fe98%以上的海绵铁，经清渣、破碎、筛分磁选后，进行精复原，出产出合格的复原铁粉。然后进入球磨机细磨，经分级筛得到不同粒度的高纯度铁粉。粒度较细的铁粉用于制作设备的要害部件，只需压模，即可一次成型，取得强度高、耐磨、耐腐的部件，可用于国防工业、航空制作、交通运输、石油勘探等重要职业。粒度较粗的铁粉可用于出产电焊条。 (2)用作烧结辅佐含铁质料或炼钢助熔化渣剂。 氧化铁皮中FeO含量最高达50%以上，是较好的烧结出产辅佐含铁质料，理论核算结果标明，1kgFeO氧化成Fe2O3可放热1973焦耳。烧结混合猜中配加氧化铁皮后，因为温度高，烧结进程充沛，因而烧结出产率进步，固体燃料耗费下降。出产实践标明，8%的氧化铁皮即可增产2%左右。宝钢使用氧化铁皮作为辅佐材料，在混匀矿中配加氧化铁皮，一方面，因为氧化铁皮相对粒度较大然后改进了烧结料层的透气性;另一方面，氧化铁皮在烧结进程中放热然后下降了固体燃料耗费。 别的。使用氧化铁皮可作为助熔剂，用于矿石助熔，应用于转炉炼钢。氧化铁皮用作助熔化渣剂是一种高功率的冶炼助熔材料，可以进步炼钢功率，下降焦、煤的耗费，延伸转炉炉体的运用寿命。 (3)代替钢屑冶炼硅铁合金或代替废钢用于电炉炼钢。 钢屑是冶炼硅铁合金的重要原材料，我国每年用于冶炼铁合金的钢屑量在200万吨左右，而钢铁职业每年抛弃的氧化铁皮约1000万吨。现已开宣布用氧化铁皮代替钢屑冶炼硅铁合金的新工艺，并取得了杰出的经济效益。 电炉炼钢需求废钢作质料，对废钢铁料的要求较严，但这种废钢铁数量少，报价高，直销缺乏。以报价低廉且来历广泛的氧化铁皮、渣钢等废料作为主要质料，替代量少价高的废钢，具有明显的经济效益。

新疆某低档次铜钼矿含铜0.29%、钼0.004%。选用铜钼混合浮选－混合精矿别离工艺流程，取得的目标为：钼精矿含钼46.12%，钼收回率为54.32%；铜精矿含铜27.33%，铜收回率为88.89%。 一、矿石性质 （一）矿石化学成分分析及物相分析 矿石的首要化学成分分析成果见表1，铜、钼物相分析成果别离见表2和表3。成果表明，铜和钼首要以硫化物形状存在。（二）矿藏组成 矿石中铜矿藏首要为黄铜矿，其次有少数斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝等；钼矿藏为辉钼矿；其他金属矿藏还有黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、毒砂、钛铁矿、褐铁矿、磁铁矿、金红石、赤铁矿等；矿石中脉石矿藏首要为长石、石英、云母、绿泥石，其次为透闪石、阳起石、榍石、滑石、磷灰石、黏土矿藏等。 （三）矿石中首要金属矿藏的嵌布特征 黄铜矿嵌布粒度不均匀，以细粒为主，其在各粒级中的散布率别离为：－1.0＋0.104mm粒级中占22.34%，－0.104＋0.010mm粒级中占63.69%，－0.010mm粒级中占13.97%。黄铁矿、磁黄铁矿的嵌布粒度也以细粒为主，但较黄铜矿稍粗。依据黄铜矿、辉钼矿嵌布粒度细且彼此共生亲近的特色，矿石需恰当细磨。 二、选矿工艺研讨 （一）选矿流程计划的断定 化学分析成果表明，该矿石含铜0.29%，含钼0.004%，档次较低，铜为首要收回元素，钼能够考虑归纳收回。针对该矿石的特色，宜选用铜钼混合浮选－混合精矿别离准则选矿流程。 （二）磨矿细度实验 混合粗选增加石灰500g/t，丁基黄药30g/t，Z－200 20g/t，磨矿细度实验成果见图1。成果表明，跟着磨矿细度进步，铜钼的粗选收回率也随之增加。归纳考虑，选用－0.074mm占65%的磨矿细度。 （三）捕收剂品种实验 在粗选磨矿细度－0.074mm占65%，粗选石灰用量500g/t条件下进行捕收剂品种实验，成果见表4。成果表明，混合运用丁基黄药和Z－200的目标较好。（四）石灰用量实验 混合粗选石灰用量实验成果见图2。成果表明，增加一定量石灰能进步铜钼粗精矿中铜的收回率，但石灰用量过大时按捺钼。所以石灰宜适量增加。 （五）铜钼粗精矿精选再磨细度实验 铜钼粗精矿精选再磨磨矿细度实验成果见图3。跟着再磨细度增加，铜钼混合精矿中铜钼档次均有较大起伏进步，这说明再磨是必要的，挑选再磨细度为－0.045mm占93%。（六）铜钼别离实验 铜钼混合精矿再磨后，别离作业增加和水玻璃，经五次精选，在开路条件下可得到含钼47.21%、钼收回率为52.21%的钼精矿，钼精矿含铜0.29%；一起得到含铜29.86%、铜收回率79.08%的铜精矿，铜精矿中含钼0.003%。 （七）闭路实验成果 闭路实验流程见图4，成果见表5。三、结语 （一）矿石含铜0.29%，含钼0.004%；矿石中铜有93.33%以硫化铜矿藏方式存在；钼的赋存状况比较简单，其间95.12%以辉钼矿方式存在。矿石中黄铜矿等铜矿藏、辉钼矿嵌布粒度均较细，与脉石关系亲近，不易解离。 （二）选用铜钼混合浮选－混合精矿别离工艺流程，取得钼精矿含钼46.12%，钼收回率为54.32%；铜精矿含铜27.33%，铜收回率为88.89%。 参考文献 ［1］北京矿冶研讨总院.包古图呼合斑岩铜矿选矿工艺研讨报告［R］.2008.9.

随着全球经济一体化的高速发展，各行各业对有色金属的需求与日俱增，刺激了与有色金属相关的矿产业突飞猛进，大幅度提升了金属选矿技术。受矿方委托，湖南有色金属研究院对某高硫铅锌矿开展选矿工艺研究，为建厂提供设计依据。试验研究拟定在对试样开展矿石性质特征研究的基础上，进行选矿工艺流程试验。       一、试样工艺矿物学研究       （一）试样多元素分析       试样多元素分析结果列于表1。从表1的结果可知，试样主要化学成分是Sio2、Fe、S、CaO、等，少量Al2O3、MgO等，主要有价元素为Zn、、Pb、S以及Cu、Au、Ag等。    表1  试样化学多元素分析结果元素TFeCuPbZnSAsSbAuMnCaOMgOSiO2Al2O3CAg质量 分数21.610.061.403.1317.200.010.050.2g/t0.5714.052.0028.785.092.8215g/t       （二）试样物相分析与主要矿物组成       试样铅物相分析结果列于表2，锌物相分析结果列于表3，主要矿物组成及相对含量列于表4。   表2  铅物相分析结果 名称铅物相合计硫化铅氧化铅其它铅质量分数1.270.140.041.45占有率87.599.652.76100.0   表3  锌物相分析结果名称锌物相合计硫化锌氧化锌其它锌质量分数2.970.140.143.25占有率91.384.314.31100.0   表4  主要矿物组成及相对含量矿物黄铁矿磁黄 铁矿毒砂铁闪 锌矿方铅矿黄铜矿磁铁矿石英方解石白云母角闪石、 绿泥石碳质物质量分数924微6.01.60.20.22720561       （三）试样的结构构造       1、试样的结构       试样主要有他形晶粒状结构、半自形晶粒状结构、浸蚀结构、骸晶结构、包含结构等。       2、试样的构造       试样主要有浸染状构造、块状构造、条脉状构造、条带－浸染状构造、层纹状构造等。       （四）主要回收矿物赋存状态及嵌布特征       方铅矿是主要的含铅矿物，也是银的主要载体矿物。方铅矿主要呈他形粒状，部分呈他形－半自形粒状，主要分布于闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿粒间，与磁黄铁矿、黄铁矿、铁闪锌矿接触嵌生。偶见交代黄铁矿。方铅矿嵌布粒度主要在0.152～0.037mm。       试样中硫化锌矿物主要为铁闪锌矿，呈不规则他形晶粒状。在矿石中呈浸染状分布。主要与磁黄铁矿、黄铁矿接触嵌生，其次与方铅矿接触嵌生，并有交代黄铁矿、方铅矿现象。铁闪锌矿内部有时包含细小磁黄铁矿和方铅矿，偶见包含乳浊状黄铜矿及细粒硫锰矿。铁闪锌矿嵌布粒度极不均匀，粗粒者可达1mm以上，细粒者不足5μm，主要在0.04～0.4mm。       黄铁矿主要呈不规则他形晶粒状，多与磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等硫化物接触嵌生，并被磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等轻度交代。黄铁矿嵌布粒度不均匀，粗者可达1mm以上，细粒不足5μm，主要嵌布粒度在74μm以上。       磁黄铁矿主要呈不规则他形晶粒状，多与黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等硫化物接触嵌生，局部可见包含细粒铁闪锌矿、方铅矿，偶见呈枝脉状嵌于黄铁矿粒间，并交代黄铁矿。磁黄铁矿嵌布粒度相对较均匀，一般在0.074～0.4mm。       二、浮选工艺研究       （一）方案的选择       浮选方案的制定主要取决于试样的矿石性质，其中包括目的矿物之间的嵌布关系、结构构造、粒度分布特征、矿物可浮性的好坏，以及上浮矿物量的多少等。一般可供选择的浮选方案有优选浮选、硫化矿全浮、部分混浮、等可浮、分支串流浮选。依据试样工艺矿物学研究与探索性试验的结果，参考众多选矿料研工作者的研究成果，结合笔者多年从事选矿工艺研究的经验，对此高硫铅锌矿采用部分混合浮选试验方案。部分混浮原则流程如图1所示。    图1  部分混浮原则流程       （二）浮选条件试验       条件试验方法采用传统的析因试验的方法，单元试验在固定其他因素前提下，变动一个因素，并将所得试验数据绘制成平面曲线，并从曲线中找出最佳值的相应工艺参数。条件试验主要进行了铅粗选、锌硫混选和锌硫分离的条件试验。       1、铅粗选条件试验       （1）磨矿细度条件试验       目的矿物充分单体解离是矿石进行有效分选的先决条件，为此先进行磨矿细度条件试验。原则流程如图2所示，试验结果见图3。图2  铅粗选工艺流程    图3  铅粗选磨矿细度试验结果       从图3曲线可知，随着磨矿细度的增加，铅的回收率呈上升趋势。选择－74μm占80%为宜。       （2）铅粗选石灰用量条件试验       用石灰作黄铁矿的抑制剂，磨矿细度足－74μm占80%，石灰为变量，其它药剂用量同图2。试验结果如图4所示。图4  铅粗选石灰用量条件试验结果       试验结果表明，石灰对提高铅品位、降低锌硫的含量具有极为重要的作用，过量的石灰对硫抑制作用不明显。适宜的石灰用量为2000g/t。       （3）铅粗选硫酸锌用量条件试验       采用硫酸锌作闪锌矿的抑制剂，磨矿细度足－74μm占80%，硫酸锌为变量，其它药剂用量同图2。试验结果如图5所示。    图5  铅粗选硫酸锌用量条件试验结果       从图5曲线可知，硫酸锌用量的变化对降低铅粗精矿中锌含量具有明显效果，其用量可在750～1000g/t之间波动，为保证铅精矿质量，选定硫酸锌用量1000g/t。       （4）铅粗选对乙基黄药＋乙硫氮用量条件试验       试验选用乙基黄药＋乙硫氮作为方铅矿的捕收剂，乙基黄药＋乙硫氮的比例为1∶1，磨矿细度－74μm占80%，乙基黄药＋乙硫氮为变量，其它药剂用量同图2。试验结果如图6所示。    图6  铅精选乙基黄药＋乙硫氮用量条件试验结果       从图6可知，随着乙基黄药＋乙硫氮用量的增加，铅回收率明显提高，铅粗精矿锌含量亦有所上升，兼顾产品质量，乙基黄药＋乙硫氮最佳用量为60g/t。       2、锌硫混浮条件试验       （1）锌硫混浮硫酸铜用量条件试验       浮选尾矿以硫酸铜作闪锌矿活化剂，丁基黄药为捕收剂，进行锌硫的混合浮选，药剂用量为：丁基药药200g/t，碳酸钠800g/t，松醇20g/t，硫酸铜为变量。试验结果如图7所示。       从图7曲线可以看出随着硫酸铅用量的增加。锌硫混合精矿中锌、硫的品位和回收率有所提高，其用量以500g/t为宜。图7  锌硫混浮硫酸铜用量条件试验结果       （2）锌硫混浮碳酸钠用量条件试验       浮铅尾矿以碳酸钠作为黄铁矿的活化剂，丁基黄药为捕收剂，进行锌硫混合浮选，药剂用量为：丁基黄药200g/t，硫酸铜500g/t，松醇油20g/t，碳酸钠为变量。试验结果如图8所示。从图8曲线可以看出，碳酸钠不仅对黄铁矿有明显的活化作用，而且对提高锌回收率亦有一定的帮助，适宜的碳酸钠用量为1000g/t。图8  锌硫混浮碳酸钠用量条件试验结果       （3）锌硫混浮丁基黄药用量条件试验       锌硫混浮丁基黄药用量条件试验药剂用量为：硫酸铜500g/t，碳酸钠1000g/t，松醇油20g/t，丁基黄药为变量。试验结果如图9所示。图9  锌硫混浮丁基黄药用量条件试验结果       从图9曲线可知，适宜的丁基黄药用量为120g/t。       3、锌硫分离条件试验       经典锌硫分离宜采用石灰法，该法既会在黄铁矿表面生成Fe(OH)2的亲水薄膜，亦会有Ca2＋竞争吸附，从而达到抑硫的目的。石灰为变量进行其用量的条件试验，试验结果如图10所示。    图10  锌硫分离石灰用量条件试验结果       （三）浮选闭路试验       浮选闭路试验是在浮选条件试验所确定的最佳工艺参数的前提下，利用实验室静态的单元浮选试验模拟现场连续的动态生产过程，从而考察中矿的分配和药剂累积的变化，以及可能获得的最终选别指标。试样磨矿至－74μm占80%，在抑锌硫的情况下，浮铅作业为一次粗选、三次精选、一次扫选。对浮铅尾矿在活化锌硫的情况下，混浮锌硫作业为一次粗选、一次扫选、一次精选。对锌硫混合精矿在抑硫的情况下浮锌，作业为一次粗选、两次精选、一次扫选。工艺流程如图11所示，试验结果列于表5。   表5  部分混浮闭路试验结果产品 名称产率品位回收率PbZnSPbZnS铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿2.09 5.52 33.33 59.06 100.060.1 0.19 0.14 0.13 1.392.78 49.15 0.75 0.16 3.1216.40 34.01 41.15 1.15 16.6190.35 0.76 3.36 5.53 100.01.86 87.08 8.02 3.03 100.02.06 11.30 82.55 4.09 100.0  图11  部分混选闭路试验流程       三、结语       （一）新疆某铅锌矿为高硫中细粒嵌布难选矿石。矿石中金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿等；脉石矿物主要为石英、方解石、云母等。       （二）从部分混浮闭路试验结果可知，依据试样工艺矿物学研究结果所确定的部分混浮方案可获得较优的铅锌硫分选指标。该工艺成熟可行，生产现场容易实施，可作建厂的设计依据。       （三）鉴于日益增长的物质文化需求所带来的有色金属需求矛盾，建议政府有关部门，加大有色金属地质、勘探、采矿、选矿的前期投入，确保国民经济可持续性发展。

依据新疆维吾尔自治区人民政府办公厅《关于电解铝厂商自备电厂备用费标准树立报价联动机制的告诉》(新政办发〔2016〕177号)有关规定，现就2017年6月新疆维吾尔自治区电解铝厂商自备电厂体系备用费标准发布如下：　　2017年5月31日，发布的长江电解铝现货报价为13730-13770元/吨，平均报价为13750元/吨，新疆维吾尔自治区电解铝厂商自备电厂体系备用费标准为：220千伏0.028元/千瓦时、110千伏0.032元/千瓦时、35千伏0.035元/千瓦时。PVC、等厂商自备电厂体系备用费标准参照履行。　　2017年5月31日

新疆阿希金矿提金厂，于1993年6月开工兴修，1995年6月出产出榜首块合格金锭。该厂曾以预化、CIL法提金工艺作了规划，终究的计划是全面引入独联体的重选一树脂矿浆法提金技能。该厂的规划为750t/d，是一座大型金矿山，年产黄金4万两，折合1250kg。    该厂的根本工艺流程为：重选，其精矿独自强化化、树脂矿浆法提金；其尾渣再磨、预化后再与重选的尾矿兼并，进一步预化，然后树脂矿浆法吸附浸出提取金、银。载金树脂经硫酸洗刷除掉锌、镍、铜等贱金属，，硫酸混合液解吸金、银，制品解吸液电积收回金、银，贫树脂碱再生。    提金后的尾矿浆选用液化所得的氧化法处理。出产实践证明，该法的操作条件好，除合格率高。详细的破磨工艺流程，重选精矿预化，树脂矿浆法吸附浸出流程别离如图1和图2所示。[next]     由图可见，处理本矿的工艺特色如下：    ①破磨流程简略。选用一段开路破碎，磨矿中选用了Ф5.5m×1.8m的自磨机和两段闭路式球磨机，合格粒级为-0.074mm占90％。而原规划为三段一闭路破矿、两段球磨的传统工艺。在电耗相同条件下，现规划处理才能略有进步。    ②增设了重选工艺，且对精矿独自进行强化预化。树脂矿浆吸附浸出；吸附后尾渣再球磨后预化并与重选尾矿的预化矿浆兼并后再经树脂矿浆吸附浸出体系，这样使磨矿细度放宽了，从原规划的-0.074mm占95%下降为90%，这样不只减少了磨矿费用，并且总的浸出时刻缩短了4h;NaCN用量也减少了，从原炭浸法的1.1kg/t降为现流程的0.78kg/t；金的收回率安稳。    ③主工艺中的设备悉数由我国制作。吸附浸出工艺中选用我国南开大学化工厂出产的D301G阴离子交流树脂。一年的出产实践证明，树脂损耗量为25g/t，而原规划的CIL法中炭损耗为100g/t。    ④因为选用了酸洗法去除载金树脂上很多的贱金属，一起又选用了经用的板状阴极，因而所得的金泥档次高，其间金含量达60%、银含量为25%，为原CIL法所得金泥中金档次的3倍。这样高档次的金泥，不只简化了随后的冶炼工艺，并且冶炼收回率高达99.8%，所得合质金纯度高达99.9%。    ⑤本流程规划的总收回率为92.36%，而原规划的CIL法的总收回率仅为89%。投产后的榜首年，实践选冶总收回率已超越91%。    ⑥关于该矿而言，选用的重选与树脂矿浆法提金组合流程，比单一的CIL法提金增收（投产后的头一年）608万元。其间节约146万元，因收回率进步而增收462万元。

报告名称：  新疆喀什铜矿矿石可选性试验研究报告报告格式：  word完成时间：  2007年1月 发布人：    郭常青指导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：张世银报告页数：  前言始共37页报告简介：前言： 新疆喀什铜矿因扩建需要，于二〇〇七年元月中旬和二〇〇七年二月下旬两次送来选矿试验样，委托西安天宙矿业科技开发有限公司对该矿进行矿石可选性试验，其目的通过矿石可选性试验研究，为该矿提供合理工艺流程及技术指标，为扩建提供参考依据。 二〇〇七年元月中旬送来试验样，分别采自竖井、西井、东井、2#井下、2#井上、3#井。根据矿方要求：竖井、西井、东井，配为1个试验样（硫化矿），含铜3.29%。2#井下、2#井上、3#井配为1个试验样（氧化矿），含铜0.79%。二〇〇七年二月下旬，第二次送来样因氧化率高，铜品位低（含铜0.51%），矿方要求配上竖井、东井、西井，原矿品位配至1%左右，故成为1个混合矿。 试验人员经大量工作，最终可获得如下指标： 硫化矿：铜精矿品位41.31%，铜回率94.75%； 氧化矿：铜精矿品位15.73%，铜回收率88.82%；混合矿：铜精矿品位29.20%，铜回收率93.16％。  结语： （一）、本次试验共做了三种矿石的工艺流程试验，硫化矿铜精矿品位41.31%，回收率94.75%，氧化矿铜精矿品位15.73%，回收率88.82%，混合矿铜精矿品位29.20%，铜回收率93.16%. （二）、氧化矿选铜捕收剂TZ-109，TZ-109是西安天宙矿业科技开发有限责任公司药剂组研制，TZ-109加丁基黄药选氧化铜效果比较明显。（三）、建议将来选矿场不要单独处理氧化矿，氧化矿和硫化矿配起来处理，能改善浮选效果。

新疆哈密某金矿为热液告知蚀变岩型金矿床。该矿石呈氧化－半氧化，磁铁矿伴生金、铜矿石。工业类型首要为金－铜－磁铁矿型和金－铜－黄铁矿两种。因为矿石中金为超微粒、微粒显微粒金，且首要以包裹状存在于黄铁矿中，其次赋存在石英、碳酸盐、褐铁矿中。前人定论为“难选金矿石”。 一、矿石性质研讨 （一）矿石的物质组成 首要有用成分为金、铜、铁。金档次2.54～4.33g/t；伴生铜最高档次1.39%，一般在0.1%～0.2%。金属矿藏首要有磁铁矿、褐铁矿、赤铁矿，少数及微量的黄铁矿、黄铜矿、铜兰、孔雀石、天然金等。脉石矿藏首要有碳酸盐、绿泥石、绿帘石、石英、高岭石、绢云母、透闪石、钠长石、黄钾铁钒等，微量的有机质、碳等。磁铁矿最高达70%，一般大于10%。其化学成分见表1，其间金、银含量单位为g/t。 表1  原矿化学分析成果(%)（二）金的赋存状况 矿石中天然金以超显微( 0.002mm)状况首要赋存于黄铁矿中，其次赋存在石英、碳酸盐和褐铁矿中。其在黄铁矿中嵌布状况首要有裂隙金、包体金、空穴金等。金的物相分析成果见表2。 表2  金物相分析成果二、选矿办法及流程的挑选 该矿规划较小，地表首要为(半)氧化矿石，有用矿藏首要为磁铁矿、硫化(铁)铜及其氧化物和金。而铁矿石因为量少而利用价值不大，铜的档次偏低又遭到次生氧化不易收回，所以金就成为采选的首要方针元素。依据矿床规划及矿石特征，选用出资少见效快的堆浸化法是较好的挑选。 矿石中的铜、铁硫化矿藏和脉石中很多的酸性物质的存在，对化选金是有害的。选用惯例的化法不只金的浸出率过低，还会耗费很多的药品而不经济。因而，先进行碱、、充氧预处理，消除或削弱有害物质的影响，然后再化浸出金，估计可收到杰出效果。由此选定“碱浸－浸－化”的工艺流程进行实验与研讨。 三、全泥化实验 以全泥化实验为基准线实验，旨在为柱浸供给依据。其流程为﹕碱浸－浸－过滤－(浸渣)化。实验成果见表3。 表3  选金实验成果比照通过比照能够看出﹕ 1、在全泥化实验中，只要添加了碱、预浸环节，金的浸出率最高。 2、的耗量与碱、铵盐用量关系密切，因而力求浸液药剂配方最佳至关重要。 3、两次全泥化金浸出率都较高，分别为88.89%、90.11%，能够进行柱浸实验。 （一）柱浸 柱浸实验的成果是进行半工业实验乃至开发的重要依据，本实验分为预浸和化两部分。工艺流程见图1。柱浸实验条件为﹕矿石粒度30～0mm，浓度初始10/万、中期7/万、后期3/万；药剂准则(kg/t)﹕1号柱铵盐6.10、石灰3.70、9.32、2.00，2号柱铵盐8.11、石灰5.2、7.6、1.84，3号柱石灰6.00、10.6、1.40。浸出时刻不含预浸，温度16～20℃。浸出成果见表4。图1  柱浸工艺流程 表4  金浸出率实验比照成果（二）预浸 由反响式4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O→4NaAu(CN)2＋4NaOH看出，化浸金有必要具有3个基本条件﹕CN－、O2、OH－。即在碱性介质中，从矿石中浸取金并把溶液中的金分离出来，包含氧的吸收溶解、其组分分散到金表面、吸附、电化反响等。其间O2＋CN－的分散对金的浸取速率至关重要，而碱则是化进程的保护神，三者缺一不可。该矿石中很多的酸及铜、铁、硫等物质能耗费很多的氧和，大大减缓化速度乃至中止化进程。因而，对其进行碱浸、浸预处理，并供给满足的氧，以消除其影响，为金的化浸出创造条件。 1、碱浸。矿石中很多的酸性物质及硫、硫铁矿藏(如黄铁矿、磁黄铁矿等)在湿润空气中极易激烈氧化生成亚铁盐和酸(如FeSO4、H2SO3、H2SO4等)，有必要在矿石化浸出前消除酸性和可溶性金属离子等物质。如亚铁盐FeSO4在碱和氧的效果下可迅速地变为高铁盐Fe2[SO4]3，终究生成氢氧化物Fe[OH]3沉积。用弄清的石灰水和NaOH溶液重复淋浸，直到pH=8～9。 2、浸。首要用于消除铜。化前用溶液与铜离子构成安稳的铜络合物([Cu(NH3)4]2＋n)，而该络合物易溶解于性溶液，且溶解度很大。如孔雀石和蓝铜矿等碱式碳酸铜矿藏中的铜通过生成络合物溶解于性溶液﹕CuCO3·Cu(OH)2＋6NH4OH＋(NH4)2CO3=2Cu(NH3)4CO3＋8H2O，浸液中要确保满足的浓度以生成安稳的铜合作物、中和浸硫化铜生成的酸等。 1、2号柱用浓度为7/万～8/万的碳铵溶液淋浸，浸液pH=8～9；浸完毕后，矿石用清水洗刷(含铜溶液和洗液积存)后再化。3号柱没有通过预处理。浸阶段，1、2号柱铜浸出率(以液计)分别为20.2%、19.2%，改变不大。由表4看出﹕在相同的条件下，当碳铵用量每吨矿石从6kg增加到8kg时，金的浸出率由79.9%增至80.75%，耗量略有下降。由此可见每吨矿石碳铵用量7kg左右为宜。 3、通风。碱浸和浸都以耗费很多的氧为根底，特别是硫化铜、硫化铁都需氧化硫根才干成为可溶性的铜、铁盐，常用的氧化剂就是空气和氧气。硫(S2－2→S6＋)的氧化耗费的氧是铁(Fe2＋→Fe3＋)的16倍。如黄铜矿与的反响﹕CuFeS2＋41/4O2＋6NH3＋(n＋1)H2O→Cu(NH3)2＋4＋1/2Fe2O3·2nH2O＋2NH＋4＋2SO2－4，其间氧的效果非常显着。通风即充氧作业，贯穿于实验的全进程。停浸时，1、3号柱守时机械通风，2号柱天然通风。成果是2号柱浸出率最高。 （三）化 1、化阶段为惯例办法。 2、浸出速度与浸出率。由表4看出，通过碱、预处理的1、2号柱浸出速度与浸出率均较好，特别是2号柱浸出速度最快，浸出率最高，即10d过高峰期时，浸出率已达61.70%，其浸出周期为35d，终究金浸出率80.75%；而通过碱浸未经预处理的3号柱，浸出10d时，浸出率仅48.13%，其周期为50d，终究金浸出率70.57%，并耗费很多的碱和而不经济。 金浸出率﹕以渣计80.91%；以液计80.75%，银58.54%，铜25%。 （四）工艺条件的断定 依据实验成果，断定其工艺条件﹕ 1、矿石粒度为30～0mm。 2、浸出周期为56d(包含预浸21d)。经总结经历，预浸时刻5～7d即可，其间浸2～3d，耗量可大起伏下降。 3、布液方法﹕滴淋，滴淋强度为29.4L/m2h，滴停比﹕1﹕1～1﹕3(滴淋时刻每日控制在6～12h)。 4、药剂准则﹕每吨矿石运用碳铵7kg、1.8～2.0kg。 5、依据实验工艺流程及药剂准则，吨矿石选矿本钱约113.09元。 四、结语 1、针对矿石特征，学习以往的选矿经历，采纳“原矿破碎-预浸(碱浸、浸)－洗刷(铜液和洗液独自存待放收回铜)－化－活性碳吸附”工艺流程，消除或削弱了有害物质的影响，取得了较好的选矿目标。 2、预浸要“短、平、快”，pH值及浓度不宜过高，以防止已浸出的[Cu(NH3)4]2＋发生改变的可能及碳铵、碱的过多耗费或糟蹋。 3、若进行半工业实验，筑堆时可增加天然通风设备。一起，应展开进一步的实验与研讨，以求提前应用于出产。

于二〇〇八年十一月至十二月，对新疆某地铍矿进行矿石可选性试验，其目的是通过矿石可选性试验研究，为该铍矿提供一套经济合理、技术可行的工艺流程，为该铍矿的开发利用提供科学依据。在试验之前，委托单位提供了一部分工艺矿物学资料，包括原矿X衍射分析、铍物相分析以及岩矿鉴定，通过上述资料和后期进行的光谱半定量分析、化学多元素分析，查明了该铍矿物粒度分布及嵌布特性，查明了矿石结构构造，矿岩的结构构造及岩石类型，使研究人员对该铍矿的研究有了明确认识，为工艺流程的拟定起到了指导作用。该铍矿矿物组成较多，大体一致，岩石蚀变现象较为明显，主要为钠长石化、绿泥石化、绢云母化和褐铁矿化等蚀变现象。矿石中有用元素铍的赋存状态主要以羟硅铍石为主，其次少量以吸附等形式存在于磁铁矿和褐铁矿中，再之极少量以吸附形式存在于高岭土、伊利云母、绿泥石等粘土矿物之中，以及极微量的以类质同相形式存在于镧、铈矿物之中。脉石矿物主要为石英、钠长石、钾长石、绢云母、绿泥石、少量的萤石和褐铁矿等矿物。铍矿矿石主要为中细粒占优势的不等粒嵌布矿石，羟硅铍石的粒度为20微米至300微米；羟硅铍石主要以几种形式存在：一是以自形晶半自形晶的形式存在，主要分布于萤石脉之中；二是羟硅铍石被包裹于萤石脉之中，与萤石颗粒常呈线状接触关系。萤石脉呈脉状充填在花岗斑岩、流纹质凝灰岩之中。该矿选别难点在于矿石蚀变较为强烈，在磨矿过程中产生的大量细泥可能对浮选工艺的影响。 试验原矿样品位Be 0.171%，由于铍矿物主要以羟硅铍石的形式存在，而羟硅铍石又主要分布于萤石中，根据矿石性质，试验主要采用浮选萤石、同时配以浮选羟硅铍石的工艺方案，试验指标为：铍精矿品位为3.07%，回收率81.60%，铍精矿产率为4.55%。        二、选矿试验试验样粒度筛析：目的是通过该试验分析出原矿样中不同细度金属铍的分布状况，从而为试验提供细度依据。 试验结果见表1。表1 粒度筛析试验结果粒度（mm）产率（%）Be品位（%）金属量占比（%）2～123.090.1650.03823.601～0.536.520.1340.04930.430.5～0.12525.200.1620.04125.470.125～0.0744.080.2150.0095.590.074～0.0488.810.2000.01811.18－0.0482.300.2470.0063.73合计100.00　0.161100.00从试验结果可以看出，金属铍主要分布在0.074mm（即200目）以上，但0.074mm以下也有近15%的占比，后期试验要对此部分做相应的处理。        三、试验样磨矿细度与曲线试验试验的目的是：通过细度曲线可以查出该铍矿磨到－200目某一百分含量所需要的磨矿时间，磨矿细度曲线是为磨矿细度试验提供依据的。 磨矿细度测定工艺流程见图，磨矿细度试验结果见表2。磨矿细度测定工艺流程图表2 磨矿细度结果磨矿时间（min）10152025—200目占比（%）5077.59197.7    四、结语（一）工艺矿物学研究小结该铍矿矿物组成较多，大体一致，岩石蚀变现象较为明显，主要为钠长石化、绿泥石化、绢云母化和褐铁矿化等蚀变现象，含铍矿物主要是羟硅铍石，其次少量以吸附等形式存在于磁铁矿和褐铁矿中，再之极少量以吸附形式存在于高岭土、伊利云母、绿泥石等粘土矿物之中，以及极微量的以类质同相形式存在于镧、铈矿物之中。羟硅铍石一是以自形晶半自形晶的形式存在，主要分布于萤石脉之中；二是羟硅铍石被包裹于萤石脉之中，与萤石颗粒常呈线状接触关系。（二）试验结果试验最终采用一粗、四精、三扫，粗精矿再磨（－300目占94%）后精选的工艺流程。其指标为：铍精矿品位3.07%，铍回收率81.60%，铍精矿产率4.55%。（三）铍精矿质量通过对铍精矿的质量分析可知，铍精矿已达到国家标准二级品要求，且铍精矿中所含杂质（F除外），也均附合国家产品质量要求。（四）本次试验样品由XXXX公司负责提供。通过选矿试验，为该铍矿提供了一套经济合理、技术可行的工艺流程。本次试验可以作为选矿厂设计依据。

近来,由江西理工大学科研人员研制的一种铁粉表面包镀镍办法取得国家专利。       据介绍,这是一种采用水热氢复原技能在铁粉表面上包镀一层金属镍或纳米镍粉的办法,归于有色金属冶金和粉末冶金材料技能领域。本发明生产工艺办法简略,易于操作,包镀镍层可控。       这种新办法是将硫酸镍或硫酸镍水溶液、、硫酸铵按必定份额参加水中,配成混合溶液,参加少数蒽醌、添加剂,再将需要被镍包镀的铁粉参加到混合溶液中,然后将含有铁粉的混合溶液转入高压釜内,密封高压釜。在高压釜内经高温高压水溶液氢复原处理,溶液中的镍离子复原沉积在铁粉表面,构成细密的金属镍层或纳米镍粉包镀层。包镀反响完成后,将高压釜内的物料冷却,排出表面包镀了金属镍的铁粉和水溶液,经过滤、枯燥,取得表面被金属镍包镀的铁粉产品。

1.1高镍锍的化学成分及浸出前的质料预备     使用硫酸挑选性浸出的高镍锍要求含硫较低，以利于镍的溶解。这种高镍锍首要由铜镍合金、Ni3S2和CuS三相级成。镍首要存在于合金相和Ni3S2相中，铜存在于Cu2S相和合金相中，铁和钴存在于合金相中。高镍锍吹炼完结后，一般选用在水中骤冷的办法将其水淬制成粒状，再用球磨机磨细后送硫酸挑选性浸出。     阜康冶炼厂的质料来自喀拉通克镍矿出产的水淬金属化高镍锍，在磨浸车间经两段球磨机湿磨、分级、脱水及过滤后，得到粒度为-0.045mm95%以上、含水为8%～10%的高镍锍滤饼。其化学组成如表1所示。镍钴的化学物相分析如表2所示。 表1  阜康冶炼厂高镍硫的化学组成首要成分NiCuCoFeSPbZnMnAs含量/%31.9648.50.1050.3316.040.280.0030.00330.0008贵金属元素AuPtPdAgOsIrRuRh 含量/g·t-14.11.791.812400.0370.0230.040.016  表2  阜康冶炼厂高镍硫所含镍钴的物相组成物相NiCo含量/%份额/%含量/%份额/%合金16.9654.730.02522.73硫化物12.5840.590.02320.91氧化物1.454.680.06256.36总量30.99100.000.11100.0     出产实践标明，高镍锍中的合金相及硫化物相的镍可浸率约95.3%，而钴的可浸率仅43.6%，如在转炉中采纳复原办法，可大起伏进步钴的浸出率和添加镍的浸出率。     1.2高镍锍浸出进程的首要化学反响     用硫酸溶液挑选性浸出高镍锍中的镍和钴，使铜和贵金属按捺于浸出渣中。浸出一般由常压浸出和加压浸出两道以上工序组成，常压浸出段金属Ni悉数溶解，Ni3S2部分溶解，Cu2S不溶解。 Ni＋H2SO4=NiSO4＋H2 Ni＋H2SO4＋1/2O2=NiSO4＋H2O Co＋H2SO4＋1/2O2=CoSO4＋H2O     浸出时在鼓入空气的效果下，合金相中的铜被氧化并与Ni3S2发作反响： 2Cu＋1/2O2=Cu2O Cu2O＋H2SO4=CuSO4＋H2O＋Cu 2Ni3S2＋2Cu2+＋1/2O2=4NiS＋2Ni2+＋Cu2O     加压浸出时，在氧化条件下，发作以下化学反响： Cu2S＋H2SO4＋1/2O2=CuS＋CuSO4＋H2O Ni3S2＋H2SO4＋Cu2O=NiSO4＋2Cu＋H2O NiS＋CuSO4=NiSO4＋CuS     经浸出高镍锍中绝大部分Ni和Co转入溶液（Ni浸出率94%，Co59%），Cu大部分以CuS和Cu2S形状留存于渣中。     1.3高镍锍两段逆流硫酸挑选性浸出的出产实践     高镍锍经球磨后农密过滤，滤饼用加压浸出液和阳极液在两台φ2500mm×3000mm的浆化槽内拌和浆化后，矿浆用泵扬送至六台φ2500mm×3000mm串联的浸出槽中，鼓入空气进行常压浸出，浸出矿浆自流至φ6000mm的1号稠密机中进行液固别离。溢流为常压浸出液，经板框压滤机压滤除掉悬浮物后，作为制品液送镍电解车间除钴工序。常压浸出结尾直到溶液中的硫酸简直悉数被中和掉，结尾pH=5.5～6.3，溶液中的Cu、Fe简直悉数被水解沉积入渣。     在常压浸出阶段，参加适量的碳酸。BaCO3与硫酸盐溶液效果生成不溶的同晶型的BaSO4和PbSO4，硫酸与硫酸铅共沉积使微量的铅也从溶液中除掉。     常压浸出后的稠密底流用阳极液（含H2SO4约50g/L）进行第二段加压浸出。底流先在φ2200mm×2000mm的中间浆化槽中进行浆化。矿浆由高压隔膜泵送入加压釜中进行加压浸出。加压釜选用机械拌和。加压浸出温度约150℃，压力为0.8Mpa。     加压浸出后的出釜矿浆经自蒸发器减压降温，气体经除泡沫后放空，矿浆则流至2号稠密机进行液固别离。底流经主动离心机过滤洗刷后，所得滤渣为浸出终渣，其成分（%）为Cu60～70，Ni4～5，S20～22，作为提取铜和贵金属的质料。     在加压浸出中，Ni、Co、Fe简直悉数被浸出，部分铜也被浸出，但大部分铜入渣。加压浸出溢流成分（g/L）：～90Ni，～2Cu，～10H2SO4。加压浸出后液回来常压浸出。     阜康冶炼厂高镍（铜）锍精粹工艺准则流程如图1。该工艺的浸出工序的技能条件及首要产品成分如表10-4所列。     高镍锍通过常压浸出取得含铜、铁均小于0.01g/L的硫酸镍钴溶液，其浸出渣通过加压浸出可使镍钴合金相及硫化物相深度浸出，而质猜中的铜、铁、贵金属和硫简直悉数留在含镍4%～5%的终渣（铜渣）中，该渣有利于用火法或湿法提取铜和贵金属。     本工艺的首要特色是加压酸浸选用接连热压浸出，操控加压釜的空气供给量，既确保有满足的浸出率，又按捺铜的浸出，在加压酸浸的一起，完结铜镍别离。阜康冶炼厂的出产实践标明，只需操控好浸出条件，如釜压、釜温、空气量、返液中的铜含量及加压浸出结尾的pH值等，在工业出产中就能够完结镍有较高的浸出率，一起又将绝大部分铜按捺在浸出渣里，这样确保了工艺流程中只选用一段黑镍除钴就能够到达净液的意图，然后简化了流程。图1  阜康冶炼厂高镍（铜）锍精粹工艺准则流程   表3  阜康冶炼厂高镍锍硫酸挑选性浸出技能条件及成果项目常压浸出加压浸出项目常压浸出加压浸出液固比/（m3·t-1） 浸出温度/℃ 总压力/Mpa 氧分压/Mpa 充气量/（m3·t-1料） 浸出时刻/h 结尾pH 镍浸出率/%12～12 65～75 0 0.02 2000 4 ≥6.2 2811～12 140～150 0.6 0.05 500 2 1.8～2.8 94.2浸出液成分/g/L： Ni Co Cu Fe 浸出渣成分（%） Ni Cu S  75～96 0.15～0.42 0.001～0.005 0.002～0.007  70～100   4～6 0.2～0.3   4～5 56～70 22     1.4影响浸出进程的要素[next]     影响高镍锍浸出进程的首要要素有：高镍锍成分、磨矿锍成分、磨矿粒度、拌和强度、鼓入空气量和浸出温度等。     （1）高镍锍成分     高镍锍的镍溶解首要取决于高镍锍的含硫量，关于Ni:Cu＞2的高镍锍，镍的溶解率随含硫量增高而下降，但不受Ni/Cu比值持续增大的影响；关于Ni:Cu＜2的高镍锍，镍的溶解率（在必定含S量时）随铜含量增大而进步。高镍锍成分对镍浸出率的影响如图2。     （2）高镍锍粒度     磨矿粒度对高镍锍浸出率的影响，首要在于磨矿能使不同矿藏彼此别离。高镍锍粒度关于反响速度有较大的影响。高镍锍磨得愈细，矿粒的比表面积愈大，反响进行得愈快，如图3所示。由图可见，当高镍锍精粒度为-200目至+270目时，在1.5h内可完结浸出反响；粒度为-60至+80目时，需求2.7h才干完结；而粒度为-5至+9目时，即便6h也不能使镍彻底浸出。图2 不同含硫量的高镍锍的镍浸出率与镍铜    图3  磨矿粒度对镍浸出速度的影响 粒度：1-5～9目；2-60～80目；3-200～270目     （3）拌和     拌和对反响速度有较大的影响，由于拌和能确保空气中的O2和浸出液与高镍锍固体颗粒之间有杰出的触摸，为此，一般除了在每个浸出槽设有空气拌和器拌和矿浆外，在参加粉状高镍锍的第一个浸出槽还装置有机械拌和器。     （4）鼓入空气量     鼓入空气量对反响速度有较大影响，图4为高镍锍中的浸出时刻与鼓入空气量的联系。该联系还可用下式表明：     式中  Y-镍浸出时刻，h；       x-鼓入溶液的空气量，L/h；     k、b-常数，与温度、浸出槽巨细、溶液浓度等有关。     （5）浸出温度     浸出温度对浸出速度的影响是多方面的，进步浸出温度能增大物质的扩散系数，然后加速浸出速度。跟着浸出温度的升高，高镍锍中的呆溶物质在溶液中的溶解度解大，也可加速浸出图5为浸出时刻与浸出温度的联系。由图可见，进步浸出温度能明显地增大反响速度。例如在80℃条件下，浸出所需的反响时刻，仅仅是30℃时到达相同浸出程度所需时刻的25%。图4  浸出间与鼓入空气量的联系  图5  浸出时刻与浸出温度的联系     1.5芬兰奥托昆普公司硫酸挑选性浸出法的技能进步     芬兰奥托昆普公司的哈贾伐尔塔镍精粹厂是最早（于1960年）选用硫酸挑选性浸出法的工厂，并推行到南非、津巴布韦、巴西等国家镍精粹厂选用。     哈贾伐尔塔镍精练厂本来的高镍锍，粒度为0.5～3.0mm，含（%）Ni 60～65，Cu 22～25，S 6～7，Fe约0.5，Co 0.7～1.0，其间金属相占66%，Ni2S2占18%，Cu2S占15%，杂质约1%。浸出参数对浸出进程的效果见图6。     浸出工序由三段常压逆流浸出，使Ni、Co浸出率别离达98%及97%。有关数据见表4。     该厂鉴于硫酸挑选浸出法的长处及质猜中镍铜比的明显进步，于1995年改造了老工艺，新流程的特色为常压、加压浸出结合，镍电积与氢复原并重，并采纳萃钴及氢复原钴粉。新工艺准则流程见图7。 表4  哈贾伐尔塔镍精粹厂原浸出工艺数据浸出段压力/MPa温度 /℃浸出槽浸出前溶液成分含量/（g·L-1）浸出后个数尺度溶液Ni2+Cu2+H2SO4（pH）Co2+FePb2+Zn2+1常90490m3铜电解废液80 100～1055～6 ＜0.015～10 （5.5～6.3）0.71 ＜0.010.01～0.00050.005 0.01浸出后液2常90290 m33段＋4段溢流7515 0.30.5～100.01～0.005 浸出后液3常90290 m3镍电解阳极液70 7015～2040～50 10～150.052～30.005～0.01 浸出后溢流4220012.9m×11.5m镍阳极液70 90240～50 10    浸出和溢流        图7  哈贾伐尔塔镍精粹新流程

可可托海矿坐落新疆维吾尔族自治区境内。系一花岗伟晶岩锂、铍、钽铌、多金属矿床。共有四条矿脉，其间以3号脉（现在挖掘矿脉）为最大。矿石含（TaNb）2O50.015%   （Ta∶Nb＝1∶1）、BeO0.093％、Li2O1.29％。钽铌矿藏主要是锰钽矿、钽铌锰矿、细晶石。铍矿藏主要是绿基石。锂矿藏主要是锂辉石。脉石主要是石英、长石。矿藏粒晶：钽铌矿藏最大为1～2毫米，一般为0.3～0.08毫米。绿基石一般在0.2毫米以上。锂辉石一般是0.2毫米。       选矿厂规划规划750吨/日。分三个体系：1号体系处理铍矿石，日处理矿石400吨。2吨体系处理锂矿石，日处理矿石250吨。3号体系处理钽铌矿石，日处理矿石100吨。3号体系选矿流程如图1所示，选用两段磨矿的重－磁－浮流程。榜首段棒磨，磨矿粒度－1毫米。第二段球磨，磨矿粒度－0.2毫米。磨矿产品用φ940毫米旋转螺旋溜槽（螺距500毫米，转速12～16转/分）粗选；旋转螺旋溜槽尾矿通过φ250毫米旋流器分级，旋流器溢流送2号体系浮锂。旋转螺旋溜槽精矿先经弱磁场磁选机除铁，然后分级摇床，摇床尾矿回来球磨机。摇床精矿给入双盘磁选机选出铁屑、钽铌精矿、钽铌中矿和非磁性物料（尾矿）四种产品。磁选钽铌中矿（钽铌－石榴石），选用浮游重选，分选出钽铌和石榴石，铁屑则需通过酸浸、过滤，滤渣即为钽铌精矿。选矿总目标：钽铌精矿档次（TaNb）2O550%～60%，回收率62％。

报告名称：  新疆温宿县钛铁矿可选性试验研究报告报告格式：  word完成时间：  2006年10月 发布人：    郭常青指导专家：  黄开国  龚美菱项目负责人：段  珠报告页数：  前言始共43页报告简介：    试验目的是对该矿石进行初步可选性试验，为该矿石开发利用的可能性提供初步依据。     温宿县钛铁矿含矿岩石为浅成浸入的辉绿玢岩和喷出玄武质熔岩。原矿中主要含钛矿物有：金红石、榍石、少量钛铁矿、钛磁铁矿；其它金属矿物有赤褐铁矿，少量黄铁矿；脉石矿物主要有：长石、石英、绿泥石、绿帘石、方解石、白云石等。原矿含TiO2 1.68%，TFe 8.36%，S 0.12%，V2O5 0.00%，P 0.22%，SiO2 50.76%。    采用磁选——摇床——浮选工艺流程试验结果：铁精矿铁品位55.77%，铁回收率3.60%；钛精矿TiO2 11.64%，钛作业回收率27.99%；摇床精矿浮选结果，钛精矿TiO2 14.13%，钛作业回收率 43.58%。    选矿试验样分为1号样，2号样；1号样TiO2 1.3%，2号样TiO2 2.25%.1号样2号样按1：1比例配矿的原矿样TiO2 1.68%.根据国家对钛矿石工业品级要求，原生矿金红石含TiO2%，边界品位≥2%，工业品位≥3~4%，钛磁铁矿含TiO2 %，边界品位≥5~6%，工业品位≥6~8%。新疆温宿县钛铁矿均未达到边界品位和工业品位。原矿品位太低是造成选别指标不高的重要原因之一。    根据矿石性质的研究，该试样不仅原矿品位低，而且嵌布粒度很细，大部分钛铁矿，钛磁铁矿粒度<0.02毫米。常规磨矿细度很难达到单体解离。这是影响选别指标原因之二。    矿石中铁不仅品位不高，而且90%以上为赤褐铁和硅酸铁，这是影响磁选铁回收率不高的重要原因。    1号样不仅TiO2（1.3%）含量很低，更严重的是榍石中TiO2含量占70%左右，钛铁矿几乎为O，经多方案反复试验证明可以说，1号样没有任何开采价值。2号样虽然比1号样钛品位高些，但仍未达到工业品位，加之2号样地理条件，交通状况不好等因素，建议对该矿区钛矿石的开发利用应慎重考虑。

对新疆喀什新鑫所产高铜、高硅、低硫、低铁硫化铜精矿，进行湿法冶金提取铜的试验。    本研究所选湿法冶金流程是正确的、合理的、可行的。改进后的焙烧—浸出—电解沉积工艺流程相比较，有下列不同和特点：    1）传统法中的焙烧，是硫酸化焙烧，铜在焙烧矿中以硫酸盐形态存在；     2）传统法中，有独立设置净化工序；改进后的工艺流程可不独立设置净化工序，缩短了工艺流程。     3）电积后液处理大大减少。减少试剂消耗，提高了铜回收率。     4）改进后的各工序主要指标均有改善。均比传统流程的指标高。     焙烧矿采用稀硫酸溶液浸出，铜的浸出率97.5%~98.5%，且指标稳定。     根据该矿化学成份和铜物相组成的特点,结合冶金原理、科学试验和生产实践综合分析,提出采用湿法冶金由铜精矿中提取铜,具体的工艺流程为：铜精粉焙烧—焙砂浸出—浸出液净化—电解沉积获金属铜。该流程中的关键是焙烧、浸出两工序，故本研究着重对精矿焙烧和焙烧砂的浸出进行了试验研究，探讨出了合理的焙烧和浸出条件，获得了焙砂高浸出率98.50%，浸出渣低含铜的成果。铜精粉焙烧实现了国内生产难以达到的半硫酸化焙烧，减少了电积后液的处理量，提高了金属的回收率。因浸出液的净化，电解沉积是成熟的工艺，故本次试验不再做条件试验。

大智慧有色金属板块继上周五大涨5.77%并创出新高后，昨日再升3.4%，其中中金黄金(600489)、新疆众和(资讯 行情 论坛)(600888)、G中金(000060)涨停，新疆众和在6个交易日内5个涨停板，涨势如虹，不逊于前期的G界龙。国金证券分析师李追阳表示，二季度锌价、金价依然看好，他推荐买入中科三环、中金黄金等个股。 　　今年锌金市场缺口大 　　李追阳表示，看好锌价的主要原因是锌精矿供应紧张、以及库存持续下降。较近国际铅锌研究小组认为，2006年全球锌供应缺口增大。2005年全球锌需求缺口从2004年29.9万吨增长到43.2万吨。从各大机构统计数据看，2006年市场仍然存在较大供应缺口，这是锌市场与其他金属基本面较大的区别。 　　从锌精矿加工费变动看，2006年锌精矿合同加工费价格基础从1000美元/吨提高到1400美元/吨。目前库存量已经在30万吨以下创5年新低。 　　看好金价，主要是因为饰品制造业需求继续增长、金产量增长趋缓，以及对美元中期走软的判断。预计未来两年全球黄金缺口可能逐步扩大，2005年全球黄金非金融性缺口达800吨，2007年缺口将扩大到1000吨以上。另外，美元的走软也将对黄金价格构成支撑。 　　新疆众和高纯铝全球靠前 　　新疆众和是国内规模较大的的高纯铝生产企业。目前高纯铝产能12000吨，电子铝箔产能12000吨，电极箔产能1000吨。新疆众和的高纯铝获得军工武器装备许可证，未来将在军工领域销售。另外，新疆众和的高压电子铝箔技术获得重大突破，研发成功了非铬酸体系工艺，目前是国内一家用非铬酸工艺生产高压电子铝箔的企业，06年电子铝箔价格将大幅提升。 　　近期，新疆众和与全球第六大铝电解电容器厂商合作，合资公司预计在06年8月份达产。公司的电极箔产量由目前的1000吨上升到2000吨，同时，电极箔有了稳定的销售渠道。 　　新疆众和的“十一·五”规划是电子新材料销售收入12亿元以上，高纯铝和电子铝箔规模全球靠前，市场占有率全球靠前。 　　国金证券预计：06~08年新疆众和分别实现销售收入达7.08亿元、8.86亿元和9.55亿元，实现每股收益分别为0.752元、0.939元和1.086元，06年净利润同比增长34%。国金证券给予该股18倍的市盈率，合理价位应该在13.5元左右，昨日报收于14.95元，目前不宜追高。

&nbsp;&nbsp;&nbsp; 近日铜线 价格 由回升趋势。美国非制造业也大幅回升，增添了 市场 的人气。经济复苏特征越发明显，美国服务业萎缩状况趋于缓和,一项判断服务业活动指标触及11个月新高,进一步显示此间经济已步入温和复苏。 国内股市也在利好的政策中收高，铜市也备受提振。银监会正在研究，拟对银行相互持有的次级债务资本工具分年从附属资本中扣减。&ldquo;分年扣减&rdquo;将缓解 市场 此前对银行股巨额融资的担忧。国内铜 现货价格 大幅上涨，抑制部分下游购买热情，但北方部分地区货源紧缺。上海报价在49350－49750元/吨，上涨1500，贴水100至升水50；长江 现货 报价在49550－49650元/吨，上涨1600，贴水200至300。经历一波回调后，铜价下方支撑基础坚实，而买方逢低吸纳，使得铜价重回高位。银监会&ldquo;分年扣减&rdquo;新规环节了 市场 对银行不良资产的担忧。而G20国峰会召开，估计退出刺激计划为时尚早，美元的弱势，这都使得铜价有望继续冲高，后市继续关注52000的压力位。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 以下是最日各地铜 交易价格 表：&nbsp;&nbsp;品名 规格 产地/牌号交易 地价格 (元/吨) 涨跌 备注黄铜棒 &phi;40-100mm 上海 上海 42050-42540 -450 H62紫铜棒 &phi;8-20mm 上海 上海 62300-63000 -750 T2紫铜板 1-4*600*C 上海 上海 64300-64950 -750 T2无氧铜杆 3mm-8mm 武汉 武汉 59475-59675 -750 T2黄铜管 &phi;3-&phi;200*0.5-40 武汉 武汉 49375-49875 -450 H62低氧铜杆 2.6mm-8mm 武汉 武汉 59425-59625 -750 T2(原材料电解铜)紫铜管 &phi;50*3 武汉 武汉 66600 -750 T2黄铜板 0.4-1.5*600*2000 武汉 武汉 46380-46880 -450 H62紫铜带 0.3-1.5 武汉 武汉 64850-65350 -750 T2紫铜板 0.8-10*1000*2000 武汉 武汉 64580-65080 -750 T2紫铜卷板 0.5-3 武汉 武汉 64450-64950 -750 T2紫铜管 &phi;40*10 武汉 武汉 66300 -750 T2紫铜板 10-40*600*1500 武汉 武汉 64280-64780 -750 T2黄铜棒 &phi;5-&phi;100 武汉 武汉 45620-46120 -450 H62紫铜棒 &phi;40 武汉 武汉 62450 -750 T2紫铜排 20*120-40*200 江西/鹰潭 鹰潭 58700-59200 -750 T3紫铜排 20*120-40*200 江西/鹰潭 鹰潭 59700-60200 -250 T2无氧铜杆 3mm-20mm 江西/鹰潭 鹰潭 58700-59200 -750 T2低氧铜杆 3mm-8mm 江西/鹰潭 鹰潭 54800-55000 -600 T2(废铜加工)&nbsp;&nbsp; 但归根结底，铜线 价格走势 必然受到 市场 供求关系的直接影响，未来铜线 价格 的 走势 还要看未来可预期内 市场 上对于铜线的供需程度以及相关 产业 的发展情况