超贫铁矿批复文档 2.docx

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超贫铁矿批复文档2

风化壳型超贫磁铁矿地质特征及经济意义  

2008-03-0817:

56:

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河南省第一地质勘查院地勘公司

                                                                               ——吴连清

摘要：

超贫磁铁矿在南阳的分布比较广泛，南召、西峡、桐柏、淅川、内乡均有分布。

随着技术的发展和进步，由于受铁矿价格的刺激，对于风化壳型超贫磁铁矿的开采已越来越受到重视。

本文对超贫磁铁矿的地质特征及经济意义进行了总结。

  关键词：

风化壳超贫磁铁矿地质特征

1.超贫磁铁矿的定义

   我国目前正处于全国经济发展时期，对钢铁的需求量持续增长，因而铁矿石的需求缺口也更为突出。

虽然从国外进口了大量铁矿石，但仍不能满足国内的需求，以致近年来国内市场上铁精粉价格直线上扬。

随着技术的发展和进步，人类对铁矿资源开发利用水平也在不断提高。

特别是最近这两三年，由于受铁矿价格的刺激，对于一些低品位铁矿石的开采已越来越受到重视。

在现行《铁矿地质勘探规范》中，规定了铁矿的质量指标，边界品位为TFe≥20%（指单个样品），工业品位为TFe≥25%（指单个工程）。

依据《河南省国土资源厅关于风化壳型超贫磁铁矿工业指标的批复》，我们把6％＜mFe＜20%，易采易选、符合市场需求，而且能产生经济效益的磁铁矿，称为超贫磁铁矿，或超低品位磁铁矿，以便与一般所谓的贫铁矿相区别。

1.超贫磁铁矿地质特征

   2.1超贫磁铁矿分布特征

超贫磁铁矿在南阳的分布比较广泛，南召、西峡、桐柏、淅川、内乡均有分布。

区域上总体与大的构造活动有关。

具体表现为区内该类型的矿体均分布在沿大断裂广泛分布的中－中酸性岩体中。

   2.2超贫磁铁矿地质特征

   2.2.1分布于辉石闪长岩中的矿体

该种类型的矿体在南召分布广泛，矿体主要分布在加里东晚期的辉石闪长岩中，岩石为深灰绿色、灰黑色，半自形粒状结构，块状构造，主要由斜长石（40％－75％）、辉石（18％－60％）、磁铁矿（2％-19％）组成，少量的磷灰石、榍石、白钛石等零星分布。

有些可有少量角闪石。

普遍发育有高岭石化、绢云母化、绿泥石化、绿帘石化等。

   主要蚀变有:

高岭石化、绢云母化、绿泥石化、绿帘石化,金属矿化为磁铁矿化、褐（赤）铁矿化、黄铁矿化、黄铜矿化。

改类型矿体：

TFe品位16％－21％；mFe7％－10％。

矿体的形态、产状、分布基本与辉石闪长岩一致，矿体与围岩无明显分界,呈渐变过渡关系。

   2.2.2分布于石英闪长岩中的矿体

   该类型的矿体以西峡田关一带分布的矿体为代表，矿体分布在晚元古代侵入的片麻状中粗粒石英闪长岩中，岩石普遍发育与区域构造线一致的NWW向片麻理构造，局部发育糜棱面理。

普遍发育有高岭石化、绢云母化、绿泥石化、绿帘石化等。

岩体与围岩接触边界呈不规则状，常见岩枝穿插和围岩残留体。

含矿岩石灰－灰白色，中粒柱状花岗结构，块状－片麻状构造。

主要矿物成分：

角闪石20％～30％，浅黄绿色，自形长柱状。

石英5％～20％，它形不规则粒状，呈填隙物出现，可见穿插交代斜长石现象。

斜长石50％～60％，呈它形—半自形板状，粒状d＝0.3～3mm，一般大于1mm，有时可见呈5～10mm的斑晶状。

钾长石含量<5％，自形程度较高，长正方形板状，均受强烈的绢云母化和钠黝帘石化。

   该岩石SiO2含量为58.96％～62.06％，平均值为60.11％，为SiO2饱和的中偏酸性岩类。

FeO＊为4.31％～7.63％，平均值6.27％，铁含量较高；MgO／FeO值为0.52～1，平均值0.74。

为富铁质岩类。

矿体围岩为片麻状中粗粒石英闪长岩，受区域构造作用岩石普遍发育与区域构造线一致的NWW向片麻理构造，局部发育糜棱面理。

在岩体中形成数十～数百米糜棱岩带，矿化带分布与糜棱岩带基本一致。

岩体自身蚀变较强，具高岭石化、绢云母化、绿泥石化、绿帘石化、次闪石化等。

在片麻状中粗粒石英闪长岩与矿体接触带20～30米范围内，普遍具有弱磁铁矿化。

微量矿物为磁铁矿、电气石、锆石、磷灰石、榍石、金红石等。

1.矿床成因

   该类矿床均是由含磁铁矿的中－中酸性岩体风化所形成，矿体的形态、产状、规模基本与岩体一致，矿体在倾向上的延伸往往与岩体的风化带深度有关。

   该类矿体的形成是由于岩体结晶分异的不均匀性，产出一些含磁铁矿相对较多的相带，在风化作用下，其中的硅等杂质流失,使有用组分铁质的含量进一步提高。

同时风化作用又使岩石易于破碎，有用矿物磁铁矿非常容易与其它矿物分离，从而大大降低选矿成本，使之成为可利用矿石。

1.超贫磁铁矿经济意义

   4.1超贫磁铁矿的开采条件

   由于该类矿体地表出露面积大，矿体形态相对较为稳定，适于露天开采，一般多采用挖掘机直接装入载重汽车，不需要复杂的采矿机械设备，而且作业安全，距选厂较近，选矿工艺流程也较为简单。

   4.2超贫磁铁矿的经济意义

   近几年来国际国内钢材市场需求趋旺，铁精矿价格猛涨，每吨从2003年初的200-230元，到下半年直线上升，年底时，曾达到1320元；目前的铁精矿的价格基本上保持在每吨500-600元。

   据南召、西峡正在开采的矿山了解到，由于该类矿石易采易选，基本上每吨矿石的开采成本在10－20元，就按平均品位7％计算，回收率80％，平均10吨矿石可选出1吨精矿，一吨精矿的开采成本也不会超过200元，再加上其它成本每吨铁精矿成本不超过350元，按现在铁精矿的价格500－600元，那么每吨铁精矿的净利润在150－250元，按日处理1000吨矿石量计算，那么每天的精利润在1.5－2万元之间。

这还是一个比较保守的数字，实际上有的矿区铁品位往往要高于7％。

1.建议

  由以上可以看出开采这样的铁矿年利润还是非常可观的，在南阳盆地象这样大大小小具有一定前景的岩体还有很多，建议适当做一些调查工作，筛选出一批具有开采价值的含矿岩体进行矿权运作或开采肯定会带来较好的经济效益。

（此文荣获地勘一院2006年度冬训技术论文交流会三等奖）

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超贫铁矿矿业开发新亮点

磁选厂尾矿回收金的研究（转载学习）  

2011-04-0518:

42:

45|  分类：

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尾矿  精矿  回收率  螺旋  试样  |字号大中小 订阅

河北铁矿资源丰富，主要分布在燕山山脉一带，该地区铁矿石属前震旦纪鞍山式沉积变质矿床 铁矿物主要是磁铁矿，有少量赤铁矿、褐铁矿， 黄铁矿。

脉石矿物主要是石英，有少量的角闲石、绿泥石和方解石等。

矿石主要为条带状构造，少量为隐条带状和块状构造， 矿物呈中、细粒镶嵌变晶结构和交代结构等。

矿石中铁矿物的平均嵌布粒度为0.0344～0.071mm，石英平均嵌布粒度为0.050～O.108mm，矿石属粗细不均匀嵌布的贫磁铁矿石。

沉积变质铁矿床的形成与海底火山喷发一沉积作用密切相关。

由于海底火山喷发活动，使海水中铁和硅浓度增加，在稳定的物理化学环境中，铁和硅发生沉淀，形成铁质碧玉岩。

由于金具有亲铁性和亲硅性，在形成铁质碧玉岩时，金、铁、硅等成矿元素同时结晶析出，并会迁移，聚集而形成矿源层。

后经区域变质和混合岩化作用，使金由高变质带的麻粒岩相带和混合岩化变质岩相带向低变质带从角闪岩相带和绿片岩相带迁移，相对富集形成含金矿床。

尽管大多数的金被迁移，但在高变质带的麻粒岩和混合岩中也会有少量金存在。

沉积变质铁矿床中即使有金， 品位也很低，因此，长期以来未能引起人们足够的重视国内尚未见到这方面的报道。

为此，我们针对河北某地区大小十余个磁选厂尾矿进行了考察，结果发现确有金存在，表l列出其中4个矿点尾矿镜下观察结果。

                 表1 四个矿山尾矿镜下观察结果

矿点         金的形态             金的粒度（mm）  

                   单体金                  0.03

       Ⅰ      金-绿泥石连生体             0.015

             金-绿泥石连生体             0.005

       Ⅱ           单体金                 0.02

       Ⅲ           单体金                 0.03

                    单体金                 0.07

       Ⅳ           单体金                 0.015

                   单体金                 0.02

l 尾矿性质研究

1.1 取样

在调查的基础上，试样取自河北某磁选厂一段磁选尾矿， 重量为300kg。

1.2 试样筛分和化学分析

试样经烘干，缩分出筛分分析和化学分析及试验的矿样。

试验筛分分析和化学分析的结果见表2。

由表2可见，尾矿粒度较粗，一74μm占32.88％ 试样含金0．388g／t，主要分布在一0.17+0.053mm和一0.019+0．010mm两个粒级中，产率分别为31．04 和3．03%，相应分布率为73．92％和10．92％。

 表2 试样筛分分析和化学分析结果

     粒度          产率         金品位         分布率

     （mm）         （%）       （g/t）      个别   累积

+0.355           11.14         0.09        2.53   2.53

  -0.355+0.170       35.48         0.09        8.04   10.57

  -0.170+0.102       11.54         0.35        10.40  20.97

  -0.102+0.074        8.95         1.93        44.52  65.49

  -0.074+0.053       10.54         0.70        19.00  84.49

  -0.053+0.037        6.42         0.09         1.46  85.95

  -0.037+0.019        7.84         0.09         1.78  87.73   

  -0.019+0.010        3.03         1.40        10.92  98.65

  -0.010+0.0          5.05         0.11         1.35 100.0

     合   计        100.0       0.388        100

1.3   试样显微镜考察

      为了查明金在尾矿中的存在状态，为回收提供可靠的依据，对试样进行了镜下鉴定，用一74μm筛子筛成筛上和筛下两个级别分别鉴定，鉴定结果见表3

               表3   试样粒级鉴定结果

    粒级     单体金粒                         连生体

                              连生体矿物  连生体粒度 金粒度   

                            金-绿泥石    0.08       0.015

   +0.074    0.025×0.015          金-绿泥石    0.05       0.020

                            金-绿泥石    0.035      0.01

   -0.074        0.025             金-绿泥石    0.035      0.01

       由表3可见，尾矿中的金呈单体和连生体存在，粒度从0．01～0.07mm不等。

在+74μm粒级的两个样片中发现3粒金，在一74μm粒级的两个样片中发现2粒金。

2  回收金的初步探讨

   由于金具有密度大，可浮性好，又可与许多物质生成可溶性络合物等特点，因此，重选法、浮选法、氰化法、混汞法都是回收金的主要手段。

由于尾矿中金的含量太低，直接氰化，在经济上极不经济，浮选法成本也较高，故本研究采用重选法富集尾矿中的金。

2.1 摇床试验

    尾矿直接入摇床选别，摇床为实验室型6-S摇床，规格600×400-1000mm，冲程12mm，冲次300r/min，床面横向坡度2.5°，冲洗水量2m?

/t，试样3kg，2分钟给完。

摇床分选结果见表4。

 表4   尾矿用摇床选别结果

  产品名称    产率（%）  金品位（g/t）    回收率（%）

 摇床精矿Ⅰ    0.61       15.31            19.10

 摇床精矿Ⅱ    7.72        0.99            15.60

 摇床精矿Ⅰ   32.82        0.43            29.20

 摇床精矿Ⅱ   21.16        0.30            12.98

   尾 矿      37.61        0.30            23.12

   合 计      100.0       0.488            100.0       

由表4可见，尾矿直接用摇床选别，可获得含金15.3lg/t和回收率为19.10%的精矿，如将摇床精矿I和精矿Ⅱ合并,精矿品位为2.04g/t,回收率为34.70％。

2.1 螺旋溜槽试验

    将尾矿磨5分钟和不磨分别用螺旋溜槽选别，螺旋溜槽的规格为Φ400mm，砂泵给矿，矿浓度为25％，试样量12kg。

螺旋溜

槽试验结果见表5。

由表5可知，尾矿经螺旋溜槽一段选别，可获得金品位lg/t以上,产率9%,回收率24％的指标 尾矿经磨矿后入选比不磨效果好，精矿品位提高O.5g／t，回收率提高7%。

        表5   螺旋溜槽实验结果

   磨矿时间     产品名称     产 率      金品位      回收率    

     Min                     （%）      （g/t）      （%）

                  精矿       8.92         1.13      23.85

                  中矿      43.58         0.34      35.06

      0           尾矿      32.18         0.34      25.89

                  边尾      15.32         0.42      15.20

                  合计     100.0          0.423    100.0

                  精矿       9.72         1.65      30.84

                  中矿      41.54         0.42      33.42

      5           尾矿      22.17         0.34      14.84

                  边尾      25.95         0.42      20.90

                  合计     100.0          0.52     100.0

2.3 离心选矿机试验

将尾矿磨lOmin和30min分别用离心选矿机选别，离心选矿机的规格为Φ400mm×280mm,转速3O0r/min,绐矿浓度25%，试样量lKg,选别时加适量的淋洗水。

离心选矿机选别试验结果见表6。

        表6  离心选矿机试验结果

  磨矿时间    产品名称     产 率      金品位      回收率    

Min                    （%）      （g/t）      （%）

            精矿       23.05       1.15        53.70

10          尾矿       76.95       0.31        46.30

                合计      100.0        0.49       100.0

            精矿       21.80       1.34        53.70

30          尾矿       78.20       0.30        46.30

                合计      100.0        0.52       100.0

由表6可见，甩离心选矿机可将尾矿富集到金品位大于lg/t，产率20%,回收率5O%以上。

随磨矿细度增加,金品位和回收率有所增加。

2.4 铺毯溜槽试验

    铺毯溜槽试验在选矿厂进行，采用单一坡度溜槽，槽宽500mm,长8000mm,不设挡板，铺以纯毛毛毯。

铺毯溜槽起毯时间分别为1、2、4、8、16h,金品位（g/t）分别为4.94、9.10、13.69、26.O0、38.83，随着起毯时间延长，精矿品位提高，到16h精矿品位高达38．83g/t，但时间间隔越长，产率越低回收率也低，为提高回收率应缩短起毯时间。

上述试验结果表明，用铺毯溜槽和摇床直接富集尾矿中的金，可以获得品位较高的精矿，铺毯溜槽回收率低，劳动强度大， 而摇床单位占地面积大处理能力低，适宜作精选设备。

螺旋溜槽和离心选矿机也均可富集金，但用离心选矿机需要磨矿，经济上不合算，故本试验确定采用螺旋溜槽作粗选设备，得到的粗精矿用摇床精选。

3 试验流程

   由于磁选厂尾矿量大，金品位低，价值也低，不能用太复杂的流程和设备，采用的工艺越简单越好，故本流程用螺旋溜槽作粗选，不用磨矿可预先丢弃大量尾矿，使金得到初步富集，所得粗精矿用摇床精选，即可获得金精矿。

3.1 螺旋溜槽粗选

   尾矿不磨矿直接用螺旋溜槽选别，试样量12kg，由砂泵绐矿，变化给矿浓度。

螺旋溜槽粗选试验结果见表7。

         表7  给矿浓度螺旋溜槽粗选结果

 给矿浓度    产品名称     产 率      金品位      回收率    

 （% ）                   （%）      （g/t）      （%）

               精矿        11.34       1.39       33.90

               中矿        53.68       0.43       49.60

   20          尾矿        21.52       0.22       10.17

               边尾        13.46       0.22        6.33

               合计       100.0        0.465      100.0

               精矿        12.50       1.35       46.83

               中矿        51.99       0.22       31.74

   25          尾矿        20.04       0.22       12.23

               边尾        15.07       0.22        9.20

               合计       100.0        0.36      100.0

               精矿        14.09       1.28       45.12

               中矿        54.48       0.22       29.99

   30          尾矿        16.98       0.22        9.35

               边尾        14.45       0.43       15.54

               合计       100.0        0.40      100.0

               精矿        14.45       0.77       32.70

               中矿        57.00       0.38       63.66

   35          尾矿        16.14       0.23        1.09

               边尾        14.41       0.27        2.55

               合计       100.0        0.34      100.0

               精矿        15.17       0.57       32.12

               中矿        55.60       0.23       47.33

   40          尾矿        16.72       0.19       11.26

               边尾        12.51       0.19        8.79

               合计       100.0        0.27      100.0

    由表7可见，给矿浓度25%～3O%选别指标最好，产率为12.5%～14.1% ，精矿品位10.35～1.28g/t。

3.2 摇床精选

    根据螺旋溜槽浓度试验结果，确定绐矿浓度25％，其它条件不变，用螺旋溜槽生产3kg矿样入摇床选别。

摇床的工艺条件为，

冲程12mm，冲次31Or/min，给矿浓度25％，横向坡度2.5°，为使分选的更精确，截取5个产品。

摇床精选试验结果见表8。

                         摇床产品镜下鉴定结果见表9。

           表8   摇床精选实验结果

  产品名称     产率（%）  金品位（g/t）   回收率（%）

   精矿Ⅰ        2.80       15.03            47.12

   精矿Ⅱ       14.10        2.18