学文网矿石化验篇1
关键词：矿石化验；减小偏差；偏差检验
Abstract: in the social economic rapid development process, all industrial production to demand great of the ore. And in the increasingly fierce market competition, the mineral processing enterprises to gain greater survival and development space, it is necessary to pay attention to the quality of the products. Along with the science and technology unceasing enhancement, at the same time to the requirements of the test ore deviation is also more and more strict and standard.
Keywords: ore testing; Reduce the deviation; and Deviation test
中***分类号：TF041 文献标识码：A文章编号：
矿石化验及矿石化验偏差
矿石化验
目前，矿石加工企业对矿石的化验主要包含两大部分：矿石采样和实验室检验。由于矿石的品种各不相同，因此对矿石进行采样和检验的方法以及在检验数据上的要求也存在差异性。因此，负责对矿石进行化验检验的检验人员要根据不同矿石化验的不同要求来分析化验数据的可靠性和精确度。要减小对矿石化验的偏差可以从矿石化验产生偏差的原因入手进行分析，尽力那个减小偏差并保证矿石化验的工作效率和质量。
矿石化验偏差
矿石加工企业在对矿石进行加工前必须要对矿石进行化验，而在矿石化验的过程中，由于人为或机械原因所造成的矿石化验偏差将直接影响矿石化验的质量，进而对整个矿石加工产生影响。矿石化验偏差指的是对矿石进行化验所得到的数据结果与矿石的真实含量值之间出现的差数。
矿石化验偏差可以用公式表示为：
E=0-T
其中，E表示的是矿石化验偏差，0表示的是矿石化验所得出的数值，T表示的矿石真实含量值。
就以上公式来说，在一般的化验情况下，T所表示真实含量值是很难确定的，进而矿石化验的偏差E也就很难确定。在利用矿石化验的内部检测和外部检测结果是，实质上就是把这两种检测结果中的某一项当做T来题解。但是，尽管矿石化验的数据会受到各种因素的制约和影响，即便是精密度较高的化验数值结果也未必准确，但没有高精密度的化验也就根本谈不上矿石化验的高准确度。
矿石化验偏差主要可以分为两大类：可定偏差和不可定偏差。可定偏差又被称为系统偏差，其值是整数，并局有单向性；不可定偏差又被称为偶然偏差。
矿石化验偏差分类以及产生的原因
可定偏差
矿石化验的偏差根据来源的不同可以分为以下三种：
方法偏差
方法误差指的是由于矿石化验的方法本身所存在的某些不足所引起的，这种误差一般较大，并且具有普遍性。如矿石化验中重量法中对沉淀物溶解度的化验，其沉淀物溶解量的化验误差就属于方法误差。
仪器偏差
矿石化验的仪器偏差指的就是由于用于矿石化验的仪器自身的耨中原因而导致的矿石化验结果所产生的误差，例如矿石化验所用量筒本身由于自身刻度的不精确而引起的化验结果刻度值偏大或称量用天平的砝码锈蚀等化验仪器自身的问题，都会导致矿石化验结果发生误差。
操作偏差
矿石化验的操作偏差指的是由于负责对矿石进行化验的检测人员由于操作不规范或不谨慎所造成的误差。例如在化验过程中烧杯不加盖而造成液体的溅出、认为检测方法不当等都属于操作误差。操作误差是不可避免的，但是在矿石化验的过程中还是要尽最大可能将其将降低到最小程度。
不可定偏差
不可定偏差无一定的方向并且重量微小，不可定偏差一般也分为两种，即因为可定误差发生变化而产生的误差和意外误差。
1、由可定误差发生变化而产生的误差
因为可定误差发生变化而产生的误差是指由于在矿石化验过程中，某种不可控因素或化验条件发生变化而引起的可定误差的变化。
意外误差
意外误差指的是矿石化验过程中，无法预防、并且干扰因素过多，无法完全克服只能尽量预防、减小干扰因素的误差影响。
减小矿石化验偏差的对策
提高化验人员素质
矿石化验一般是要通过人工来完成的，因此化验人员的素质和工作态度就会直接影响到矿石化验的质量和结果。作为矿石化验的人员，应该要注重加强自身业务学习，努力提高专业素质，提高业务能力，并在实际工作中养成科学、严谨的工作作风，对待矿石化验工作要严肃认真，尽可能的减小矿石化验的偏差。此外，矿石加工企业也应该重视加强对矿石化验人员的技能培训，定期安排检验人员学习专业知识，并进行业务考核，第一时间掌握矿石化验的新方法、新技术，保证将矿石化验的偏差降到最低。
注重技术改革，提高检验水平
由于矿石化验人员自身经验和能力水平的不同，也就会导致对同一样品的化验结果会产生误差，这样就会给矿石化验带来负面影响。因此，必须要注重对矿石化验的技术改革，努力提高矿石化验的检测水准，提高检测手段，努力保证所得检测数据与真实值之间的偏差最小化。同时还要加快对化验设备的更新和技术改革的强化，并对矿石化验结果进行严格的技术规范和鉴定，保证矿石化验的数据真实可靠，发挥其应有的作用。
选择正确检测的方法，降低仪器偏差
矿石化验一般都是在实验室中采用物理或化学的方法来对样品进行检测和化验。因此，在化验过程中，应该要对检验仪器、设备以及化学试剂的性能和特点来选择适当的检测方法，以此来尽量减小矿石化验的误差。矿石化验过程中，要要求检验人员熟悉和掌握各项检验要求，并规范检验操作程序。并还要加强对检验仪器、仪表的定期保养、维护和校验，降低检验仪器在化验过程中产生误差的可能。此外，还要对矿石化验的结果进行精确的描述，必须要客观准确、间接明了，尽量减小化验的偏差。
总结
矿石化验是一项过程复杂、要求严格的系统工程，检验结果的精确程度直接关系到产品的质量和企业的生存与发展。因此对矿石化验工作，必须要进行规范、科学的管理，注意规范检验人员的操作规范，增强责任意识，提高检验结果的精准性，尽最大努力减小矿石化验的误差。
参考文献：
矿石化验篇2
[关键词]金矿石；微细粒；浮选；氧化预处理；氰化浸出
中***分类号：TD953 文献标识码：B 文章编号：
The Experiment Study on Recovering Gold by Flotation， Oxidation Pretreatment and Cyanide Leaching from Particulate Disseminated Arsenic-containing Gold Ores
WANG Yu HU Zhigan
Liaoning Institute of Geology and Mineral Resources， Shenyang 110032， China
Abstract： The main metal mineral in a gold ore is pyrite and arsenic pyrite. The gold mineral is micro particle natural gold and most of them are enclosed with metal sulfide ore. By flotation method， the gold concentrate is got and gold grade is 63.8g/t， the recovery 92.08%. After alkaline oxidation pretreatment under normal pressure and temperature for the gold concentrate， gold cyanide leaching rate is enhanced to 88.56%. The total recovery of gold is 81.55%.
Key Words： gold ores； particulate dissemination； flotation； Oxidation Pretreatment； Cyanide Leaching
某矿石中的金属矿物主要有黄铁矿、毒砂、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿和金矿物等。脉石矿物主要为石英、长石、黑云母和粘土矿物等，部分矿石碳酸岩化强烈。该矿区金的平均品位4.2g/t，金矿物以自然金的形式存在且颗粒细小，属于微细粒金，多与金属硫化矿共生密切，单体解离困难。矿石中的黄铁矿和毒砂颗粒相对较粗，且是主要的载金矿物。矿石中含有一定的粘土矿物，原生矿泥和次生矿泥对矿物间的分选的影响较大。本次试验采用浮选法富集金矿物，浮选工艺流程为两次粗选、一次扫选和两次精选。浮选精矿经细磨和常温常压碱性氧化预处理，脱除矿石中对氰化影响很大的硫和砷，处理后的精矿再经氰化实现金的有效浸出。
1 矿石性质
1.1 原矿多项分析
原矿多项分析见表1并由此可以看出矿石中的有价金属元素只有金银，其他金属元素含量较低，有害杂质为硫和砷。
表1 原矿多项分析
Table 3 The Multi-elements analysis results of crude
成 分 Au（×10-6） Ag（×10-6） Cu Pb Zn TFe S
含量（%） 3.78 1.18 0.003 0.004 0.01 2.51 1.19
成 分 SiO2 Al2O3 CaO MgO Na2O K2O As
含量（%） 61.02 12.20 4.99 3.10 0.08 4.61 0.28
1.2 矿石的物质组成及产出特征
矿石中的主要金属矿物及含量为：黄铁矿5.99%、毒砂2.40%、黄铜矿1.08%、闪锌矿0.60%和黝铜矿0.06%。脉石矿物主要为石英47.93%、长石29.96%、黑云母11.98%和少量白云石、方解石、绢云母和粘土矿物等。黄铁矿在矿石中分布比较广泛，多以自形晶、半自形晶和他形粒状，及其集合体产于脉石矿物中，少量以细粒状分布于脉石矿物中。毒砂多以自形晶或半自形晶产出，以自形板状和菱面体产出居多；毒砂也有呈细粒状嵌布在脉石矿物中；毒砂交代黄铁矿颗粒比较常见。闪锌矿在矿石中多以他形晶粒状产出，少部分闪锌矿颗粒包含在黄铁矿中，绝大部分分布在脉石矿物中。黄铜矿在矿石中多以他形粒状包裹于黄铁矿和脉石矿物中，部分黄铜矿沿脉石矿物裂隙产出。脉石矿物石英、长石等多以细粒集合体产出，少量长石以厚板状产出，部分长石蚀变为粘土质矿物如高岭土等。
1.3 主要金属矿物浸染粒度
矿石中的金属硫化物与金矿物共生密切并且含量相对较多，故对黄铁矿和毒砂进行了浸染粒度测定，其浸染粒度测定结果见表2。从表2可以看出，黄铁矿和毒砂浸染粒度相对较粗，细粒部分较少。
表2 主要金属矿物浸染粒度统计（%）
Table 2 The size of main metal mineral
粒级（mm） >0.15 0.15-0.10 0.10-0.075 0.075-0.056 0.056-0.037
黄铁矿 42.13 28.02 11.58 8.62 5.35 4.30 100.00
毒 砂 29.01 30.55 15.42 7.61 9.10 8.31 100.00
1.4 金矿物的赋存状态
矿石中的金矿物主要有两种，即自然金和银金矿，其中以前者最多，金矿物均以微细粒产出，但以1μm以上颗粒居多。金矿物粒度统计结果见表2。
表3 金矿物粒度统计结果
Table 3 The size of gold mineral
粒级（μm） 5.7-3.8 3.8-1.9 1.9-0.95 0.95-0.19
含量（%） 61.81 24.72 12.36 1.03 0.08 100.00
由镜下鉴定发现，金矿物与黄铁矿、毒砂等金属硫化物共生密切，多以硫化物包裹体存在，包体金约占71.65%，约20.11%的金矿物存在于硫化物裂隙或晶隙中，其余8.24%的金矿物存在于脉石矿物裂隙中，由此可见，该矿石中的黄铁矿和毒砂是主要的载金矿物。
2 选矿试验
金矿石的选矿方法主要有重选、浮选、氰化等工艺方法、根据矿石性质的不同可采用一种工艺方法或多种工艺联合处理的方法，对于难选金矿石，在氰化之前还需要进行焙烧、碱浸、微生物浸出等预处理过程，以提高金的回收率[1，2]。本次试验所研究的矿石样品含金硫化矿石，金矿物嵌布粒度很细，并大部分被金属硫化物包裹，同时，矿石中含有冶炼有害杂质毒砂，因此，该矿石采用单一的选矿方法难以获得理想的分选效果。试验表明，原矿石直接氰化金的浸出率很低，只有37%左右。通过浮选将金矿物和载金矿物富集于金精矿并对其进行有效处理，然后进行氰化浸出，是降低生产成本提高金浸出率的有效方法[3，4]。浮选试验证明，虽然浮选精矿金回收率较高达到92.08%，但金精矿含砷3.47%。为充分利用和回收矿石中的金，试验对浮选金精矿进行了超细磨和常温常压强化碱浸预氧化处理，然后进行氰化浸出，获得了较好的技术指标。
2.1 浮选试验
浮选试验采用两次粗选、一次扫选和两次精选的工艺流程，原矿磨矿细度为-200目含量89.2%，以碳酸钠作为矿浆调整剂并对载金矿物黄铁矿和毒砂具有清洗矿物表面和活化作用[5]，水玻璃作为矿泥分散剂和脉石矿物抑制剂，丁基黄药和丁胺黑药作为硫化矿和金矿物的捕收剂，2号油为起泡剂，试验流程见***1，试验结果见表4。
原 矿 单位：g/t
Na2CO3：1000
磨矿细度：89.2%-200目
水玻璃：1000
丁基黄药：40
丁胺黑药：40
2号油：20
粗 选1
5min
丁基黄药：20
丁胺黑药：20
2号油：10
粗 选2
5min 丁基黄药：20
丁胺黑药：20
2号油：10
精 选1 扫 选
4min 4min
精 选2
3min
尾矿
精矿
***1 浮选试验流程
Fig.3 Flowsheet of the flotation experiment
表4 浮选试验结果
Table 8 The results of flotation experiment
产品名称 产率（%） 品位（Au，g/t） 回收率（Au，%）
精 矿 5.51 63.8 92.08
尾 矿 94.49 0.32 7.92
原 矿 100.00 3.82 100.00
浮选试验表明，在原矿品位Au3.82g/t条件下，可以获得精矿金品位63.8g/t，金回收率92.08%的较好的技术指标。通过对精矿进行化学分析和显微镜分析，浮选精矿中含硫32.82%，含砷3.47%，两者主要以黄铁矿、毒砂形式存在。通过对金精矿和浮选尾矿镜下考查发现，金精矿中金绝大部分以包裹体和连生体存在。自然金与脉石矿物的连生体，金颗粒比较大些，而脉石矿物颗粒比较小，表现为富连生体，富连生体容易进入精矿中。一般贫连生体就不容易进入精矿，多损失在尾矿中。金与硫化矿构成的连生体，容易随硫化物载体一起进入精矿。尾矿中未见到单体金或金与其它矿物构成的连生体。损失在尾矿中的金均为包裹体和贫连生体。在尾矿中很少见到金属硫化物，说明该矿石中的硫化物属易选矿物。
2.2 浮选精矿常温常压氧化预处理及氰化浸金
浮选精矿含有大量黄铁矿以及毒砂，而且精矿中金大部分为包体金，直接氰化难以获得较高的浸出率，必须对浮选精矿进行预处理。预处理的目的是脱除对氰化过程影响很大硫和砷，同时破坏含金包裹体，使金矿物能够与浸出液充分接触，从而实现金的浸出。
本次试验对浮选金精矿采用超细磨和常温常压强化碱浸预氧化处理工艺，首先对浮选精矿进行细磨，磨矿细度为-400目99.8%，细磨的目的是提高精矿的比表面积，充分与碱性液体接触，提高氧化速度。然后，在常温常压强条件下并在2号引发剂的作用下，经充气搅拌实现含硫含砷矿物的氧化过程。试验结果证明，通过上述方法可以实现硫氧化率67.9%和砷氧化率90.5%。对预处理后的金精矿进行调浆后进行氰化浸金，试验流程及条件见***2。
浮选精矿 单位：kg/t
磨矿细度：99.8%-400目
2号引发剂0.05，NaOH 135
常温常压强化碱性氧化预处理72h，浓度40%
CaO 30，NaCN 5
氰化浸出24h
固液分离
贵液 尾渣
***2 氧化预处理及氰化浸出试验流程
Fig.2 Flowsheet of oxidation pretreatment and cyanide leaching
通过对浮选精矿的氧化预处理和氰化浸出，金的浸出率达到88.56%，金矿石选冶总回收率达到81.55%。此试验结果表明，通过***2的试验流程，达到了消除有害成分、使金解离和暴露的目的，并使金得以有效浸出。
3 结语
1、该矿石微细粒含砷原生金矿石，矿石中的金矿物大部分被黄铁矿和毒砂包裹，金的粒度极细，金矿物单体解离十分困难。对原矿石直接进行氰化浸出不能获得理想的浸出效果。
2、浮选试验表明，矿石中载金矿物黄铁矿等可浮性较好，试验采用二次粗选、一次扫选和二次精选的选别流程可以获得精矿品位63.8g/t的金精矿，金回收率92.08%。
3、通过对浮选精矿采用超细磨和常温常压强化碱浸预氧化处理，达到了精矿脱硫脱砷和含金包裹体的目的。对预处理后的精矿进行氰化浸出，金浸出率达到88.56%，金矿石选冶总回收率达到81.55%。
参考文献
[1] 孙传尧等. 矿产资源综合利用手册[M]. 北京：科学出版社， 2000： 377-379.
[2] 胡岳华，冯其明. 矿物资源加工技术与设备[M]. 北京：科学出版社， 2006： 316-332.
[3] 孟宇群，胡志刚，代淑娟等. 微细粒浸染包裹含砷金矿石金的回收[J]. 有色金属（选矿部分）， 2006（5）： 17-19.
[4] 张德文，邱廷省，巫銮东等. 原生金矿石选矿技术现状及发展[J]. 黄金， 2013，34（9）： 57-61.
矿石化验篇3
1矿石性质
原矿多元素分析结果见表1，原矿铜物相分析结果见表2。铜矿物中主要是氧化铜矿物，其次为硫化铜矿物。氧化铜矿物中孔雀石占52%，硅孔雀石占7%，还有少量的蓝铜矿。硫化铜矿物主要为斑铜矿，约占20%，黄铜矿占10%，还有少量的辉铜矿。其他金属矿物有黄铁矿、赤铁矿、褐铁矿等。脉石矿物主要是白云石，还含有石英、方解石、绢云母、电气石、泥质物等。氧化铜矿中孔雀石和硅孔雀石的细粒部分呈高度分散，矿泥中的－10μm粒级，大多数呈离子状态被黏土物质吸附，而硫化铜除了细粒嵌布外，部分黄铜矿也被褐铁矿包裹。因此，属于难选泥质氧化铜矿。汤丹矿石中，硫化铜矿和氧化铜矿都与氢氧化铁伴生，硫化铜矿中，一部分黄铜矿、辉铜矿和铜蓝呈细粒、显微细粒状分散体及碎片状包裹于氢氧化铁中形成残余结构。氧化铜矿中，部分孔雀石呈纤维状、针状集合体及粒状土状分散体或集合体，另一部分以“色染体”形式存在。硅孔雀石则呈片状、细鳞片状聚集体或不规则块体［5］。而且，氧化铜矿物大部分以“显微分散”、“超显微分散”状态或类质同象存在于脉石中，形成“色染体”。这样的结构特点给浮选带来了一定的难度。汤丹矿石的构造大体上可以分为两种，一种是脉状、网脉状构造，一种是浸染状构造。硫化铜矿以浸染状构造为主，形成散点状、层状、条带状、竹叶状和“马尾丝”状矿石，以脉状、网脉状矿石次之;氧化铜矿石则以脉状、网脉状构造为主，形成脉状、网脉状矿石和“色染体”矿石，而以浸染状构造形成的散点状、竹叶状矿石次之［5］。
2试验方法
每次称取汤丹氧化铜矿样500g，经锥形球磨机湿磨至所需粒度后，将矿浆移入1．5L单槽浮选机的浮选槽内，按实验设计的药剂制度加药并浮选。粗选精矿移入0．5L单槽浮选机的浮选槽内进行精选。粗选尾矿继续扫选。浮选结束后，将精矿、中矿和尾矿过滤烘干后，缩分制样，样品送去分析中心化验。试验药剂有煤油、D2、N845、硫化钠、异戊基黄药、丁铵黑药、2#油、腐植酸钠。试验设备有XMQ－67型240×90锥形球磨机，XFDⅢ实验室用单槽浮选机1．5L和0．5L各1台，多用真空过滤机:XTLZΦ260/Φ200，电热鼓风干燥箱HG101－3，烧杯，量筒等。
3试验结果
3．1活化剂对浮选指标的影响
活化剂在氧化铜矿硫化浮选中的作用不能忽视。大量的试验与生产实践证明:有机胺盐、无机铵盐和新型药剂D2等都是氧化铜矿硫化浮选的有效活化剂。而且，D2的使用可以降低硫化钠的用量。为了提高汤丹难选氧化铜矿的选矿回收率，降低药剂成本，对新活化剂D2、N845的试验结果与空白试验进行了对比。试验药剂见表3，结果见表4。从表4可以看出，活化剂D2、N845都可以提高汤丹难选氧化铜矿的选矿回收率。D2可以减少硫化钠的用量，但其活化效果比N845差。N845可以提高铜选矿回收率4．94个百分点。虽然药剂成本有所增加，但综合经济效益显著。徐晓***等人的研究发现，用D2作活化剂时，硫化钠用量大大减少;硫化钠存在时，D2对硅孔雀石的活化作用受到抑制。采用煤油作辅助捕收剂，可以减小硫化钠的影响［6］。由于汤丹难选氧化铜矿石中存在一定量的硅孔雀石，故D2对该矿石的活化效果较差。
3．2N845用量对浮选指标的影响
为了进一步验证N845的活化作用，进行了N845用量的开路浮选试验。N845用量对浮选指标的影响规律见***1。由***1可以看出，N845的活化作用与其用量有关。当其用量由150g/t增加到200g/t时，粗精矿品位和回收率均提高，但当其用量继续增加后，粗精矿品位和回收率均下降。进一步研究发现，N845对矿泥有很好的分散作用，同时对孔雀石和硅孔雀石又有溶解作用。这种溶解作用会引起矿区表面晶格缺陷增加，表面孔隙率增大，或出现新鲜的铜矿物表面微区，从而使矿物表面吸附性能增强［5］。其对氧化铜矿的活化机理，主要是它能显著地增加矿物对硫化钠和黄药的吸附速率和吸附量，从而使铜矿物的浮选得到改善。而N845用量过大时，导致铜离子的过度溶解而难以捕收。
3．3硫化钠用量对浮选指标的影响
在确定N845的最佳用量后，又进行了硫化钠用量的开路浮选试验。硫化钠用量对浮选指标的影响规律见***2。由***2可以看出，铜粗精矿品位逐渐上升，铜回收率先升高后降低。这是因为硫化钠对氧化铜矿的硫化效果主要是受HS－的控制。通常有一个HS－临界浓度，低于它，硫化钠起到活化作用，高于它，则起到抑制作用。实践中通常采用分段加药的方式来控制硫化钠局部过量对浮选效果的不良影响。硫化钠除硫化作用外，对矿泥也有一定的分散和抑制作用。因此，在一定用量范围内，适当增加硫化钠用量，有利于提高铜精矿品位。
3．4混合捕收剂对浮选指标的影响
自从1957年斯德哥尔摩国际选矿会议提出药剂的混合使用这一方向后，引起了人们的重视，并得到了迅速发展。许多药剂的混合使用都具有协同效应［7］，国内外越来越多的选厂采用混合用药方法来提高选矿指标。本文主要研究了异戊基黄药与丁铵黑药(质量比2∶1)混合使用时的用量对铜选矿指标的影响，结果见***3。由***3可以看出，随着混合捕收剂的用量增加，粗精矿铜回收率不断上升，铜品位降低。为了进一步验证异戊基黄药与丁铵黑药混合使用的协同效应，按***4所示流程，分别对混合捕收剂与单一异戊基黄药进行了闭路试验，药剂用量见表5，结果见表6。从表6可以看出，异戊基黄药和丁铵黑药混合使用，协同效应显著。它可以提高铜精矿品位0．76个百分点，提高铜回收率4．22个百分点。同时还可以知道，捕收剂混合比例对其协同效应有一定影响。
矿石化验篇4
摘要：对***某氧化银铜矿石进行选别试验，研究确定该氧化银铜矿选别流程为一粗二扫三精；选别的最佳条件为：磨矿细度91.2%；硫酸铜150g/t；混合捕收剂丁基黄药与丁胺黑药，用量分别为80g/t和75g/t；2#油用量14g/t。银铜混合精矿铜品位4.21%、回收率95.89%，银品位为11662.79克/吨、回收率为94.5%。
关键词：硫酸铜；半氧化；混合浮选
1矿物组成
矿石中矿物组分较为复杂，种类繁多。铜主要以黄铜矿、黝铜矿，银以自然银、辉银矿、银黝铜矿形式存在，其它金属矿物有斑铜矿、铜蓝、方铅矿、孔雀石、闪锌矿、方铅矿、毒砂、黄铁矿、毒砂、磁铁矿等；非金属矿物主要有石榴石、石英石、绿泥石、方解石、长石、等。目的矿物嵌布粒度不均匀，铜矿物主要以细粒为主的细中粒嵌布；银主要以微细粒度嵌布，解离困难，不利于资源的综合回收，需要较高的磨矿细度才能使目的矿物银解离出来。
2矿石结构构造
矿石中的黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿等以金属含量高，粒径较粗大，的块状构造或致密脉石矿物少的密块状构造；于半自形晶、他形晶结构呈不规则状或星散状态分布于脉石中。
3矿石化学元素分析
物相分析结果表明，该铜矿的氧化率达25.01%，其中自由氧化铜的分布率达到20%属于典型的半氧化矿。
4试验研究
4.1磨矿细度
由***2可知，磨矿细度-200目为83%时，铜的回收率最高为72.03%。当细度-200目为91.3%，精矿中银的回收率为72%；考虑到银的经济价值较高，故决定以银为主要回收元素。
4.2硫酸铜
在粗选中的试验使用硫酸铜活化法浮选多金属氧化铜矿物具有较好的优势，行业内浮选多采用此方法[1]。在浮选溶液中适量的使用硫酸铜有利于氧化铜矿物浮选；但用量过大又会使氧化铜矿物表面捕收剂吸附量减少，而不利于氧化铜矿物浮选。因此合适的硫酸铜用量是处理多金属氧化铜矿硫化浮选指标的关键指标。试验条件为：磨矿细度92%，丁基黄药用量60g/t，丁胺黑药用量为55g/t,2#油用量14g/t，活化时间10分钟，浮选时间5分钟；硫酸铜为变量，其与精矿品位、回收率。
4.3捕收剂丁胺黑药用量试验
采用丁胺黑药作为常规捕收剂进行用量条件试验。随着丁胺黑药用量的加大，银铜精矿的回收率随之有小幅提高，但增幅不大。加大到80g/t后回收率指标还不稳定。考虑到丁胺黑药用量过大泡沫容易发粘，因此确定丁胺黑药用量为55g/t为宜。
4.4闭路试验
为了进一步验证研究结果和考察各类药剂的用量以及中矿循环对浮选指标的影响，在上述条件试验的基础上进行闭路试验。硫酸铜活化法是多金属氧化矿选别分离的主要方法[2]。本次采用“铜银混合浮选-铜银混浮粗精矿”工艺回收该矿石中的铜银矿物[3]。
5结论
试验结果显示：这部分氧化率为25.01%、含铜0.40%、含银1122.49g/t的半氧化矿，在磨矿细度-200目91.2%、硫酸铜用量150g/t、丁基黄药与丁胺黑药分别为80g/t和75g/t组合使用做捕收剂、2#油用量14g/t的条件下，经150g/t的硫酸铜活化后，采用“一粗两扫三精”，可获的含铜4.21%、含银11662.79g/t、铜回收率95.89%、银回收率94.5%的铜银混合精矿。
参考文献：
[1]东乃良,鞠义武,吴峰.矿石中硫酸铜在选矿过程中的行为[J].有色金属（选矿部分），1983（04）：12-14.
[2]李志章,杨家文.氧化铜矿浮选捕收剂的研究与应用[J].昆明冶金高等专科学校学报,1999(6):77-80.
矿石化验篇5
关键词：重选；尼尔森选矿机；浮选；回收金
1工艺矿物学研究
1．1矿石性质
矿石矿物成分简单，以黄铁矿为主，少量黄铜矿、闪锌矿以及个别的磁黄铁矿。脉石矿物以石英为主，次为钾长石、斜长石以及黑云母、白云母。金在矿石中以自然金形式存在，共见自然金27粒，粒度以中粗粒为主。多分布在硅化严重的二长花岗岩中，多赋存于脉石矿物石英、长石之间和裂隙中，个别靠近黄铁矿，但硫化物内未见金矿物出现。自然金的形态以粒状为主，其次为片状和麦粒状，易解离。自然金在该矿中主要与长石、石英和黄铁矿有关系，金粒在长石粒间最多，占62．4％，长石包体金占8．2％，总共与长石有关的金共占70．6％。石英包体、粒间和裂隙中金总共占20．7％。与黄铁矿接触的金仅占8．6％。自然金的粒度以中粒为主，达69．30％；粗粒和极粗粒占26．70％；细粒以下仅占3．90％，表明该矿中金粒度较粗，建议选矿时粗磨粗选。黄铁矿在矿石中的含量约占4％左右，在有黄铁矿的地方就有花岗岩矿物存在，二者均呈带状分布在石英脉中。黄铁矿大多数呈不规则状的他形晶，少量呈自形—半自形晶。他形晶颗粒粗细不一，显示充填岩石裂隙受其空间限制，形成顺裂隙的拉长不规则晶体，长轴有定向的趋势。最长晶体在3．00mm以上，晶体多碎裂，褐铁矿沿裂隙呈网脉状交代。还见个别晶体内显胶状、“炉条”状结构，似磁黄铁矿的蚀变产物，但无残留晶体，不能确定其真实性。自形和半自形黄铁矿量少，形状多呈五角面体或其聚晶，粒径在0．30mm×0．30mm左右，多分布在浸染黄铁矿条带的边部。值得提出的是部分黄铁矿被褐铁矿交代的同时，部分铁流失成为空洞或残留铁的氢氧化物在空洞中。
1．2原矿化学成分分析
原矿多元素化学分析结果见表1。原矿金的物相分析结果见表2．由表1和表2可看出：（1）金在矿石中是主要的回收对象，其品位为3．10g／t；（2）可回收金主要以及半存在于矿石中，以及部分碳酸盐、硫化物等包体金；（3）脉石矿物主要为硅酸盐类，SiO2含量为81．64％。
2选矿试验
经过探索试验最终确定采用重选—浮选联合工艺流程。该矿样中金主要以自然金为主，在磨矿过程中易单体解离，可利用重选回收中细粒自然金；而难以通过重选回收的微细粒自然金以及硫化物、碳酸盐包体金，则用浮选工艺进行回收。
2．1重选试验结果与讨论
尼尔森回收金矿是最有效的重选设备之一，在选金行业中被广泛认可及应用。2．1．1磨矿细度试验试验中给矿浓度30％，重力值60G’s，冲水量4．0L／min。试验的工艺流程见***1，试验结果见***2。***1尼尔森重选—浮选条件由***2可以看出，随着磨矿细度的增加，粗精矿金的品位不断增加，金回收率先降低后增加，综合考虑磨矿成本和尼尔森尾矿之后的浮选流程，最终磨矿细度选择－0．074mm70．00％为宜。此时，金精矿品位及回收率分别为775g／t和82．61％。2．1．2尼尔森参数的确定试验根据相同的方法，可以确定尼尔森参数的最佳条件为冲洗水为4．0L／min、重力G值60G’s、给矿浓度为30％较为适宜。此时，金精矿品位及回收率分别为775g／t和82．61％。
2．2浮选试验结果与讨论
为了进一步提高金精矿的回收率，对重选尾矿进行浮选试验。2．2．1浮选调整剂种类及用量试验试验中丁黄药80g／t，丁铵黑药60g／t，2＃油30g／t。试验的工艺流程见***1，试验结果见表3．从表3结果可以看出，随着碳酸钠和硫酸铜组合用量的变化，浮选粗精矿金品位不断增加，金回收率先降低后增加。当碳酸钠和硫酸铜用量均为500g／t时，金精矿品位及作业回收率分别为10．06g／t和72．34％，试验指标相对最好。因此，碳酸钠和硫酸铜用量均为500g／t为宜。2．2．2丁黄药用量试验试验中碳酸钠500g／t，硫酸铜500g／t，丁铵黑药60g／t，2＃油30g／t。试验的工艺流程见***1，试验结果见***3。由***3以看出，随着丁黄药用量的增加，浮选粗精矿的金品位和回收率均先升高后降低。当丁黄药用量为60g／t时，金精矿品位及作业回收率分别为11．03g／t和79．59％，试验指标相对最好。因此，选择丁黄药用量为60g／t为宜。2．2．3丁铵黑药用量试验试验中碳酸钠500g／t，硫酸铜500g／t，丁黄药60g／t，2＃油30g／t。试验的工艺流程见***1，试验结果见***4。由***4以看出，随着丁铵黑药用量的增加，浮选粗精矿的金品位和回收率变化趋势一致。当丁铵黑药用量为60g／t时，金精矿品位及作业回收率分别为16．56g／t和83．82％，试验指标相对最好。因此，选择丁铵黑药用量为60g／t为宜。通过上述条件试验，确定了最佳的浮选流程药剂制度，碳酸钠500g／t，硫酸铜500g／t，丁黄药60g／t，丁铵黑药60g／t，2＃油30g／t。为了进一步提高金的品位及回收率，在条件试验的基础上增加了三次精选和两次扫选进行了开路试验，得到金精矿金品位为98．83g／t，回收率为57．14％。
2．3尼尔森重选－浮选工艺最优条件的确定
根据以上尼尔森重选的各个工艺条件试验结果，最终确定该金矿最优工艺条件为磨矿细度－0．074mm68．48％，给矿浓度为30％，冲洗水3．0L／min，重力G值60G’s；重选尾矿进行一粗两精两扫的浮选流程。全闭路试验流程见***5，最终得到的金精矿技术指标见表4。
3结论
矿石化验篇6
【关键词】建筑石料尾矿；理化试验；工业性试验；综合利用
建筑石料尾矿(水洗泥砂)是指矿山企业根据建筑质量及施工现场环保要．在建筑石料采选和加工过程中。采用水洗工艺。使建筑石料与泥砂分离所产生的一种废弃尾矿 以往这些建筑石料尾矿大多数排入河道．从2003年开始．某市***府加强矿山企业环保整治．矿山企业加工建筑石料时采用污水沉淀池，防止石料尾矿和废水向河道直接排放．实现了废水零排放 但石料尾矿的处置问题仍没有得到有效解决，大量的石料尾矿露天堆放．既占用耕地，又造成水土流失，淤积河道，污染水质和环境，成为该市矿业经济与生态环境协调发展亟待解决的问题。因此进行了利用建筑石料尾矿开发新型墙体材料的技术攻关。
1 建筑石料尾矿的基本情况及矿种的特点
1．1 基本情况
该市本级的矿山企业年产建筑石料3373万t。据初步调查．每年产生的石料尾矿约100多万t，现累计堆放约500多万t
1．2 建筑石料尾矿的主要特点
该市本级建筑石料尾矿的主要矿种有花岗岩、凝灰岩、砂岩及石灰岩。建筑石灰岩的利用暂不列入本课题研究范围．课题主要选择前三种矿种。
(1)花岗岩 是一种深层酸性火山岩。二氧化硅含量多在70％以上。颜色较浅，以灰白、肉红色者常见。主要由石英、长石和少量黑云母等暗色矿物组成。花岗岩是一种分布广泛的岩石．各个地质时代都有产出．形态多为岩基、岩株、岩钟等。花岗岩结构均匀，质地坚硬，抗压强度根据石材品种和产地不同而异．约为10MPa-30MPa。其较粗的颗粒加工后可代替人工机制砂。
(2)凝灰岩。主要由粒径小于2mm的火山灰(岩屑、晶屑、玻屑)及火山碎屑等(含量50％1~]k)固结而成。
(3)砂岩。是一种沉积岩，由石粒经过水冲运动后沉淀而成．经堆积变得坚固．后因地球造山运动而形成。主要成分：石英60％以上，黏土10％左右，针铁矿13％左右．其他物质10％以上。
2 建筑石料尾矿的主要理化指标分析及试验
本课题研究的主要方向是利用建筑石料尾矿开发烧结类新型墙体材料。为掌握建筑石料尾矿的主要特性．课题组委托某建筑材料研究设计院砖瓦研究所进行主要理化指标的分析．并进行中试培烧试验和初步工业性生产试验．得出科研结论。
2．1 取样
该市本级建筑石料矿山企业加工点相对比较集中．但各矿点(矿种)成分较为复杂。为确保各矿山企业建筑石料尾矿理化数据的科学、合理和真实性，课题组对32个矿点的建筑石料尾矿堆放现场进行取样．每个样品取3kg左右，用塑料袋封口，集中送建筑材料研究设计院砖瓦研究所进行理化数据测试分析。
2．2 理化分析比较
32个样品的理化数据分析比照烧结砖所需原料的理化数据．见表1、表2。
表1 化学数据比较
表2 物理数据比较
注：1．表1、表2化学组成、颗粒级配、干燥敏感系数是32个样品中的最高或最低值。
2．制砖原料按生产烧结多孔砖所需的理化指数要求。
2．3 掺比试验
根据花岗岩、凝灰岩、砂岩的理化分析指标进行分类，以当地制砖的紫页岩、黏土为主要原料，掺入含量在20％～60％之间经搅拌均化的建筑石料尾矿．分组
进行颗粒级配、干燥敏感系数、塑性指数试验。优化选择掺入比例的最佳配方
2．4 焙烧试验
根据配方要求．以页岩为主要原料，掺入20％,-40％的建筑石料尾矿：以黏土为主要原料，掺入40％--60％的建筑石料尾矿 分批组进行小样焙烧试验。焙烧试验分别在甲建材公司空心砖生产线4.6m隧道窑炉和乙建材公司空心砖生产线2.5m隧道窑炉内同时进行。
试验从进窑温度20℃左右开始．平均每96min升温64oC，24h升至980℃，6．5h后开始降温，19h后出窑。出窑温度70℃左右，在常温下自然冷却。通过对3组试样分别按不同配比试验得出如下结论：
(1)尾矿的含水率较高．需要较长时间的脱水。
(2)尾矿的塑性指数较低．需要掺入较高塑性的页岩或黏土
(3)尾矿的化学成分基本符合烧结空心砖制品的要求。
(4)由于尾矿与页岩、黏土的配比不同，窑内烧成温度存在差异．烧成后的试样外观色泽不同．但总体上判定可以进行中试 待中试后将试制品送权威部门进行相关的质量鉴定．以得出最终结论。
3 工业性试验
在试样分组进行掺比焙烧试验的基础上。选择在甲、乙两家不同工艺技术的建材公司进行工业性试验,目的是在不同的生产技术、不同的页岩资源条件下，寻找最佳的试验结果
3．1甲建材公司试验情况
甲建材公司是我国最早引进意大利柏岱斯蒂制砖技术设备的生产企业．主要采用隧道窑一次码坯．砖坯实行人工干燥生产工艺。根据该公司页岩制砖机械设备配置能力及页岩砖烧结工艺情况．将经过滤水(含水率在20％1)2下)的建筑石料尾矿与当地的矿区页岩原料合理掺配．试验生产烧结多孔砖。
经过研究和分组试验对比．取得了以页岩为主要原料．掺入20％～40％尾矿制砖的相关理论数据。
(1)掺入不等量建筑石料尾矿后，砖的外观质量与国家标准对比结果见表3
表3 页岩砖外观质量技术指标变化情况
(2)掺入不等量建筑石料尾矿后，砖的强度等级变化情况见表4
表4 页岩砖强度等级
(3)泛霜及石灰爆裂性能试验指标
试制品无泛霜．符合国标GB 13544―2000(烧结多孔砖》中一等品的规定：最大破坏尺寸大于2mm且小于等于10mm的爆裂区域．每组砖样不得多于15处：不允许出现最大破坏尺寸大于10mm的爆裂区域的规定。
(4)掺人不等量建筑石料尾矿后，页岩砖抗风化性能结果见表5。
表5 抗风化性能
注：根据国标GB 13544―20o0《烧结多孔砖》规范要求，浙江省属非严重风化区．烧结砖抗风化性能检测按非严重风化区标准执行。
(5)隧道窑内焙烧带温度影响试验结果。
同体积内燃煤掺人量不变时．经掺人20％～30％建筑石料尾矿，窑内焙烧带温度测量稳定在950℃左右．符合焙烧带烧成温度要求。
3．2 乙建材公司试验情况
乙建材公司公司是以页岩为主要原料生产新型墙体材料的企业．采用国产制砖设备．窑炉工艺是国内较先进的三星节能轮窑．实行人工二次码坯，砖坯利用轮窑余热实行人工干燥生产技术。以页岩为主要原料．建筑石料尾矿掺人量在20％～30％ ，最高掺入量达到40％．窑内焙烧带温度测量稳定在950℃左右。经该市质量技术监督检测院检测．所生产的页岩烧结多孔砖的产品质量符合国标GB 13544―2000《烧结多孔砖》标准。
4 利用建筑石料尾矿存在的主要问题
4．1 建筑石料尾矿颗粒级配和含水率
(1)含杂物较多。根据烧结多孔砖原料颗粒级配要求．原料颗粒应在2mm以上的颗粒和小块石及其他垃圾．势必增加制砖企业对建筑石料尾矿处理的设备投人和生产成本
(2)含水率高。由于各矿山企业对建筑石料尾矿堆放处理方式不同．有的矿山企业有相对固定的堆放场地，有的堆放在废弃的漾塘、河道中 建筑石料尾矿的含水率相对较高．对原料水分控制以及运输价格的计算带来困难
4．2 普通轮窑利用建筑石料尾矿存在技术难度
建筑石料尾矿的化学成分、颗粒级配、塑性指数、干燥敏感系数等不同于一般的黏土、页岩原料，对生产工艺技术条件要求较高 课题组选择甲、乙两家不同工艺技术的建材公司进行工业性试验．主要考虑的是这两家企业采用大功率制砖机．窑体内用耐火砖砌成，砖坯采用人工干燥生产工艺。砖坯干燥过程中．防止收缩裂缝．干坯在窑内培烧时稳定在950℃左右 普通轮窑生产企业在原料中掺量在15％40％以上建筑石料尾矿制成砖坯．如果采用坯场自然干燥．容易产生砖坯收缩裂缝，同时普通轮窑培烧温度超过950℃，容易烧坏窑体。从试验的情况分析，砖坯在窑内温度低于900℃ ，产品强度不够，高于950℃ ，砖坯容易变形．最佳状态是窑内培烧时稳定在950℃左右 而目前砖瓦企业的制砖设备、干燥工艺以及培烧温度控制等生产工艺条件制约着建筑石料尾矿的大量利用
5 结语
建筑石料尾矿露天堆放．长期泡于水中．大部分得到陈化，按一定的比例掺人页岩、黏土原料中，可以开发利用 建筑石料尾矿与页岩掺配制砖的工业性试
矿石化验篇7
摘要：本文针对西北地区氧化铅锌矿资源及利用现状进行了调研，最终确定了具有开发价值及潜力的陕西楠木树氧化铅锌矿作为科研对象。
关键词：西北地区；氧化铅锌矿；现状；调研
中***分类号：O611.62文献标识码： A 文章编号：
1 前言
我国是一个铅锌矿产资源丰富的国家，目前已探明的铅锌矿产地600多处，探明储量约9000多万吨，在已探明的储量中约有三分之一为氧化铅锌矿。
以区域矿业发展看，西北地区铅锌矿资源丰富，但工作程度低，随着东部矿产资源的枯竭，国家西部大开发工程的启动，铅锌矿资源基地重心西移，区内氧化铅锌资源的勘查开发将得到大的发展，资源优势将逐步转变为经济优势。
2 西北地区氧化铅锌矿资源及利用现状
西北地区已探明氧化铅锌矿资源非常丰富，其特点是储量大、品位高、储量集中、埋藏浅、大部分易于开采等。但同时，由于铅锌矿物的氧化程度深，嵌布粒度细，风化和泥化严重，多金属共存等特点，给选矿工艺带来了极大困难。早在80~90年代，对于氧化程度不太高的铅锌矿，基本上按原生矿的工艺进行加工处理，其中氧化部分大都丢弃在尾矿中，对氧化率高的铅锌矿，由于没有成熟的选矿工艺和有效的选矿药剂，选矿指标不理想，至今未能得到开发利用。为了有效合理的开发利用氧化铅锌矿资源，根据以上情况，对西北地区的重点氧化铅锌矿的矿产资源进行了调查。
2.1陕西凤县铅硐山氧化铅锌矿
2.1.1企业概况
陕西铅硐山矿业有限公司是由原中国有色工业总公司、陕西省投资公司和陕西有色金属矿山公司合资建设的中型采选联合企业。是国家“八五”重点项目，也是陕西最大的铅锌采选企业，项目于1997年建成投产。企业主要从事铅锌矿石采选、井巷工程施工、机械加工、汽车运输、铅冶炼的生产经营工作。目前采选能力已达到1300t/d，年产铅金属2.5万吨，粗铅8000吨。
2.1.2资源概况及利用情况
该矿区最初探明氧化铅锌矿的矿石储量在200万吨以上，而且品位高（10%~30%）。由于当时氧化铅锌矿选矿技术不成熟，导致该矿区氧化铅锌矿一直未得到开发利用。该矿区的氧化铅锌矿资源因当地管理不严，私人乱采现象非常严重。特别在2007年之前，铅锌矿价格很高，私人将一部分高品位氧化铅锌矿偷采之后不经选矿直接卖给化工厂或冶炼厂。由于当时开采技术不够完善，在开采原生矿的同时在氧化铅锌矿的下部形成了大量的采空区，致使大量的氧化铅锌矿无法开发利用，目前能够开采利用的氧化铅锌矿资源量仅为6万吨左右。
2.2陕西省南郑县楠木树氧化铅锌矿
2.2.1企业概况
南郑县楠木树铅锌矿采矿权人为汉中市天鸿基矿业有限公司。陕西省汉中市天鸿基矿业有限公司是以国有资产运营及产权管理和有色金属资源开发为一体的企业。是由陕西有色控股集团有限责任公司（控股）、陕西有色金属矿山公司、汉中锌业有限责任公司及陕西银母寺矿业有限责任公司四家单位共同拥有所有权和经营权，从事铅锌采、选的国有中型矿山企业。
2.2.2资源概况
南郑县楠木树铅锌矿矿区位于陕西省南郑县县城155°方位、直线距离62公里处，隶属陕西省南郑县福成镇管辖。地理坐标东经107°18′25″--107°20′15″, 北纬32°31′01″--32°32′00″，面积约2.4010平方公里。矿区北侧有白玉—前进乡级公路通过，有约5公里的简易公路与矿区相接。沿白玉—前进乡级公路，可达南（郑县）—（江县）省级公路，交通较为便利。
矿山拥有铅锌矿石量584.22万吨，锌金属量21.29万吨，铅金属量3.07万吨。其中氧化锌矿、氧化铅锌矿石量197.81万吨，铅金属量955吨，锌金属量8.63万吨；混合铅锌矿石量386.42万吨，铅金属量2.97万吨，锌金属量12.66万吨。
2.2.3资源利用情况
矿山建设规模30万吨/年。2009年开始项目建设，目前已经竣工进入试生产阶段。因矿石品位不稳定，日处理矿石量600-1000吨，处理量不均衡。另外由于氧化矿石的回收率和品位不理想，自2012年3月份以来，仅回采利用1030、990两个中段的混合矿，氧化矿浮选流程暂未利用。
本矿床氧化矿石属硅化白云质大理岩和结晶白云岩或白云质大理岩。目的矿物氧化锌以菱锌矿的形式存在，经矿石性质研究及浮选条件试验，得到了锌回收率69.97％，锌精矿含Zn30.79％，锌精矿含银18.34克/吨的技术指标。矿山选矿工艺流程采用：三段一闭路破碎（破碎粒度-12mm）—一段闭路磨矿（磨矿细度-200目占65%）—铅锌优先浮选工艺（先选铅—再选硫化锌—最后选氧化锌）。
从生产指标看，原矿品位铅0.12%、锌0.64%，原矿氧化率7%-27%，个别班次氧化率达40%以上；选矿回收率铅50%、锌85%；尾矿含铅0.04%、锌0.11%。氧化矿对整体选矿回收率有一定影响。
2.3青海省杂多县东摸扎抓氧化铅锌矿
2.3.1资源概况
青海省杂多县东摸扎抓氧化铅锌矿矿区，位于西宁市市区西南方向，与的巴青县交界，交通十分不便。根据青海省地调院地质详查报告得知，该矿区氧化铅锌矿远景储量（金属吨）近100万吨。氧化铅锌矿的品位较低，铅加锌的品位仅为2%左右。
该矿石属于氧化铅锌矿石，矿石中主要有用矿物是菱锌矿和闪锌矿，杂质矿物有黄铁矿，褐铁矿和雌黄铁矿等，方铅矿含量甚微。矿石矿物形态大小不一，呈粒状结构，星散状，浸染状构造为主。脉石矿物成分单一，主要是白云石，其次有很少的石英脉，呈粉晶、细晶结构，块状构造。受构造应力作用，有些白云岩发生破碎，呈碎裂结构。矿化作用发生于粉—细晶白云岩中。
闪锌矿一般呈不规则的粒状产出，分布不甚均匀，呈星散状，局部呈浸染状分布。菱锌矿呈不规则粒状、钟***状，少数呈半自形菱面体状。分布不均匀，呈星散状，局部呈浸染状、细脉状分布。菱锌矿是闪锌矿的氧化产物，多分布于闪锌矿的表面，呈土状、钟***状分布，闪锌矿包裹于其中。闪锌矿和菱锌矿多呈星散状、局部浸染状分布于白云质碳酸盐围岩中。早期二者分布于铅锌矿床的氧化带中，后由于碳酸盐的沉积，锌的分解产物被碳酸盐交代后形成菱锌矿，并包裹了闪锌矿，在矿石中多是闪锌矿与菱锌矿呈同一颗粒产出，呈星散状、浸染状散布于碳酸盐围岩中。菱锌矿与脉石矿物有三种嵌布关系：一种是菱锌矿极细小的粒状，一般都小于0.048mm或小于0.02mm，呈微粒状、圆粒状散布于围岩中；第二种是菱锌矿呈很细的网脉状分布于部分白云晶体周围，脉宽小于0.048mm；第三种使菱锌矿呈微粒状，一般小于0.048mm，呈浸染状分布于围岩中。方铅矿在矿石中含量极少，且较细小，呈它形粒状，大约在0.3mm左右。
矿石化验篇8
关键词：铅银矿;矿区地质特征;有用组分;铅银精矿
1 矿区地质
泾县铅银矿床位于安徽省宣城市西部，距泾县城南东直线距离约20km。矿区位于榔桥岩体的北部，矿于勘探区的中部，勘探区内出露的地层主要有志留系上统举坑组，岩浆岩为花岗闪长岩，构造主要为F1断层等。
1.1 地层
矿区内出露地层仅有志留系上统举坑组（S3jk）、第四系全新统（Q4）。志留系上统举坑组（S3jk）上部：分布于矿区的东南部和西南角，灰白、灰绿、黄绿色厚层石英细砂岩平紫红、黄色粉砂岩、砂质页岩，未见顶底。与岩体接触带附近具轻微角岩化热变质及较弱硅化、弱绢云母化等蚀变。产状：140°-190°∠58°-70°。第四系全新统（Q4）：分布在沟谷凹地，成分杂，以砂质粘土为主，次为砾石。厚度2-8米不等。
1.2 构造
矿区构造发育一条F1断层，走向北东30°- 80°，宽0.4-3.0m，长数百米，分布于矿区的中部。向北东延伸出探矿权，向南西因第四系覆盖未见出露，经地质填***发现其长约700m，其中探矿权内部分长约600m，其走向30°-80°，倾向南东，倾角50°-60°，断层性质为张性断层，与围岩接触带大致平行。
断层内成分较杂，主要为碎裂花岗闪长岩、糜棱岩，并充填有石英脉及方铅矿-重晶石脉，是矿区银铅多金属矿的主要控矿、容矿构造。
1.3 岩浆岩
区内出露的岩浆岩为单一的花岗闪长岩，属于榔桥岩体的北东段，侵入时代为燕山早期。花岗闪长岩为中细粒花岗结构、块状构造，主要矿物成分有斜长石、钾长石、石英、黑云母以及角闪石等。其他矿物有榍石、锆石、锐钛矿、金红石、磷灰石等。岩石具钾长石化、绢云母化等蚀变，局部裂隙较发育的地段有绿泥石化、重晶石化、高岭石化等蚀变。
另外，勘探区内发现有二条煌斑岩脉，分布于F1断层两侧。煌斑岩呈灰黑色，微晶结构，块状构造，矿物成分主要为辉石、斜长石，辉石发育绿泥石化蚀变。
1.4 围岩蚀变
区域内变质作用主要为接触变质作用、热液交代作用;蚀变主要包含岩体蚀变和近矿围岩蚀变。其中岩体蚀变主要为高岭石化、绿泥石化、绿帘石化。近矿围岩蚀变为高岭石化、钾长石化、绢云母化、青磐岩化、糜棱岩化。
2 矿体特征
矿区圈定一条铅银多金属矿体，赋存在花岗闪长岩内F1断层蚀变带中，矿体产状与断层产状基本一致。由0、2、4、6、10共5条勘探线控制，地表使用的探槽工程为TC4，见矿钻孔工程有ZK001、ZK201、ZK202、ZK203、ZK401、ZK402、ZK403、ZK602、ZK603。有古采坑沿脉巷道3条，位于0、2、4勘探线之间，显示了矿体连续性较好。
矿体地表出露标高+250-350米，矿体向北东和南西为第四系覆盖，深部钻探工程揭露矿体连续，呈脉状，形态简单，平均真厚度为1.22m，厚度变化系数54%，属稳定类型。矿体产状总体产状150°∠52°，矿体沿走向和倾向均呈连续舒缓波状。
综上所述，该矿体为一产状受F1断层破碎带控制的脉状铅银多金属矿体，且连续性尚好。
3 矿石特征
矿石为原生的铅银矿石，矿物以它形细粒状结构为主，少量粗粒和微细粒，脉石矿物以自形―半自形粗粒结构，少量细晶结构。矿石自然类型可分为脉状矿石、斑块状矿石，矿石工业类型主要为硫化铅银矿石。矿石构造以块状、脉状为主，少量团块状、浸染状。矿石中矿石矿物主要为方铅矿，少量闪锌矿、黄铜矿;地表氧化矿石中矿石矿物为铅矾、斑铜矿、孔雀石;脉石矿物主要为石英、重晶石，少量黄铁矿等。
方铅矿为它形粒状结构，以中-细粒为主，少量粗粒和微细粒，呈脉状分布，反射色为白色，无多色性，均质性，部分可见黑三角孔，含少量脉石矿物团块。银呈角粒状、针状、枝丫状包于方铅矿内，银在方铅矿中分布不均匀，粒径通常小于1μm。方铅矿中银有两种赋存状态，①类质同象形式赋存于方铅矿晶格中，②***银矿物颗粒（<1μm）包裹于方铅矿中。闪锌矿为它形，呈脉状分布，反射色为棕灰色，与方铅矿共生，部分闪锌矿呈***滴状分布于方铅矿中。黄铁矿主要为他形粒状结构，反射色为黄白色，无多色性，均质性，磨光不足常见麻点，细粒状分布，粒度为0.2mm左右。黄铜矿为他形粒状结构，含量极少，呈细粒状分布于方铅矿和脉石矿物中，反射色为黄色。原矿化学多元素分析结果见表1。
表1 矿石化学多元素分析结果（%）
[Cu＼&Pb＼&Zn＼&S＼&Ag*＼&Au*＼&0.047
SiO2
49.89＼&7.50
Al2O3
3.59＼&0.057
CaO
0.57＼&3.60
MgO
0.41＼&150.00
Fe
1.07＼&0.73
＼&]
*单位为g/t。
矿石化学多元素分析结果显示，矿石中铅、银为主要元素具有回收价值，金大于0.1g/t可进行综合利用，浮选后进入铅银精矿，其他元素达不到综合利用评价标准。
矿石铅物相分析结果见表2，矿石粒度分布结果见表3。
表2 铅物相分析结果
[物相＼&方铅矿＼&白铅矿＼&铅钒＼&磷氯铅矿＼&其他铅矿＼&总铅＼&含量/%
占有率/%＼&6.98
92.69＼&0.16
2.12＼&0.29
3.85＼&0.088
1.14＼&0.015
0.20＼&7.53
100.00＼&]
通过铅物相分析结果可知，铅主要以方铅矿形式存在，含量为6.98%，占总铅的92.69%，白铅矿含量0.16%，占总铅的2.12%，铅钒含量0.29%，占总铅的3.85%，磷氯铅矿占总铅的1.14%，其他形态铅占0.20%。
矿石粒度分布结果见表3。
由矿石粒度分布结果知，分布在-0.125mm粒级铅、银品位较高，粒级越细，铅、银品位越高。
4 有用组分选别探索
根据矿石的物质组分研究结果知，矿石中铅、银为主要元素具有回收价值，金大于0.1g/t可进行综合利用，因此试验设计的闭路流程为一次粗选两次精选两次扫选，中矿按照顺序返回的原则，结果见表4。
表4 选别试验指标
[产品名称＼&产率/%＼&品位＼&分布率/%＼&铅/%＼&银/g・t-1＼&铅＼&银＼&铅银精矿
尾 矿
原 矿＼&9.58
90.42
100.00＼&72.83
0.60
7.51＼&1409.3
19.90
152.5＼&92.78
7.22
100.0＼&88.24
11.76
100.0＼&]
闭路流程试验得铅银精矿产率9.58%，精矿含铅72.83%、含银1409.3g/t，铅回收率92.78%、银回收率88.24%，铅精矿品质达到行业标准（YS/T319-2007）一级品Pb≥65%要求。
5 结论
①泾县铅银矿矿床位于榔桥岩体的北部，地层主要有志留系上统举坑组，矿区岩浆岩为单一的花岗闪长岩，构造主要为F1断层，矿体为脉状铅银多金属矿体。围岩蚀变为高岭石化、钾长石化、绢云母化、青磐岩化、糜棱岩化。矿石主要金属矿物主要为方铅矿，方铅矿为他形粒状结构，以中-细粒为主;银在方铅矿中分布不均匀，粒径通常小于1μm，以类质同象形式或***银矿物颗粒（<1μm）包裹于方铅矿中。
②试验采用一次粗选两次精选两次扫选的浮选流程对有用组分进行回收，可获得含铅72.83%、含银1409.3g/t，铅回收率92.78%、银回收率88.24%的铅银精矿，选别指标良好。
参考文献：
[1]冯志兴，吕新彪，王涛.尤卡朗铅银矿床成矿作用初步研究[J].矿床地质，2011，30（3）：469-476.
[2]施建萍，陈新.云南剑川铁腊曲铅银矿矿床地质[J].云南地质，2011，30（2）：141-143.
[3]刘珂辛，钟康惠，张勇强.都日铅银矿床地质特征及成因[J].四川有色金属，2011（4）：27-31.
[4]涂宏.马家坪地区铅银矿化特征及找矿方向[J].能源及环境，2011（8）：27-28.
矿石化验篇9
中***分类号： TQ172文献标识码：A 文章编号：
随着国民经济的迅速发展，我国的路面结构在适应快速发展的公路交通的同时，经历了从适应轻交通的泥结碎石和级配砾石路面过渡到适应中交通的渣油表面处治和石灰土基层里面，到适应重交通的无机结合料稳定粒料半刚性基层的沥青混凝土路面的发展过程。目前，半刚性基层已经成为适应我国重交通的主要基层类型。高炉矿渣是冶炼生铁时从高炉中排出的一种废渣。在冶炼生铁时，加入高炉的原料，除了铁矿石和燃料(焦炭)外，还有助熔剂。当炉温达到1400℃～1600℃时，助熔剂与铁矿石发生高温反应生成生铁和矿渣。高炉矿渣是由脉石、灰分、助熔剂和其他不能进人生铁中的杂质所组成的易熔混合物[21]。从化学成分上看，高炉矿渣是属于硅酸盐质材料。每生产1吨生铁，将排放0.3～1.0吨高炉矿渣[。由此可粗略估计，2008年我国高炉矿渣排放量高达14120.22万吨以上。目前，高炉矿渣的利用方法不足，其利用率不到80％且整体利用水平不高。大量高炉矿渣仍只能闲置堆积，浪费矿渣资源，提高炼铁成本，占用大量土地并严重污染环境。高炉矿渣由于冷却条件的不同可分为两类，熔融矿渣流出后经空气缓慢冷却得到的是稳定的块状高炉矿渣，而经水淬急冷得到的是具有活性的粒化高炉矿渣。粒化高炉矿渣一般经过干燥，掺入少量其他组分如石膏等磨到一定细度制成高炉矿渣粉。
为能有效利用高炉矿渣粉，变废为宝，在“低碳，环保，节能”的时代号召下，借鉴高炉矿渣粉在水泥混凝土中的成功运用，开辟一种新的利用方法――完全或部分取代水泥稳定碎石材料中的水泥，通过考察添加高炉矿渣粉水泥稳定碎石的各方面性能，将其添加到水泥稳定碎石中，通过一系列的试验研究及试验路铺筑，研究其可行性。
众所周之，水泥稳定碎石中水泥剂量一般不超过5~6%，有研究表明，就收缩性能而言，水泥剂量超过6%时，就会导致干缩和温缩的增加。而且水泥剂量的增加会直接导致工程造价的提高，研究表明水稳基层的水泥剂量在3%~6%时，收缩开裂性能没有明显的差异。经水淬急冷的粒化高炉矿渣是目前高炉矿渣中的主要类型，其待处理量远远高于经空气缓慢冷却的块状高炉矿渣。经水淬急冷的粒化高炉矿渣一般经过干燥，掺入少量其他组分如石膏等磨到一定细度的粉体称为粒化高炉矿渣粉。粒状高炉矿渣是经水淬急冷而成，阻止了矿物结晶，大部分为玻璃态的Ca-Al-Mg硅酸盐，即主要由玻璃体组成，一般玻璃体含量在90％左右，具有较高的潜在活性，粒化高炉矿渣中玻璃体的含量越高，其活性越高。在调研国内外相关研究成果的基础上，将高炉矿渣粉加入到水泥稳定碎石中的掺量定为0%、20%、40%、60%及80%，掺加过程中采用高炉矿渣粉“等质量替换”水泥的方法。通过大量室内分析，研究掺高炉矿渣粉的水泥稳定碎石基层材料的强度、刚度、抗收缩等物理力学性能与高炉矿渣粉掺入量等影响因素之间的关系及变化规律。试验方法：原材料特性分析，击实试验，试件成型（基于无机结合料稳定材料的试验方法），力学性能试验，强 度（无侧限抗压强度，劈裂强度），刚 度（静、动回弹模量，静、动劈裂模量），抗收缩性能试验，干缩性能试验，温缩性能试验。
研究表明，加入高炉矿渣粉后水泥稳定碎石基层材料抗压回弹模量、劈裂模量均呈现降低的趋势，掺量低于40%时模量降低幅度较小，当掺量高于40%时，模量降低幅度明显；高炉矿渣粉掺加到水泥稳定碎石材料中后对其干缩性能及温缩性能影响不大，没有规律可循。7d、14d、28d龄期时无侧限抗压强度随着高炉矿渣粉掺量的增加而降低，且当掺量超过40%时，强度下降幅度明显增大；60d、90d、180d龄期时无侧限抗压强度随着高炉矿渣粉掺量的增加呈现先增大后减小的趋势。在试验研究基础上，综合分析各项指标，高炉矿渣粉添加到水泥稳定碎石中的掺量不宜超过60%，适宜的最佳掺量范围在20%~40%之间。
在室内研究的基础上，对掺加高炉矿渣粉的水泥稳定碎石基层材料在工程中的应用进行了探讨，对经济性能进行了分析，表明高炉矿渣粉的使用可以降低路面结构基层材料的造价。
经室内试验和现场试验，确认生产配合比。集料合成级配见表，试验路采用不掺高炉矿渣粉及掺量为30%两种方案，方案一水泥剂量掺量为3%，方案二高炉矿渣粉掺量为30%（替代水泥质量的百分比），水泥剂量为2.1%，两方案最佳含水量均为5.3%。
水泥稳定碎石基层施工级配
矿石化验篇10
[关键词]金矿；硫化矿；浮选；全泥氰化
中***分类号：TD953 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）29-0267-02
1 引言
本文中所采矿样来自云南黄金集团某下属金矿。矿山为堆浸矿山，但具有经济价值的氧化矿石资源已经消耗待尽。随着采矿及勘查向深部发展，发现并采出了部分硫化矿。目前已经采出硫化矿25万吨，预计储量90万吨以上，平均黄金品位为2.1g/t左右。目前矿山采用的氰化堆浸工艺不适宜处理此类矿石（此类矿石直接堆浸浸出率仅为15.3%）。为有效利用此类矿石、延长矿山服务年限，特进行此类含金硫化矿石的选矿试验。
2 试验部分
2.1 试验原料及仪器设备
2.1.1 试验原料
原矿为硫化金矿石，原矿品位1.9g/t，原矿多元素分析结果见表1。矿石为灰绿色，自然呈黏土状、浸泡成pH值为2-3的酸性矿浆。原矿经103℃烘干、破碎至d
2.1.2 试验仪器设备
2.1.3 试验药剂
丁基黄药，丁胺黑药、戊基黄药、2号油（以上药剂生产厂家均为株洲天卓选矿药剂厂生产）；五水合硫酸铜（分析纯，天津市风船化学试剂科技有限公司）、氰化钠（安徽安庆庆宜化工厂生产）、氢氧化钠（分析纯，上海化学试剂一厂）
2.2 浮选试验
浮选试验矿浆浓度为20%，添加药剂前搅拌10分钟；每次浮选刮泡至无矿化泡沫为止。浮选结束后，对原矿、尾矿进行分别称重及取样化验。
2.3 浸出搅拌试验
使用浸出搅拌槽进行，全程每隔4小时检测一次pH值及氰根变化情况（NaOH碱浸预处理时仅检测pH值），同时补加NaOH保证全程pH值为10-10.5。尾渣样定时取出，过滤并水洗后送检。全程充气量保持恒定200L/h。
3.结果与讨论
3.1 浮选试验结果
3.1.1磨矿矿细度实验
对硫化矿做浮选的可选性研究，对硫化矿浮选细度进行实验并确定最佳磨矿细度，流程见***1：
***中可以看出，在细度达到98%之后，再提高入选细度，精矿品位、回收率及选矿效率将会下降，因此确定适宜的磨矿细度为-200目占比98%。
3.1.2捕收剂种类实验
在确定磨矿条件下，对浮选捕收剂及配比进行实验。总共试验用药剂有三种：丁基黄药、异戊基黄药、丁胺黑药。试验流程与***1相同。每次试验添加总补收剂用量为200g/t，药剂比例均为1：1，活化剂硫酸铜用量为200g/t。试验结果见***4。***中可以看出，单独使用丁基黄药作为捕收剂时，其回收率及选矿效率均较其它药剂（组合）高；使用黑药+异戊基黄药组合时，精矿品位较高，但仍达不到30/t以上（无法直接出售），因此选择回收率较高的捕收剂即丁基黄药作为下一步试验的药剂。
3.1.3捕收剂用量实验
在活化剂硫酸铜用量固定为200g/t的条件下，对浮选捕收剂丁黄药的用量进行试验，试验流程与***1相同。丁黄药用量分别定为50、140、240、340g/t、。结果见***5。可以看出，随着丁黄药用量的增加，精矿品位呈下降趋势，回收率及选矿效率则呈先升后降的趋势
3.1.4活化剂用量实验
在捕收剂丁黄药用量为240g/t条件下，对浮选活化剂最佳用量进行实验，流程见***1。活化剂硫酸铜用量设定为50、100、240、340、440g/t 。试验结果见***6。
3.1.5 浮选试验结论
使用丁基黄药作为捕收剂，用量为240g/t（粗选200g/t，扫选40g/t），使用硫酸铜作为活化剂用量为240g/t（粗选200g/t，扫选40g/t）在一粗一扫流程中可以取得回收率为58.33%，精矿品位12.8g/t的产品。
3.2 搅拌浸出试验
上述浮选产品因金品位较低，无法作为产品直接出售，因此探索对次精矿产品进行搅拌氰化浸出试验，以期将浮选精矿通过氰化方法以提取其中黄金。为探索其浸出特性，特进行了精矿直接氰化浸出试验和碱（NaOH）预浸后氰化浸出试验，并对相关参数进行了对比试验。
由上***可以看出，通过碱浸可破坏包裹黄金的硫化矿物，从而使金暴露、提高浮选精矿全泥氰化的金浸出率。NaOH碱浸预处理时间约为12小时；超过12小时对全泥氰化流程已经无明显作用，全泥氰化浸出时间约需要24-28h。经充分碱浸预处理的精矿其金浸出率可达到93.2%。
4 结论
本文采用“浮选+碱预浸+全泥氰化”的联合选矿方法可以较好的选别此类矿石，其综合回收率可以达到52.7%（浮选回收率58.33%；全泥氰化浸出率93.2%；活性炭吸附率97%），且产品为高品位载金炭（品位>1000g/t）可直接进入解吸电解等冶炼程序。同时，因为此矿石硬度较小，浮选流程简单，全泥氰化时药剂用量较少，虽然此流程总回收率不高，但仍能盈利。
参考文献