MgO俗称苦土，是一种白色粉末状固体。熔点3125K，沸点3873K，密度3.58g/cm3（298K），硬度6.50。MgO对水呈一定惰性，特别是高温煅烧后的MgO难溶于水。MgO溶于酸。    MgO的制备方法：   （1）金属镁在高温下燃烧。                              2Mg  +  O2  ==  2MgO    （2）工业上一般通过煅烧碳酸镁或氢氧化镁来生产氧化镁。                             MgCO3  ====  MgO  +  CO2                                Mg(OH)2  ==== MgO  +  H2O    煅烧温度在923K左右制成的为轻质MgO，煅烧温度在1923K以上时制成的为MgO。    MgO大量用于耐火材料、金属陶瓷、电绝缘材料，轻质MgO与MgCl2或MgSO4溶液混合后可制成镁质水泥。医疗上用MgO作抗酸药和轻泻药。常与易致便秘的CaCO3配合应用。在水处理、人造纤维织物加工、造纸、催化剂生产等方面MgO都有重要应用。

碱土金属的氢氧化物都是白色固体，置于空气中就吸水潮解。其间Ca(OH)2就是常用的干燥剂。碱土金属氢氧化物在水中的溶解度比碱金属氢氧化物要小得多，从表中数据看，从Be到Mg，氢氧化物的溶解度顺次递加，它们的碱性也顺次递加。Be(OH)2和Mg (OH)2是难溶的氢氧化物。Be(OH)2是氢氧化物，Mg (OH)2归于中强碱，其他均归于强碱。表1  碱土金属氢氧化物的某些性质物质Be（OH）2Mg（OH）2Ca（OH）2Sr（OH）2Ba（OH）2性质色彩白白白白白熔点/K脱水分化脱水分化脱水分化脱水分化脱水分化水中溶解度/mol-dm-3（293K）8×10-1S×10-11.8×10-26.7×10-22×10-1酸碱性中强碱强碱强碱强碱 碱金属和部分碱土金属的焰色离子Li+Na-K+Rb+Cs+Ca2+Sr2+Ba2+焰色红黄紫紫红紫红紫红洋红黄绿波长/nm670.8589.6404.7629.8459.3616.2707553.6     Mg(OH)2的密度为2.36g/cm3，加热至623K即脱水分化：                                   Mg(OH)2  ====  MgO  +  H2O    Mg(OH)2易溶于酸或铵盐溶液：                               Mg(OH)2  +  2HCl  ====  MgCl2 +2H2O    这一反响可应用于分析化学中。    将海水和廉价的石灰乳反响，能够得到Mg(OH)2沉积，亦称氧化镁乳：                             Mg2+   +  Ca(OH)2  ==  Mg(OH)2  +  Ca2+    Mg(OH)2的乳状悬浊液在医药上用作抗酸药弛缓泻剂。

硼泥是、硼砂出产过程中构成的固体废弃物。硼泥中含有氧化镁、氧化钙、等碱性物质，对环境造成了极大污染。截止到2006年仅辽宁省内的硼泥就已达1700万t，并正以每年130万t的速度添加。       现在，国内外对硼泥归纳利用的研讨有诸多方面，已取得了许多科研成果，但硼泥污染的现象依然存在，这首要是因为各类硼泥归纳利用技术落后，工业化程度较低。硼泥中含有镁等有价元素，极具开发利用价值。因而，开发利用这种二次资源，出产氢氧化镁，对进步经济效益、削减环境污染、促进资源再生都有重要意义。氢氧化镁作为典型的无卤阻燃剂，具有阻燃、消烟、阻滴、高热稳定性、高效的促基材成碳效果和强除酸才能等特性。       现在，出产氢氧化镁的首要办法有：合成法、白云石的挑选煅烧法和电解卤水法。合成法需以含有氯化镁的卤水为质料，白云石的挑选煅烧法和电解卤水法的能耗皆较高。本文选用高温下煅烧工业浓硫酸与硼泥混合物的办法收回氢氧化镁，此办法能耗低且易于完成工业化，不只能够处理硼泥对环境的污染问题，也为氢氧化镁的出产拓荒了一条新途径。       一、试验       （一）试验质料       硼泥取自辽宁省某地，首要化学组成见表1。硫酸为工业级，浓度98%，、及其它检测所用药品均为分析纯，试验用水为二次蒸馏水。   表1  硼泥的成分（质量分数）/%MgOCO2SiO2Fe2O3Al2O3CaOMnO其它39.030.219.74.562.991.840.0821.628       （二）试验内容       将硼泥与工业硫酸的混合泥浆在高温炉中煅烧必定时刻，取出后加水溶解、加热、过滤，得到母液。用0.01mol/L的EDTA滴定Mg2+，核算浸出率。重复加热、过滤母液至用(NH4)2C2O4溶液体会不到Ca2+。向滤液中参加将溶液中的Fe2+、Mn2+氧化成高价的Fe3+、Mn4+有利于完全除杂，加至用K3[Fe(CN)6]溶液查验不到Fe2+，用硝酸和NaBiO3查验不到Mn2+。在必定温度下加10%NaOH溶液将母液调理至pH＝9.0，过滤，除掉杂质，得到镁精液。再向镁精液中参加5mol/L的NaOH溶液调理，pH＝12.0，过滤、洗刷，然后将产品恒温烘干，得到氢氧化镁产品。产品的检测按标准HG/T3607—2000履行。       （三）工艺流程       工艺流程见图1。图1  硼泥制备氢氧化镁工艺流程       二、成果与评论       （一）煅烧温度对镁浸出率的影响       在煅烧时刻为1h，硫酸与硼泥液固比为1∶1的条件下，调查不同煅烧温度下镁的浸出率，试验成果如图2所示。由图2可知，在烧烧温度为300℃时，镁的浸出率最高，尔后跟着煅烧温度的升高镁的浸出率反而快速下降。这是因为浓硫酸在350℃时开端发作分化反响，温度过高时，生成的SO3烟气和氧气会快速逸出，使反响不能充沛进行，故镁的浸出率下降。一起高温效果黏结生成不溶于水的硅酸盐类也会使得镁的浸出率下降。图2  煅烧温度对镁浸出率的影响       （二）煅烧时刻对镁浸出率的影响       在硫酸与硼泥液固比为1∶1、煅烧温度为300℃条件下，别离调查不同煅烧时刻下镁的浸出率，试验成果如图3所示。由图3可知，跟着煅烧时刻添加，镁的浸出率逐步增大。反响时刻为2h时硫酸与硼泥的反响根本完毕，此刻镁的浸出率到达最大。图3  煅烧时刻对镁浸出率的影响       （三）硫酸与硼泥份额对镁浸出率的影响       在煅烧时刻为1h，煅烧温度为300℃条件下，调查不同液固比时镁的浸出率，试验成果如图4所示。由图4可知，跟着硫酸与硼泥液固比的增大，硫酸过量增多，硼泥能充沛与硫酸反响，镁浸出率趋于增大，但耗酸量增大。若硫酸与硼泥的份额太小，则硼泥中的矿藏不能与硫酸充沛反响，导致镁的浸出率不高。依据试验成果，硫酸与硼泥的液固比以2∶1为宜。图4  硫酸与硼泥份额对镁浸出率的影响       （四）归纳条件试验       依据试验成果及归纳考虑能耗、药品用量和硫酸分化温度对浸出率的影响，断定工艺条件为：煅烧温度为300℃、煅烧时刻为2h、硫酸与硼泥的液固比为2∶1，在此工艺条件下镁的浸出率为88%。将此条件下所制样品按1.2所述办法制备氢氧化镁，经测定镁精液中镁的收回率为91.17%。因而，硼泥中镁的归纳收回率可达80%左右。       （五）氢氧化镁的检测与分析       1、氢氧化镁的XRD分析  选用X射线衍射仪分析了产品物相组成，其成果见图5。由图5可知，该产品的峰方位和强度均与JDPDS卡上标准Mg(OH)2的衍射峰数据完全一致，且峰值规整，无杂峰出现，可知粉体为Mg(OH)2。图5  Mg(OH)2样品XRD图       2、氢氧化镁的检测  对氢氧化镁产品进行成分分析，检测成果如表2所示。   表2  氢氧化镁成分（质量分数）/%Mg(OH)2FeAlCaOMn99.540.0190.0150.4300.008       由表2可知，氢氧化镁的纯度为99.54%，换算成氧化镁纯度为68.64%，高于标准HG/T3607—2000的规则，其他杂质的含量也契合此标准。       3、氢氧化镁的SEM分析  用SEM对氢氧化镁粉末的表面描摹微观结构进行分析，其成果见图6。由图6能够看出，未烘干的Mg(OH)2颗粒出现聚会状况，晶体微粒十分小，颗粒直径不到1μm。将样品烘干后Mg(OH)2晶体微粒逐步长大，颗粒呈不规则球状，颗粒直径大约70～90μm。图6  氢氧化镁SEM相片                     （a）未烘干；（b）烘干后       三、定论       （一）依据单要素条件试验断定高温煅烧工业硫酸与硼泥混合物的工艺条件为：煅烧温度为300℃、煅烧时刻为2h、硫酸与硼泥的份额为2∶1。此刻镁的浸出率为88%。       （二）以为沉积剂制备氢氧化镁可使镁精液中镁的收回率到达91.17%，硼泥中镁的归纳收回率可达80%。经XRD检测断定沉积产品为氢氧化镁，产品质量契合标准HG/T3607—2000。       （三）由SEM检测能够看出，未烘干的Mg(OH)2晶体微粒十分小，颗粒直径不到1μm。氢氧化镁经烘干后晶粒长大，颗粒呈不规则球状，颗粒直径大约70～90μm。

一、概述     金川公司选矿厂一选矿车间处理龙首混合矿石，设计处理能力为1200t/d，有破矿、磨浮、精矿输送三道工序。其中，磨浮采用三段磨矿、三段浮选的阶段磨选流程。经80年代后期和90年代初期的系列改造，形成了1500t/d的生产能力。90年后期，经过不断挖潜改造，特别是2000年和2001年连续两次150t/d的扩能改造，现已形成2000t/d的生产能力。     目前所指的龙首混合矿石，是指龙首矿东、中、西部三个不同采区的矿石混合，而不是矿石工业类型上所所义的硫化率为45%～60%的混合矿石。其中一部分较富混合矿石（含Ni1.3%以上）由一选矿进行处理，另一部分较贫混合矿石（含Ni1.122%左右）由二选磨浮车间处理。     本文所探讨的就是Ni品位在1.30 %以上的由一选处理的龙首混合矿。     二、矿石性质及主要矿物选矿工艺特性     （一）龙首混合矿石中主要金属矿物及选矿工艺特性     龙首混合矿石中主要金属矿物有紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、方铜矿等；脉石矿物有蛇纹石、绿泥石、滑石及碳酸盐。紫硫镍铁矿被认为是最易浮选的硫化镍矿物。镍黄铁矿属比较好选的镍矿物，其选别效果仅次于紫硫镍铁矿，主要原因是其原生粒度比紫镍铁矿小，由于中细粒贫矿石中的镍黄铁矿和磁铁矿紧密共生呈网络状结构，磨矿过程中绝大部分不能单体解离，造成镍黄铁矿可浮性稍差。氧化会使紫硫镍铁矿的可浮性变差，因此对于以紫硫镍铁矿为主的硫化镍矿石要求快采、快运、快选，矿石存放越久越不利于选别。     一般的蛇纹石化矿石，用黄药做捕收剂，镍回收率和硫化率接近或比较接近，是比较好选的硫化镍矿石，使用调整剂可提高精矿品位，回收率无明显改善。蛇纹石具有一定的可浮性，所以精矿中30%左右脉石矿物中有相当部分是蛇纹石，致使精矿中金属品位降低，氧化镁含量高。强蚀变矿石中蛇纹石含量较少，在一般的浮选生产中，硫化物损失严重。     研究证明：各类厂矿中的硫化镍矿物可选性无明显差异，但矿石中脉石矿物对选别生产显著影响，因此，提高镍矿物选别指标或降低精矿中氧化镁的研究工作中，必须重视脉石矿物的抑制。     （二）含镁脉石矿物的浮选工艺性质     金川硫化铜、镍矿床中主要脉石矿物为含镁硅酸盐，由于地质蚀变作用，这些硅酸盐主要以蛇纹石、绿泥石、滑石的形式存在，这些脉石矿物对铜、镍的浮选影响较大。     1、主要脉石矿物的结构     蛇纹石是层状碳酸盐矿物中最简单的矿物，结构式为[Mg3Si2O3（OH）]，在它的没一层结构中都含有一层硅氧四面体，水镁石层获得额外电荷，所以和另外一个硅氧四面体六方网成夹层结构，一旦在滑石层上没有净电荷而只有范德华力时，这个夹层就裂开，滑石也很软。     绿泥石也是层状硅酸盐矿物，结构式为（Mg·Al·Fe）12[（SiAl）8O22]（OH12），它是在双层云母之间夹上一层水镁石而形成的，如果水镁石层价键遭到破坏，这个矿物就裂开。和前两种矿物比，它最松软。     2、脉石矿物的可浮性     蛇纹石大量存在于镍精矿中而影响精矿质量。在镍矿的生产实践中发现蛇纹石大量进入镍精矿而难以脱除，原因是蛇纹石在形成过程中具有较强的磁性，具有磁性的蛇纹石吸附与同样具有磁性的硫化物表面一起进入精矿；另外，带正电的蛇纹石易吸附与带负电的镍矿物表面而上浮。     绿泥石在镍矿物浮选中易浮难抑，另外，绿泥石疏松易碎，在磨矿过程中易泥化。绿泥石矿泥在镍矿物浮选中其行为与蛇纹石细泥基本一致。     滑石具有非极性表面，疏水性好，具有较强的天然可浮性，仅用起泡剂就能很好使之浮游，镍矿物浮选中，滑石极易进入精矿中。     三、降镁现状分析     （一）工艺流程及其特点     90年代，为了给闪速炉提供低镁合格精矿，弥补二矿区富矿精矿量的不足，金川公司选矿厂、金川镍钴研究设计院、中南工业大学、西北矿冶研究院等单位，针对龙首混合矿石低精矿中氧化镁进行了大量的试验研究，这些试验研究概括起来有三种：       1、通过改变工艺流程降镁；       2、通过新药剂达到活化有用矿物，抑制脉石矿物的药剂降镁；       3、采用改变工艺流程和添加新药剂相结合的方式降镁。       通过大量的试验研究，一选车间于1998年6月9月分别对2#系统和1#系统进行了流程改造，形成了目前的降镁工艺，产出的低镁精矿送闪速炉处理，新的降镁工艺主要是强化了精选作业，增加了粗选次数，通过提高精矿品位达到降镁的目的。现场生产实践证明三段磨矿、三段浮选的阶段磨选流程是选别金川龙首混合矿石的成功经验，既可使有用矿物达到充分单体解离得到有效回收，又可减少过磨和矿物表面污染。生产实践还证明，该流程适应性比较好，既可组织降镁生产，为二期闪速炉提供低镁精矿（精矿中氧化镁含量≤7%）；又可以组织低精矿品位生产，为一期电炉生产提供原料，并且在这两种情况下，回收率都基本不受损失。一选磨浮工艺流程（框图）如图1。    图1  一造厂磨浮原则流程     （二）生产指标分类统计分析     对2000年1～8月选厂生产指标进行了分类统计，从统计结果得出如一结论。     1、原矿品位对指标有着直接的影响。随着原矿品位的升高，精矿品位、回收率均呈上升趋势，精矿中MgO含量逐渐降低。     2、原矿镍品位大于1.2%时，只要控制精矿镍品位大于6.5%，精矿中MgO含量即能低于7%，说明在现有工艺条件下，保证一定的精矿品位是降镁的首要条件。     3、原矿镍品位小于1.2%时，要保证精矿中MgO含量，必须将精矿品位提高到7%以上，回收率损失较多。     四、降镁问题分析     （一）矿石性质对降镁的影响     1、MgO赋存矿物的自然可浮性     大多数硅酸盐矿物有强的共价键或离子键，亲水性强，可浮性差，如橄榄石、辉石等。但蛇纹石、滑石、绿泥石等矿物是特殊的层状或双链状硅酸盐矿物，破碎后表面键力是分子键力，疏水性好，自然可浮性强，在浮选过程中容易进入精矿，致使精矿中MgO含量升高。金川矿区的矿石大多发生蚀变，原生的橄榄石、辉石大多蚀变为蛇纹石、滑石、绿泥石等，这些含镁矿物可浮性好，是MgO难以抑制的主要原因。     2、矿石硬度     矿石的硬度变小，在磨矿过程中更容易泥化，矿石的蚀变与矿石中构造挤压带的发育会加剧这一趋势，使蛇纹石、滑石、绿泥石矿泥包裹在金属矿物的表面进入精矿，造成MgO含量升高。     3、矿石品位     矿石中金属硫化物与含镁脉石矿物呈负相关，即矿石品位越低，MgO含量越高。2001年1～8月一选矿处理的龙首混合矿石累计Ni原矿品位1.333%，比计划Ni原矿品位1.35%低0.017%，比2000年同期的1.445%降低了0.112%，呈明显的下降趋势，增加了降镁工作的难度。     （二）降镁方案的局限性     针对龙首混合矿石改善镍铜指标，降低精矿中MgO的工作，各大专院校，科研院所做了大量的试验研究，对不同的矿石采用不同的技术措施都有一定的效果，但是一经生产应用，效果若显若隐。选矿过程很复杂，工业化生产又是一个连续性过程，因目前矿山尚无法实现配矿或稳定出矿，入选的矿石性质、品位波动很大，以不变（或说相对固定）的选矿设备、工艺流程处理多变化矿石，使过程控制更加复杂化，从而使一些看起来比较好的技术措施，在现场应用时就很难取得理想的效果。     五、降镁工作的研究方向     （一）工艺矿物学研究     一矿区龙首混合矿石矿物组成复杂，过去的矿物工艺学研究多侧重于考察原矿，对脉石矿物在选矿过程中各中间产品的赋存状态和工艺特性研究很少，而弄清楚含镁脉石矿物在整个浮选工艺过程中的走向及选矿过程中各中间产品中的脉石矿物的工艺特性，对降镁工艺与药剂的研究具有重要的指导意义，是降镁的关键所在。     （二）选矿新工艺研究     金种一矿区龙首混合矿石降镁工艺的研究晚于二矿区，但也取得了一定进展。但从生产实践来看，还需继续深入探索。     澳大利亚的G·D·Senior等人采用一种新的工艺流程处理镍硫化矿，可除去98%的含镁矿物，工艺要点为：预先浮选含镁矿物，然后将物料分别处理，分段抑制含镁矿物，最后活化含镍矿物，得到高品位镍精矿。金川一矿区混合矿石主要含镁矿物为蛇纹石，其良好的可浮性是造成精矿MgO含量高的重要原因，可以考虑预先浮选蛇纹石，并通过降镁药剂分段抑制其它含镁矿物来达到降镁的目的。另外，G·D·Senior等人认为，粒度不同的物料可浮性和对药剂的要求都有很大的差异，这一点也值得借鉴。     （三）浮选新药剂研究     在工艺流程确定的前提下，影响浮选过程和最终指标最为关键的因素就是浮选药剂的合理选择与使用。由于浮选过程中药剂之间存在着的交互作用，很难真正搞清楚选矿药剂的作用机理，现有的很多理论都是以假设和推测的形式出现，不能确定地描述药剂如何作用于矿物，怎样改变其浮选特性，这一点妨碍了浮选药剂研究的针对性。因此，深入研究各种药剂的作用机理，是降镁研究的重要组成部分。     （四）应注意整体指标的优化     各大专院样、科研院所以往对于金川矿石降低精矿中MgO的研究中，虽然部分地注意了对其它指标的影响，并且采取了一定的技术措施，但这种注意还是不够的。很多降镁方案都要通过不同程度地提高精矿品位来实现，而精矿品位的提高势必造成回收率的损失。若是为了降镁则大幅度提高精矿品位，导致过多地损失回收率，在经济上是不合理的，金川资源有限，在考虑降镁满足闪速炉要求的同时，不能过多损失镍、铜回收率，要特别注意整体指标的优化，这应在今后的降镁工艺研究中引足够重视。     六、结语     金川一矿区龙首混合矿石降镁工艺，经各大专院校、科研院所的大量研究，已取得了一定的进展，有些已应用于工业生产中，目前一选矿的降镁工艺就是在充分吸收各家研究成果的基础上形成的，生产实践也证明在矿石性质、品位相对稳定时，还要靠提高精矿品位来达到降鲜的目的；在矿石性质恶化时，精矿中MgO含量还不能满足要求等，因此，针对一矿区龙首混合矿石降低精矿中MgO含量的工作，还要进一步地探索研究。

镁粉主要可用于火箭冲压发动机和去除推进剂燃气中氯化氢。另外还可用作还原剂、制闪光粉、铅合金，冶金中作去硫剂、有机合成、照明剂等。镁粉与铝粉一样，受潮会产生自燃、自爆。当每公升空气中含镁粉10-25毫克，遇到火源就会爆炸。因此工厂在储放镁粉时要格外的注意，一旦生产自然爆炸后果将不堪设想。镁粉做为炼钢不可缺少的材料之一，其需求也多来自于炼钢，因此钢市的好换对镁粉价格有一定的制约作用。 镁粉分为碳酸镁、雾化球形镁粉等。而氧化镁粉作为制作电加热管的主要材料之一，对其电加热管性能好坏的影响非常大。电工级氧化镁粉是指电熔结晶氧化镁块经破碎并对不同颗粒尺寸或数目按一定比例配合，直接或改性后用于管状电热元件中作为在高温下导热的绝缘介质。 电工级氧化镁粉可分为普通型、低温防潮型、中温防潮型以及高温型。氧化镁粉在工作温度的时候，其要具有较高的导热性能，以便能迅速把热量传递到管表面上去，使电阻与管壁温度更接近。当工作温度在1100摄氏度以内时，其具有较好的绝缘性能。其必要要具有一定的颗粒度，形状一般要求为圆状。并且要求其无论在常温还是高温状态下对发热丝材料和管材都应无腐蚀现象。 因氧化镁矿石经粉碎后，颗粒的大小不同，若按一定数量的配比具有以下优点，一是能提高粉密度，减少电阻丝的温度，从而提高电热元件的寿命。二是能克服“分筛”效应，提高mgo粉的利用率。

氢氧化镁产品从应用上分为阻燃级、中和级、医用、电子级、油品增加剂用氢氧化镁等;从结构上分为片状、超细、晶须、纳米级、重质氢氧化镁等。其间发展潜力较好的是超细氢氧化镁和氢氧化镁晶须。 片状氢氧化镁可作为增加型阻燃剂，碳化法即以菱镁矿或白云石为质料，经煅烧、消化、除杂、碳化、沉积制得产品。以白云石为质料，为沉积剂并参加表面改性剂十六烷基三甲基化铵，水热制得菱面片层氢氧化镁，该法镁、钙别离程度较高，镁的提取率为90.02%，产品收率为88.21%;沉积法以菱镁矿或白云石为质料，经煅烧、浸取、除杂、沉积制得产品。以白云石为质料，先后用和硫酸浸取，参加克己络合沉积剂和表面改性剂聚乙二醇可制得产品，收率为85.20%。酸解法以多种含镁矿藏为质料，经过酸解、除杂、沉积制得产品。以白云石为质料，经酸化、除杂，以白云石灰乳为沉积剂，产品纯度为98%，其间，白云石灰乳经过白云石煅烧消化制备。 超细氢氧化镁可作为复合材料的阻燃成分，参加不同的表面改性剂能够改动产品粒径。以氯化镁溶液为质料，为沉积剂，产品粒径 卤水替代。 氢氧化镁晶须是短纤维功能型材料，首要作为阻燃剂和补强材料增加到高分子材料中。沉积法，改善沉积进程能够改动长径比。以氯化镁溶液为质料，参加碱和表面改性剂，水热组成产品。以为沉积剂，丙三醇为表面改性剂，选用微波水热，直径为0.1～0.3μm，长度为80～110μm;改用和为沉积剂，酸为表面改性剂，直径为8～15nm，长度为50～150nm;中低浓度的和低浓度的氯化镁溶液，产品的分散性较好;以碱式硫酸镁晶须为前驱体，为沉积剂，油酸钾为表面改性剂，水热制得直径为1～2μm，长度为100～200μm的产品;参加表面改性剂不能减小粒径，反而会阻挠碱式硫酸镁晶须向氢氧化镁晶须转化。

Abstrac：The carbonization soakingof low2grade granularmagnesite is studied. Themineralproperty and light baking performance ofmagnesite, the digestingprocessofMgO aswell as the technologicalparametersof carbonization soaking are investigated. With the carbonization soaking of magnesite, high2grade MgO has been obtained, which contains 99% ofMgO。 我国镁矿资源非常丰富 ,采用碳化法生产轻质碳酸镁的工艺依据矿石性质不同而分为两种：白云石碳化法和菱镁矿碳化法。白云石碳化法生产工艺成熟，但由于碳化浸出过程存在钙含量较高的问题，所以该工艺生产高纯产品受到限制。随着冶炼技术的不断发展,冶金过程中的许多特殊作业趋向于使用高纯度镁砂来大幅度提高耐火制品的寿命，降低生产成本。同时由于高品级菱镁矿的大量出口，因此导致镁矿资源的综合利用问题日益显著。为此，笔者采用低品级菱镁矿粉矿进行碳化法提取高纯氧化镁 (wMgO大于 99%)的工艺研究。试验中，对菱镁矿的矿石性质及轻烧性能、氧化镁的消化过程和碳化浸出的工艺条件和参数进行了研究,并用所获高纯碱式碳酸镁生产出高纯镁砂。 一、矿石性质研究与工艺流程 试样的矿物组成比较简单 ,主要矿物为菱镁矿和白云石,次要矿物为滑石、绿泥石;微量矿物有石英、褐铁矿、黄铁矿、磷灰石等。MgO在矿石中主要作为独立矿物的基本组成形式存在于矿石矿物菱镁矿和脉石矿物白云石、滑石和斜绿泥石中。CaO以两种形式存在于矿物中:一种是以形成独立矿物的基本组成形式存在 ,如白云石、磷灰石 另外一种是以白云石微细包裹体形式存在于菱镁矿晶体中。SiO2亦以两种形式存在于石英、滑石、斜绿泥石、透闪石、方柱石等脉石矿物中，另一种是以石英和硅酸盐矿物细微机械包裹体形式存在于菱镁矿晶体中。 粒度筛析结果表明，wSiO2，wAl2O3在细粒级(－150目 )中略为偏高。wMgO，wCaO，wFe2O3在各粒级中变化不大，与多元素化学分析结果相近。化学分析结果见表1。本试验工艺流程见图1。二、试验结果与分析 （一）煅烧试验 天然菱镁矿在碳化过程中不能直接与二氧化碳起作用，碳酸仅对具有活性的氧化镁起反应，因此需将矿石在高温设备中轻烧，使菱镁矿逸出二氧化碳，生成具有活性的氧化镁。煅烧反应如下： 菱镁矿（WMgCO3约为90%） 轻烧料（WMgO大于90%）＋CO2↑    （1） 为使氧化镁易于消化和碳化，对试样进行了差热分析。差热分析结果表明，试样中MgCO3的初始热分解温度为666℃。根据失重曲线可知，700℃以上。由于轻烧氧化镁的活性与煅烧温度和时间有关，故将温度控制在700～850℃之间，并在不同保温时间内进行煅烧条件试验。图2示出了温度和时间对菱镁矿灼减的影响。结果表明，菱镁矿的灼减随温度升高和时间延长而增大。为保证轻烧料不欠烧也不过烧，并具有较高的活性，最佳煅烧温度应控制在800℃，煅烧时间为1.5h。（二）消化试验 许多厂家的生产实践表明，采用白云石生产轻质碳酸镁的工艺中,白云石煅烧后，矿石中含量约30%的CaO与水反应生成Ca (OH)2，矿石自然 裂 解，wMgO为20 %也易与水作用生成Mg(OH)2，因而无需采用细磨工艺。本试验从节约能耗的角度出发 ,将菱镁矿破碎至较小粒级后进行煅烧、消化试验，以探索消化工艺的最佳工艺条件。消化过程的化学反应式如下： MgO＋H2O→Mg(OH)2              （2） 轻烧料中的氧化镁在水溶液中转化为氢氧化镁的过程与反应浓度、温度、时间等因素有关，同时与粒度有关。本试验的消化试样为小于2mm粒级的轻烧粉料。 1、消化浓度 将试样放入80℃水中，搅拌4min后过滤，分析不同浓度对消化率的影响。由试验结果得知，消化过程浓度大，转化率低,当浓度低于20%时 ,消化率的变化不大 ,故取消化浓度为 20%进行下面的试验。 2、消化时间 由于浓度试验消化率较低 ,故消化时间试验时增强了搅拌 在消化温度为 ℃、浓度为，80 20%的条件下进行了试验。时间变化对消化率的影响见图3。图3中曲线表明，消化反应时间的增加，对消化率的影响比较明显。消化时间超过12min,消化率已达98%以上。3、消化温度 在试验浓度和时间相对稳定的条件下，温度对消化结果的影响见图4。由图4看出，氧化镁转化成氢氧化镁的过程受化学反应控制，提高反应温度，可加快反应速度，消化温度的提高，对消化过程的影响极为明显。适宜的消化温度应控制在80℃以上。（三）碳化浸出试验 将氢氧化镁转化成碳酸氢镁，是以适量的二氧化碳为浸出剂，在特定的浓度、温度条件下进行反应，不同的时间和压力对浸出结果影响较大。其化学反应式如下 Mg(OH)2＋CO2＋H2O→Mg(HCO3 )2＋H2O          （3） 借鉴前期做过的工作,在常温常压条件下对消化后的试样进行了碳化浸出试验，进塔液nMgO为18.62g /L, cCO2为33%,在浸出过程中定时抽取泥浆过滤，分析碳酸氢镁溶液中WMgO，试验结果见图5。图5中下部曲线表明，试样粒径较大，碳化时间较长。超过90min后氧化镁的转化率增加不明显，浆液中nMgO为7.8g/L。为此，在上述浸出工艺条件相对稳定的条件下，降低进塔液中氧化镁的浓度进行了试验。由图5中上部曲线可知，随着进塔液中的氧化镁浓度的降低，转化率升幅较大，碳化反应至90 min时，MgO的转化率达84.01%，回收率为80.97%。（四）热水解试验 碳化浸出过程实现了目的组分由固相到液相的转移。经固液分离、滤去残渣，将滤液 (重镁水 )加热，使碳酸氢镁转型生成碱式碳酸镁。化学反应式如下： 5Mg(HCO3 )2→4Mg(OH)2·Mg(OH2 )·4 H2O＋6 CO2 ↑    （4） 根据上式，在滤液加温至沸腾温度时进行了热水解时间对母液 (废镁水 ) 中氧化镁含量影响的试验。试验结果表明，随时间的延长，母液中氧化镁浓度随之降低。超过5 min后，母液中nMgO均为0.18 g/L，故热水解过程控制为滤液加热至沸腾温度后继续保温 5 min。过滤烘干后的碱式碳酸镁产品多元素化学分析及氧化镁回收率如表2所示。三、结论 （一）采用碳化法浸出工艺处理低品级菱镁矿粉矿,可获得灼减为零时wMgO为99.31%的高纯轻质碳酸镁。氧化镁回收率为80.97%。经烧结工艺处理 ,可获得氧化镁含量为 99.21%，体积密度为3.38g/cm的高纯烧结镁砂。 （二）常压二氧化碳浸出工艺生成的轻质碳酸镁中氧化钙含量较前期加压试验最终产品的CaO品位略有升高。 （三）由于菱镁矿碳化浸出过程中未采用磨矿工艺 ,试样粒径较大 ,故氧化镁的转化率和回收率不近人意。当粒度变小后进行研究,浸出液中氧化镁的转化率指标非常理想。

跟着高技术陶瓷、橡胶、塑料、催化剂、环保材料、航天材料的不断发展，氧化镁晶体材料、特别是高纯氧材料（MgO含量不低于98%）的使用越来越广。例如用于医治胃酸过多及十二指肠溃疡患者，用作硅钢制作进程中的高温退火阻隔剂，用于制作电子管、滤光器、滤色器、滤波器等。此外作为灵敏型高效催化剂及功用体良的掺杂材料，高纯氧化镁有很多使用于工业催化及材料改性和高功用复合材料的制备。已报导的高纯氧化镁制备办法较多，例如菱镁矿（白云石）碳化法、卤水（海水）－石灰（）法、卤水（海水）－碳按法及镁盐直接热解法等。     熔盐法选用一种或几种低熔点的盐类作为反响介质，在高温熔融盐中完结组成反响，然后选用适宜的溶剂将盐类溶解，经过滤、洗刷得到组成产品，它在高熔点氧化物粉体和电子陶瓷粉体及其它功用粉体材料组成等范畴广泛使用。熔盐法具有工艺简略、组成温度低、保温时刻短、本钱低价、组成粉体的化学成分安稳均匀等长处。     对熔盐法制备MgO粉体的不同熔盐系统进行了比照，发现NaCl-KCl盐类熔点适中，功用相对安稳，洗刷进程中NaCl、KCl溶解于水，滤液经枯燥后得到NaC1、KC1等盐类可回收使用，是一种优秀的反响介质。当选用NaN03-KN03盐类作反响介质时，与镁盐直接热解法相同，反响进程中发作腐蚀性气体，不适合工业化出产。可是NaN03 -KN03盐类熔点较低，有利于分析质料系统在熔盐中的反响进程，进而对反响机理进行评论，因而本文以MgCl2、 CaCO3和NaN03、KN03为质料制备Mg0粉体。     一、试验     （一）质料     试验所用无水氯化镁、碳酸钙、、、无水乙醇等均为分析纯。     （二）氧化镁粉体的制备     将MgCl2、CaCO3及NaN03、KN03按1.1︰1︰2︰2配比置于碾钵中碾磨，使质料混合均匀并磨细至－0.074mm粒级，550℃下保温3h热处理，经水浸泡、洗刷、减压过滤、110℃枯燥，再在600℃下保温3h热处理。     （三）反响机理分析     作CaCO3和MgCl2-CaCO3-NaN03-KN03的TG-DSC曲线，分析质料热反响进程；依据TG-DSC曲线，将质料在不同温度和保温时刻下热处理，断定产品组成，分析熔盐法制备氧化镁的反响机理。     （四）表征     用德国NETZSCH公司STA449/6/G型热重－差示扫描归纳热分析仪对试样进行热效应分析。     用荷兰Philips公司出产的X′Pert Pro型X射线衍射仪对产品进行物相判定。     用荷兰Philips公司出产的Nova400NanoSEM型场发射扫描电子显微镜调查粉体描摹及巨细。     二、成果及评论     （一）试样的组成与描摹分析    图1为S11试样和S12试样的XRD图谱，其间S11试样为质料在550℃下保温3h热处理，用水洗刷后经110℃枯燥的前驱物，S12试样为S11试样在600℃温3h热处理的产品。     从图1可见，质料在550℃下保温3h热处理，用水洗刷后的前驱物主要为氢氧化镁，其间尚有少数氧化镁没有水解，经600℃保温3h热处理，氢氧化镁分化为氧化镁。图2  试样TEM （a）S11；（b）S12     图2为S11试样和S12试样的SEM图。从图2可见，氢氧化镁前驱物主要为层状描摹，形状不规整，巨细散布不均匀，厚度介于0.03～0.05μm，直径介于0.2～1.0μm之间；氢氧化镁分化后得到的氧化镁为颗粒状描摹，巨细散布较均匀，粒径介于0.2～0.5μm之间。     表1为S12试样的化学成分分析成果。从表1可知，所制备的氧化镁粉体纯度高，可满意医药、冶金、工业催化、量子器材、微电子等职业要求。 表1  S12试样化学成分分析成果（质量分数）/%Mg0CaC03A1203Si02Fe203IL98.820.520.100.090.060.41     （二）反响机理分析     图3为CaCO3和MgC12-CaC03-NaN03-KN03质料的TG-DSC曲线。     由图3（a）可见，从700℃至800℃失重37.08%，CaC03分化为CaO和CO2，对应的DSC曲线在769.2℃有一个吸热峰。    由图3（b）可见，从室温至400℃失重18.90%，该温度范围内质料失掉悉数物理水及结构水，NaN03-KNO3熔融，对应的DSC曲线上有3个吸热峰；从400℃至530℃失重8.10%，对应的DSC曲线上在490.5℃有一个吸热峰，该温度范围内可能发作了分化反响；从530℃至700℃失重23.20%，对应的DSC曲线上在660.4℃有一个吸热峰，该温度范围内可能发作了分化反响；温度大于700℃后，失重持续加大，主要是熔盐在高温下加速蒸腾。对照图3（a)，没有呈现CaCO3分化的吸热峰，阐明在700℃曾经CaCO3已彻底反响。     图4为试样的XRD图谱。其间M11试样为质料在320℃下保温48h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品；Ml2试样为质料在320℃下保温360h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品；M14试样为质料在900℃下保温3h热处理，用无水乙醇洗刷后产品的XRD图谱。由图4可见，质料在320℃下保温48h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品主要为碳酸镁和白云石及少数的氢氧化镁；质料在320℃下保温360h热处理，水洗后经110℃枯燥的产品主要为碳酸镁；质料在900℃下保温3h热处理，用无水乙醇洗刷后产品悉数为氧化镁。    结合S11试样和S12试样的XRD图谱，以MgC12、CaCO3和NaNO3、KNO3为质料，选用熔盐法制备Mg0粉体的反响机理如下：     1、  熔盐环境下Mg2+与Ca2+发作置换反响，其产品组成与反响温度和反响时刻有关。     MgCl2←→Mg2++2Cl-     xMg2++CaCO3→MgxCa1-xCO3     当x＜0.5时．产品为碳酸钙的置换型固溶体，当x=0.5时，产品为CaMg（C03）2，当0.5＜x＜1时，产品为CaMg（C03）2和MgC03混合物，跟着反响的不断进行，当x=1时，产品为MgC03。     2、碳酸镁分化。     MgC03→Mg0＋C02↑     3、水洗进程中氧化镁水解。     Mg0＋H20→Mg（OH）2     4、氢氢氧化镁分化。        三、结语     （一）MgCl2-CaC03-NaN03-KN03质料制备氧化镁进程中，在熔盐环境下Mg2+与Ca2+发作置换反响，生成白云石和碳酸镁等中间产品，跟着反响的不断进行，白云石终究转变为碳酸镁；550℃热处理碳酸镁分化为氧化镁，经水浸泡后氧化镁水解生成氢氧化镁，600℃热处理氢氧化镁分化为氧化镁。     （二）氢氧化镁前驱物为不规整的层状描摹，巨细散布不均匀，厚度介于0.03～0.05μm，直径介于0.2～1.0μm之间；产品氧化镁为颗粒状描摹，巨细散布较均匀，粒径介于0.2～0.5μm之间。

Abstract：Based on the present material condition of N0.3 sintering plant of Magang, the effects of different basicitys and SiO2 and MgO contents in sinter on production and quality of sinter are studied. The results show that, with increas ing the sinter basicitys and SiO2 contents, the sinter strength is improved, but after increasing the MgO contents in sinter, all sinter technicaleconomic indexes are worsened. Therefore, the sinter basicity should be 2.0, SiO2 content should be 4.95%, MgO content should be reduced to the best of its ability in practical production. 烧结矿的碱度、MgO及SiO2含量水平直接影响着烧结矿品位、强度、产量及其冶金性能。为了了解其变化对烧结生产技术指标的影响，马鞍山钢铁股份有限公司(简称马钢)在烧结实验室进行了烧结矿不同MgO、SiO2含量及不同碱度水平的试验。 一、原料成分及烧结工艺制度 试验用含铁料均取自港务原料厂和马钢第三烧结厂生产现场，其化学成分列于表1。此次烧结试验在Φ300mm烧结杯上进行，料层高度为580mm，点火负压6kPa，点火时间1.5min，烧结抽风负压为12kPa。烧结饼经机上冷却后，进行落下和ISO转鼓试验，然后取样做化学分析和冶金性能检验。每组试验在相同的条件下反复进行多次，取在允许误差范围内的两次试验平均值为试验结果，以确保试验结果的重现性。 表1  含铁原料化学成分分析  ％粉矿名称TFeFeOSiO2CaOAl2O3MgOTiO2SP烧损姑精57.410.5012.090.8231.150.2990.2250.0120.2502.25CVRD粉65.280.233.740.3550.780.0890.0540.0120.0190.72杨基粉58.710.314.350.1021.350.1040.0490.0030.05010.47天普乐粉62.361.763.840.0291.940.0670.1150.0030.0494.47恰那粉63.010.313.970.1302.120.0850.1040.0120.0653.19FTC粉66.010.313.100.0780.890.0430.1180.0090.0291.22MBR粉67.000.421.460.1201.200.0600.190.0100.0501.30 二、试验方案 本次试验共进行7组。所用的烧结含铁料配比设计基本与马钢第三烧结厂现行生产混匀矿配比相一致，主要是通过对含SiO2较高的姑精配比以及石灰石、白云石的添加量作调整，使得烧结矿的碱度、MgO及SiO2含量满足各个试验水平的要求。设计各组试验因素的水平见表2。各组混合料配比及编组见表3。混合料中含铁料配比为100%，燃料和熔剂百分数是外配的。 表2  各组试验因素的水平  ％组号SiO2RMgO备  注14.951.852.10基准组24.951.652.10低碱度34.952.052.10高碱度44.951.852.40高MgO含量54.951.851.80低MgO含量64.801.852.10低SiO2含量75.151.852.10高SiO2含量 表3  混合料的配比及编组  ％组号姑精CVRD粉杨基粉天普乐粉恰那粉FTC粉白云石石灰石113.63012111716.410.097.10213.23012111716.810.064.87314.03012111716.010.139.38413.73012111716.311.806.20513.53012111716.58.407.99611.73012111718.310.116.50716.23012111713.810.077.92 三、试验结果及分析 烧结矿化学成分列于表4，冶金性能试验结果见表5。 表4  烧结矿化学成分  ％组号TFeFeOSiO2CaOMgOAl2O3TiO2SPC/S157.738.445.029.232.101.460.1060.0110.0651.84257.977.965.098.532.111.540.1030.0100.0631.67357.137.465.049.982.071.580.1200.0140.0681.98457.588.735.009.412.301.560.1040.0120.0691.88557.689.254.949.271.891.410.1070.0090.0651.88658.158.564.819.052.101.550.1020.0090.0651.88757.627.755.159.352.031.500.1170.0130.0711.82 表5  还原性、还原粉化及熔滴性能试验结果组号还原粉化试验结果/%不同还原时间的还原度(RI)/%开始软化温度Ts/℃开始熔化温度Tm/℃开始滴下温度TD/℃最高压差△Pmax/kPa透气性指标S/kPa.℃滴下量MD/gRDI+6.3RDI+3.15RDI-0.530min60min90min120min150min180min125.3658.767.5330.3646.2458.1566.4671.2075.141108133514954.60941841.5223.5654.928.3728.3944.9055.5260.9668.4771.981128132414402.15715780.3326.2459.637.5529.9645.1357.9367.9275.7181.091115134515203.5303421.5428.0961.796.6828.8843.3254.1463.7569.7574.131130133015052.15732085.0532.7862.717.4525.7741.2854.0064.3273.0579.391082132414654.70733979.1626.4159.557.4024.7939.5151.4461.7870.5278.061108131014807.74777843.1724.8057.428.1327.9644.3757.9868.3776.7681.931126134215103.13819741.4 （一）不同烧结矿碱度的影响 由第2组、第1组和第3组构成不同烧结矿碱度水平试验。从试验结果可以看出，当烧结矿SiO2含量一定时，随碱度的提高，烧结生产率及烧结矿强度指标均呈上升趋势。当碱度由1.65升至2.05时，垂直烧结速度稍微加快(由18.78mm/min升到19.51mm/min)、再加上烧结矿成品率的增加(由76.42%升到78.17%)，使烧结生产率提高，由1.231t/m2.h增加到1.253t/m2.h，而且也改善了烧结矿的强度指标，转鼓指数也从65.39%提高到67.88%。这主要是因为碱度提高后，烧结矿粘结相中铁酸钙系得以进一步发展的缘故。同时，由于烧结成品率随碱度升高而提高，吨矿烧结固体燃耗由68.24kg下降到66.65kg。而烧结矿品位相应由57.97%降到57.13%。 随碱度升高，RDI+6.3不断升高，RDI+3.15亦升高，RDI-0.5有所降低，但1、3组极接近；还原性改善明显，碱度提高0.1,RI180min提高近3.2%,软化温度无明显变化,熔融和滴下温度不断升高，滴下量逐渐减少。 （二）同烧结矿SiO2含量的影响 由第6组、第1组和第7组构成烧结矿不同SiO2含量试验。在烧结矿碱度一定条件下，随着SiO2含量增加，烧结矿粘结相增加，强度指标变好。当烧结矿SiO2含量从4.80%提高到5.15%时，转鼓指数由64.80%升高到67.70%，提高幅度约2.9个百分点，烧结成品率亦提高1个百分点。而烧结生产率则呈下降趋势，从1.300t/m2.h降到1.247t/。造成生产率下降的原因是：当烧结矿粘结相增多时，烧结过程透气性变差，烧结速度会下降。此外，本次试验是通过调整含SiO2较高的姑精矿配量来满足烧结矿SiO2含量不同水平要求。提高烧结矿SiO2含量就需要配加更多的姑精矿，精粉率增大也直接影响了烧结矿生产率的提高。 随SiO2含量的升高，烧结矿品位由58.15%下降到57.62%。这是因为在原料中增加了高硅的自产姑精矿用量、并减少了进口高品位巴西FTC矿，同时石灰石的配比也有所提高。 6、1、7三组含SiO2由低到高，对应的还原粉化及还原性指标基本相近，而软化、熔融、滴下温度亦不断升高，TD－Ts、TD－Tm区间差异不大，最高压差和透气性S值不断降低，滴下量无明显差异。 （三）不同烧结矿MgO含量的影响 由第5组、第1组和第4组构成烧结矿不同MgO含量试验。从试验结果可知，随MgO含量的增加，烧结矿产量、转鼓强度均有所下降，固体燃耗上升。当烧结矿MgO含量从1.8%增加到2.4%时，生产率由1.281t/m2.h降至1.240t/m2.h，烧结矿转鼓强度由67.07%降到65.67%；而吨矿固体燃耗由68.04kg上升到69.20kg。造成烧结经济技术指标变差有以下原因： 1、白云石在烧结过程中的分解是吸热反应，因此对分解后的MgO矿化形成新的化合物不利，显微分析发现有不少未发生反应的圆粒状MgO被方镁石周围生成的铁酸镁(MgO·Fe2O3)液相所胶结。 2、本次烧结试验及现场生产均配用粗颗粒白云石(-4mm含量只有90%)，导致烧结矿产生大量白云石“白点”。 3、白云石与硅酸盐矿物常混在一起，生成镁橄榄石和钙铁橄榄石，结晶细小，一般以玻璃质的物相存在，而玻璃相中发现有细微裂纹，随着白云石的添加，烧结矿玻璃相大量增加。 4、白云石中Mg++容易渗入Fe3O4晶格，稳定了Fe3O4矿相，造成Fe3O4难以向Fe2O3转变形成铁酸钙，MgO添加量愈多，将有更多Mg++渗入到Fe3O4晶格中，限制了铁酸钙系的发展。 由表5可见,随MgO含量上升,还原粉化指标略变差,还原度有所下降，软化、熔融、滴下温度逐渐上升。 四、结  语 （一）在烧结矿SiO2含量一定条件下，随着烧结矿碱度提高，烧结生产率及烧结矿强度指标均能得到提高，还原粉化指标得到改善。因此，在现有高炉用料碱度得到平衡的条件下，马钢第三烧结厂应按2.0的碱度组织生产以满足炼铁厂对烧结矿产、质量的要求。 （二）提高烧结矿SiO2含量亦能提高烧结矿强度，烧结矿软熔温度均有所上升，其它冶金性能无明显变化，但同时烧结矿品位及生产率皆呈下降趋势。因此，在目前条件下烧结矿SiO2含量应稳定在4.95%，以保证烧结矿的强度。 （三）当MgO含量增加时，烧结各项技术经济指标均变差，烧结矿还原性及还原粉化指标略变差。可见，在确保高炉炉渣流动性的前提下，应尽可能降低烧结矿中MgO含量。

跟着社会经济的开展，燃煤开释的二氧化硫、二氧化碳，燃油开释的硫化合物，氮化合物及采矿、冶金、印染、化工、制药等职业排放的工业废液对人类赖以生存的环境的污染日益严峻，怎么有用地处理这些污染要素，以削减它们给人类带来的巨大丢失，已成为需求火急处理的全球性重要问题之一。 依据对环境保护的需求，处理这些污染必定要用到具有以下特色的化工产品：无毒、温文、不腐蚀处理设备，廉价易得、处理本钱低，效率高，能力强、易操作，且易收回或综合利用、不构成二次污染。 料浆状氢氧化镁正是契合上述一切特色的最佳质料之一，它是一种首要运用于环保范畴的液相无机碱类产品，具有活性大、比表面积大、吸附能力强、缓冲和中和能力强、非沉积性、流动性好、运用和调理便利、温文、安全、无毒、无害、腐蚀性小、易操作、副产品易收回或综合利用等特色，被称为环境友好型“绿色安全中和剂”，运用于酸性废水中和、废液中重金属离子(Ni2+、Mn2+、Cd2+、Cu2+、Cr3+、Cr6+等)脱除、烟气脱硫、印染废液处理等环保范畴，具有其他碱性物质（氧化钙、氢氧化钙、、碳酸钠等）无与伦比的优越性，以往运用于酸性工业废水、含硫烟气处理范畴中的一些强碱物质，如：石灰、烧碱、纯碱等的运用逐渐遭到限制，而被兴起的弱碱氢氧化镁所代替。 因料浆状氢氧化镁运用于环保范畴的许多优势，20世纪90年代末，国外料浆状氢氧化镁料的出产和运用得到迅速开展；我国虽然具有丰厚的镁资源，可是氢氧化镁的出产和运用并未引起人们的满意注重，首要处于研讨开发阶段。近年来，国内虽然建设了一些中试或出产设备，但规划小、品种少、产品质量低、技能水平低，亟待进步职业全体水平。 一、现有料浆状氢氧化镁的首要出产办法 依据氢氧化镁用处和形状的不同，可分为粉末状、滤饼状、料浆状三种。用于环保范畴的料浆状氢氧化镁的纯度要求不是很高，一般在30%左右即可，首要是要求不含重金属等污染严峻的杂质，其出产办法相对简略，首要包含粗氧化镁（镁砂、粗制工业氧化镁等）水化法、海水或卤水－碱性物质（、石灰、氢氧化钙、等）沉积法等。 氧化镁水化法是一种非常陈旧的出产工艺，首要是将菱镁矿轻烧得到的轻烧氧化镁粉放入盛有热水的反响池中，边加边拌和，加料结束后保温沉化2h左右，然后进行固液别离、脱水，得到滤饼状及料浆状氢氧化镁。此工艺根本不具有除杂功用，产品质量受质料氧化镁的纯度和活性影响，氧化镁中的杂质除微量可溶性的盐类外，根本被带入产品中，因此，只能出产低层次的氢氧化镁。 海水或卤水－碱性物质（、石灰、氢氧化钙、等）沉积法是将海水或卤水经过简略的净化后，参加碱性沉积剂，发生氢氧化镁沉积，经过滤、洗刷、脱水得到滤饼状及料浆状氢氧化镁。虽然原理简略，但的挥发性强，易污染环境，操作难度大；石灰和氢氧化钙易生成硫酸钙，随氢氧化镁一同分出，构成产品杂质含量高，质量差；是强碱，易使生成的氢氧化镁构成胶体沉积，给产品功能操控带来困难，一起易带入较多的Na+和Cl-及其他杂质，也构成产品杂质含量高，纯度难以保证。 二、海水、卤水－轻烧白云石沉积法 氢氧化镁运用于环保范畴具有其它碱性物质无与伦比的优越性，在国外已被大量出产和广泛的运用，而我国氢氧化镁的出产办法较落后，本钱较高，杂质含量较多，质量较差，在环保范畴的运用更是屈指可数。鉴于此，咱们首要针对出产环保型氢氧化镁，研制了海水、卤水－轻烧白云石沉积法。 该办法归于沉积法的一种，以海水、卤水和轻烧白云石为质料，选用操控结晶一步组成工艺制取氢氧化镁，它克服了以往出产办法的不利要素，产品纯度高、杂质含量少、质量安稳。 （一）根本原理 将轻烧白云石水合生成含氢氧化钙和氢氧化镁的轻烧白云石乳，轻烧白云石乳中的氢氧化钙和质料海水、卤水中的镁离子在接连组成及别离一体化反响器中反响生成氢氧化镁。本工艺选用自主研制的接连组成及别离一体化反响器，在反响器中始终保持一定量的晶种，简化了传统的晶种回头增加工艺，并在反响器中将生成的氢氧化镁和杂质进行了有用地别离，氢氧化镁完结液经沉降、洗刷、别离、脱水得到滤饼状氢氧化镁，把滤饼加水谐和，并按份额增加分散剂，以防止氢氧化镁的聚会结核，然后制得不同浓度且功能安稳的料浆状氢氧化镁，反响方程式：（二）工艺流程（见图1）图1  海水、卤水－轻烧白云石沉积法工艺流程图 首要，用一种不同于韩利华说到的新处理技能，将质料水中影响产品质量的杂质除掉，得到净化质料水，将轻烧白云石加适量净化质料水水合消化后，加水制得契合组成要求的轻烧白云石乳。 然后，将制好的净化质料水和轻烧白云石乳按份额打入带拌和的接连组成及别离一体化反响器中，操控好反响时间和反响结尾，使二者充沛触摸、完全反响。因为氢氧化镁和不溶性较大粒径杂质沉降速度的不同，不溶性较大粒径杂质首要沉积到反响器底部，并由反响器底部排出。富含氢氧化镁的完结液从反响器中上部进入一级沉降器进行固液别离，固相经净化水洗刷除掉大部分可溶性杂质后进入二级沉积器进行二次固液别离，固相经脱水得到滤饼状产品，滤饼加水谐和，并按份额增加分散剂，以防止氢氧化镁的聚会结核，然后制得不同浓度且功能安稳的料浆状氢氧化镁。 （三）产品质量 氢氧化镁的技能方针多种多样，但用于环保范畴的料浆状和滤饼状氢氧化镁在我国没有见专门的质量标准，为适运用户需求，国外有关供应商对料浆状和滤饼状氢氧化镁产品均拟定了厂商标准，见表1。 表1  国外料浆状、滤饼状氢氧化镁厂商标准本工艺出产的氢氧化镁的首要方针：Mg(OH)230%～35%,CaO 0.5%～0.6%,Cl-≤0.1%，虽杂质氧化钙的含量稍高于日、美产品的质量方针，但已远低于瑞士的质量方针。且该质量的氢氧化镁已足以满意废水处理、烟气脱硫等环保范畴的质量要求咱们将在此基础上进一步改善工艺，进步产品质量，以满意更多职业更高运用要求的需求。 （四）工艺特色 该工艺的首要质料为海水、卤水和轻烧白云石，其来历广泛、报价低廉。 该工艺反响在常温下进行，整个进程不需求加压、加热，出产节能、本钱低。 该工艺进程无有毒、有害及有腐蚀性的物料投入和产出，对出产设备无特殊要求，首要设备为压滤机、普通工业泵和反响器、沉降器等碳钢槽罐，设备出资少，操作简略。 该工艺中，经过对质料水的预处理，有用地下降了产品中杂质含量，产品质量显着优于国内同类工艺产品，达到了沉积法出产高质量氢氧化镁的要求。 该工艺中，接连组成及别离一体化反响器的研制和运用，有用地操控了产品结晶，反响器中保留足量的晶种，防止了晶种的回头增加，完成了接连组成，并完成了方针产品和杂质的有用别离，产品质量较传统办法出产的产品杂质含量少、质量高。 三、结束语 污染正给人类构成巨大的损害，给经济构成巨大的丢失。就我国排放的二氧化硫一项，其构成的酸雨给我国经济构成的丢失每年大约在1100亿元在上，环境管理，已刻不容缓。 我国在酸性废水中和、重金属离子脱除和烟气脱硫等环保方面运用的处理工艺比较落后，操作杂乱，质料耗费高，运转本钱高，并且处理的不完全，副产品又构成二次污染。 跟着我国可持续开展战略的施行、世贸组织的参加、环保认识的增强和环保法律法规的逐渐健全、完善，运用于环保范畴的新技能、新工艺也被日益注重，对其研讨开发的力度正在加大，高效、无毒、优质的新产品或代替产品越来越遭到人们的注重。 我国海水、卤水资源、白云石、菱镁矿、水镁石等含镁资源适当丰厚，应充沛利用现有资源优势，经过改善现有落后工艺，研讨开发新工艺，大力开展多品种的氢氧化镁产品，并进步产品的质量和附加值、下降出产本钱，以满意环保及其他职业日益开展对氢氧化镁质量要求不断进步和用量不断增加的需求，促进经济健康快速地开展。

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。

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。

①氟化镁能降低电解质的熔点。　　②氟化镁能增加电解质的表面张力，这对减少铝的再溶解损失，促进电解质中的碳渣分离起到有益的作用；所以MgF2间接地起了提高电解质导电性的作用，MgF2在这方面的作用比氟化钙更大些。　　③氟化镁是一种矿化剂，能加速a—Al2O3的矿比作用，这对于在电解槽侧壁上形成稳定的结壳起到有益的作用。④此外，添加MgF2的电解质结壳酥松好打。　　但是缺点是氟化镁会在一定程度上减小氧化铝的溶解度和溶解速度，增大电解质密度，稍稍降低导电率等，所以MgF2只在沿炉帮附近处添加，而不添加在里边，以免在阳极底下产生多量沉淀。我国铝厂推行“勤加工，少下料”作业法，可以弥补因添加MgF2而带来的缺点。因此，氟化镁是一种有益的添加剂。一般添加为4—6%，添加氟化钙的作用基本上与MgF2一致。

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。.

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

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。

①氟化镁能降低电解质的熔点。 ②氟化镁能增加电解质的表面张力，这对减少铝的再溶解损失，促进电解质中的碳渣分离起到有益的作用;所以MgF2间接地起了提高电解质导电性的作用，MgF2在这方面的作用比氟化钙更大些。 ③氟化镁是一种矿化剂，能加速a—Al2O3的矿比作用，这对于在电解槽侧壁上形成稳定的结壳起到有益的作用。④此外，添加MgF2的电解质结壳酥松好打。 但是缺点是氟化镁会在一定程度上减小氧化铝的溶解度和溶解速度，增大电解质密度，稍稍降低导电率等，所以MgF2只在沿炉帮附近处添加，而不添加在里边，以免在阳极底下产生多量沉淀。我国铝厂推行“勤加工，少下料”作业法，可以弥补因添加MgF2而带来的缺点。因此，氟化镁是一种有益的添加剂。一般添加为4—6%，添加氟化钙的作用基本上与MgF2一致。

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。

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。

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