含铁矿物

含铁矿物（精选6篇）

含铁矿物 篇1

1 实验部分

1.1 主要仪器和工作条件。

ICAP 6300Radical光谱仪 (美国热电) ;仪器工作参数:RF功率, 1150W;辅助气流量, 0.5L/min, 雾化器气体流量, 0.7L/min;蠕动泵泵速, 50r/min。

在本实验中, 钾分析谱线和级次:采用766.490nm, 级次44。钠分析谱线和级次:采用588.995nm, 级次57。铅分析谱线和级次:采用220.350nm, 级次453。锌分析谱线和级次:采用202.458nm, 级次467。

1.2 主要试剂。

硝酸;盐酸;氢氟酸和高氯酸 (均为优级纯) 。钾标准溶液1000μg/m L;钠标准溶液1000μg/m L;铅标准溶液1000μg/m L;锌标准溶液1000μg/m L;三级去离子水和高纯氩气 (含量大于99.99%) 。

1.3 实验方法。

分别从钾、钠、铅、锌标准溶液1000μg/m L中吸取10m L于同一100m L的容量瓶中, 定容, 得到100μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液;再从此混合标准溶液中吸取20m L于100m L的容量瓶中, 定容, 得到20μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液;同样的依次分别得到2μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液和0.2μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液。这时就得到如表1中所示的标准溶液系列, 按照实验方法操作并绘制工作曲线。

2 结果与讨论

2.1 测定介质及酸度。

试验表明, 加入硝盐混酸 (1+3) 测定结果稳定而准确, 本文选择10m L盐酸 (1+1) 混合酸控制酸度。

2.2 干扰试验。

试验表明, 铁基对K766.490、Na588.995、Pb220.353、Zn202.548和Zn206.200分析线无明显影响, 本文中不用任何基体。

2.3 溶解试样的酸种类对结果的影响。

试验结果表明, 用硝酸或稀硝酸等单酸溶解样品均会使实验结果偏低, 而混合酸的氧化能力比单一硝酸强, 试样溶解效果好, 钾、钠、铅、锌的测定结果稳定。本文选择10m L硝酸-盐酸 (1+3) 混合酸作为溶样酸。

2.4 钾、钠、铅、锌的测定准确度试验。

按样品分析方法对GSB03-2036-2006和GSB03-2038-2006两标样中的钾、钠、铅、锌进行测定, 得到钾、钠、铅、锌的质量分数的测定值与认定值一致。

2.5 校准曲线。

分别从钾、钠、铅、锌标准溶液1000μg/m L中吸取10m L于同一100m L的容量瓶中, 定容, 得到100μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液;再从此混合标准溶液中吸取20m L于100m L的容量瓶中, 定容, 得到20μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液;同样的依次分别得到2μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液和0.2μg/m L的钾、钠、铅、锌混合标准溶液。

以净强度为Y轴, 钾、钠、铅、锌的含量为X轴进行线性回归和计算相关系数, 结果见图1、图2、图3和图4。由图1可见采用K766.490nm (44) 作为分析线时线性回归方程为I=1120.4ρ+72.101, 线性相关系数大于0.999。由图2可见采用、Na588.995nm (57) 作为分析线时线性回归方程为I=8147.3ρ+395.68, 线性相关系数大于0.999。由图3可见采用Pb220.353nm (453) 作为分析线时线性回归方程为I=11.799ρ+0.106, 线性相关系数大于0.999。、由图4可见采用Zn202.548nm (467) 作为分析线时线性回归方程为I=47004ρ+0.9119, 线性相关系数大于0.999。

3 样品分析

样品经105℃烘干, 冷却, 准确称取0.2000g样品于250m L聚四氟乙烯烧杯中, 并同时做空白试验, 先加入少许水润湿试料, 然后加入10m L硝酸-盐酸 (1+3) 混合酸, 5m L氢氟酸, 低温加热溶解, 缓慢加热至近干, 加入5m L高氯酸, 加热至冒白烟以驱尽过剩的氢氟酸, 至剩余体积约1m L, 取下, 稍冷, 加入10m L盐酸 (1+1) , 温热溶解盐类。取下, 冷却, 移入100m L容量瓶中, 以水稀释至刻度, 摇匀。干过滤。

参考文献

[1]李龙, 高晓阳, 陈艾亭等.微波消解-电感耦合等离子体质谱法测定麻黄中的铜、锰、锌、[J].质谱学报, 2013, 34 (3) :157-162.

[2]王琳琳, 林立, 陈玉红.ICP-MS法直接进样分析食用油中的铅、砷、镉、铬、铜等元素[J].环境化学, 2011, 30 (2) :571-573.

[3]崔燕玲.ICP-ASE法快速测定特优铝矾土[J].耐火材料, 2009, 43 (4) :312-313.

含铁矿物 篇2

1矿石性质

现场采取的试验用原矿样, 经粗碎、中碎、细碎、 筛分、混匀和缩分的制备流程, 制得的-3mm试样, 其矿物组成分析见表1, 化学组成分析见表2。

研究结果表明: 原矿全铁含量为33. 21% , 且主要以三价铁的形式存在, 少量以二价铁的形式存在; 铜元素的含量为0. 42% , 硫元素的含量为2. 60% , 有害磷元素的含量小于0. 10% 。铁矿物以镜铁矿为主, 并含少量的黄铁矿, 及微量的褐铁矿; 铜矿物主要为黄铜矿, 微量的次生矿物铜蓝; 脉石矿物主要为石英、绿泥石、长石 ( 钾长石和钠长石) 和绢云母, 其次为少量的方解石。原矿中镜铁矿与石英的镶嵌关系复杂, 石英存在于在镜铁矿片间或解理缝内, 一般为零点几微米至几十微米之间; 石英颗粒中包含有大量的片状、条状及脉状的镜铁矿, 镜铁矿片径 ( 脉宽) 一般为几微米至几百微米。由此可见, 镜铁矿与石英石等脉石矿物间的复杂嵌镶关系将给镜铁矿与脉石矿物的有效分离造成极大的难度。

2试验方案

对铜的浮选, 黄药类、硫氮类、硫氨脂类 ( Z- 200) 均是黄铜矿的有效捕收剂, 而组合用药可大幅度的提高捕收剂的捕收性能。石灰高碱工艺则是铜硫分离应用最为广泛的工艺, 而腐植酸钠的添加, 在铜硫分离时可有效的减少石灰的用量［2－3］。在镜铁矿的选别方面, 通常是使用弱磁-强磁联合的流程, 可以取得较为理想的分选指标［4－6］。为了保证铜精矿的品位与回收率, 试验拟采用先浮选铜后磁选铁的方案。

2. 1铜矿的浮选

对于铜的浮选, 试验探索了优先浮选铜和铜硫混合浮选再分离的两种技术方案。两个方案的磨矿细度均为-0. 074mm80% , 其中, 优先浮选工艺流程, 采用水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂, 组合药剂石灰和腐植酸钠 ( CTP) 作为黄铁矿的抑制剂, Z-200作为铜矿物的捕收剂, 浮选流程为一粗、三精、两扫。 铜硫混合浮选再分离工艺流程, 采用Na2CO3和水玻璃作为调整剂, 丁黄药为捕收剂, 2#油为起泡剂, 经一次混粗、两次混扫流程, 得到铜硫混合精矿, 混合精矿采用石灰和CTP组合抑制剂抑制黄铁矿, 丁黄药为捕收剂, 2#油为起泡剂, 经一粗、二精、二扫流程, 达到铜硫分离的目的。两个技术方案的闭路试验结果见表3。

由表3可知, 铜优先浮选工艺, 获得铜精矿的品位为20. 43% , 铜回收率为91. 45% ; 铜硫混合浮选再分离方案, 获得的铜精矿品位为19. 98% , 铜回收率为85. 96% 。由此可见, 由于原矿中黄铁矿经捕收剂作用后, 可浮性较好, 采用石灰和CTP组合抑制剂也难于获得铜硫的有效分离, 因此, 对铜的浮选而言, 应采用优先浮选的技术方案。

将优先浮选尾矿分成4个不同的粒级, 并分别进行镜铁矿的单体解离分析 ( 见表4) 。分析结果表明, 浮选尾矿中镜铁矿在不同粒级中的解离情况不一样, 存在两极分化的现象, 大于0. 074mm粒级和小于0. 038mm粒级中的解离度相对较高, 平均解离度可达到70% 以上, 因此, 对优先浮铜尾矿进行磁选分离镜铁矿, 有可能实现提前抛尾。

2. 2优浮尾矿脱硫

从表3可知, 铜优先浮选方案尽管获得的铜精矿品位和回收率均较高, 但是优先浮选尾矿中硫的含量达到了2. 13% , 这可能会影响后续镜铁矿磁选精矿的含硫量。为此, 针对优浮尾矿, 试验考察了浮选脱硫和磁选脱硫 ( 硅) 的试验。浮选法脱硫采用Cu SO4作为黄铁矿的活化剂, 丁基黄药作为捕收剂, 2#油作为起泡剂, 试验结果见表5。

将优浮尾矿不经浮选脱硫, 直接进行一次磁粗选, 不但可以提高铁品位, 而且还可脱掉非磁性的硫 ( 硅) , 在给矿浓度为30% 时, 使用ZH560组合式磁选机 ( 上盘磁场强度为146k A/m; 中盘磁场强度为817k A / m; 下盘磁场强度为1, 205k A / m) 进行一次磁粗选抛尾, 试验结果见表6。

对比表5和表6中的试验结果表明, 优浮尾矿进行一次磁粗选, 不但可以去除大量的含硅脉石矿物, 提高粗精矿铁品位 ( 说明浮选尾矿在80% -0. 074mm细度下, 可实现磁选提前抛尾, 见表4) , 而且其脱硫效果与浮选法脱硫基本相当。因此, 磁选可以起到脱硫的作用, 没有必要再对尾矿再进行单独的浮选脱硫。

2. 3镜铁矿的分选

采用ZH560组合式磁选机, 磁选流程见图1。 通过条件试验, 确定合适的分选条件为: 给矿浓度为30% , 冲洗水压为0. 15MPa, 上盘磁场强度为146k A / m; 中盘磁场强度为817k A / m; 下盘磁场强度为1, 205k A/m。试验结果见表7。

表7的试验结果表明, 铜优浮尾矿通过一次磁粗选、一次磁精选流程, 最终获得镜铁矿精矿的铁品位 ( K1+K2) 为56. 89% , 铁作业回收率 ( K1+K2) 为83. 80% , 硫的品位为0. 51% 。镜铁矿精矿的铁品位仍然低于60% , 且硫的品位大于0. 5% , 参考表3中的分析结果, 认为影响镜铁矿精矿品位和硫含量的原因, 可能是部分镜铁矿与含硅脉石矿物及黄铁矿之间存在连生关系, 从而导致含硅脉石和少量黄铁矿进入磁选精矿中。

2. 4磁精矿再磨再选

对一次磁粗选的精矿, 分别再磨至-0. 038mm 82% ( 条件A) 和-0. 038mm100% ( 条件B) 后, 再进行磁精选, 试验流程及条件见图2, 试验结果见表8。

表8中的试验结果表明, 对磁选粗精矿再磨后, 可以使磁精选的精矿品位增加。其中, 条件A获得的精矿综合铁品位 ( K1+K2) 为57. 55% , 作业回收率为81. 19% , 总回收率为80. 05% ; 条件B获得的铁精矿综合铁品位 ( K1+K2) 为58. 35% , 作业回收率为77. 80% , 总回收率为76. 72% 。说明随着再磨细度的增加, 镜铁矿的单体解离度增大, 磁选的分选效率略有提高, 但硫的品位仍未降低。试验结果表明, 尽管粗精矿再磨细度达到100% -0. 038mm, 得到的镜铁矿精矿的铁品位仍低于60% ( K1+K2) , 为此, 对条件B所获得的精矿进行了镜铁矿的单体解离分析, 结果见表9。

表9结果表明, 尽管再磨细度达到了-0. 038mm 100% , 但K1、K2和K3产品中镜铁矿的单体解离度均不高 ( 低于70% ) , 说明, 精矿中仍存在大量粒度小于0. 038mm的连生体, 可见镜铁矿与脉石矿物间的极细粒连生体是导致铁精矿品位难于提高的主要原因。此外, 粗精矿中部分已单体解离的镜铁矿, 由于过磨导致磁选的捕收效率降低而损失在尾矿中, 主要为2 ~ 20μm的单体镜铁矿, 导致铁回收率显著降低及尾矿中镜铁矿单体解离度高于精矿。

2. 5闭路试验

在开路试验的基础上, 最终采用一粗、三精、两扫的优先浮铜的流程, 一粗、再磨、一精的磁选流程进行闭路试验, 试验结果见表10。

3结论

( 1) 工艺矿物学研究表明, 原矿中镜铁矿与石英的镶嵌关系复杂, 石英存在于在镜铁矿片间或解理缝内, 一般为零点几微米至几十微米之间; 石英颗粒中包含有大量的片状、条状及脉状的镜铁矿, 镜铁矿片径 ( 脉宽) 一般为几微米至几百微米, 这给镜铁矿与石英的分选带来了不利影响。

( 2) 采用先浮选铜后磁选铁的流程, 浮选采用的是一粗、三精、两扫的优先浮铜的流程, 磁选采用的是一粗、再磨、一精的流程。最终获得的铜精矿品位为20. 43% , 铜回收率为91. 45% ; 铁精矿的品位为58. 35% , 铁回收率为76. 72% 。

( 3) 由于部分镜铁矿与含硅脉石矿物及黄铁矿之间存在连生关系, 导致含硅脉石和少量黄铁矿进入磁选精矿中, 因此, 铁精矿产品中镜铁矿的解离度仅为67% 。细粒连生体的存在, 是影响镜铁矿精矿品位和硫含量的主要原因。

参考文献

[1]张久铭, 王贵成, 何亚丽.我国铁矿资源的秉赋特征与可持续开发利用研究[J], 中国矿业, 2007 (7) :36-39.

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[3]I·D·桑托斯.在铁矿石反浮选中应用腐植酸作为赤铁矿的抑制剂[J], 国外金属矿选矿, 2008 (1) :13-16.

[4]曹卫国.新疆某镜铁矿选矿试验研究[J], 矿冶工程, 2001 (1) :39-42.

[5]郭秀平, 全文欣, 张志强.某共生镜铁矿的反浮选试验研究[J], 金属矿山, 2004 (2) :32-34.

含铁矿物 篇3

1 国内外钢渣含铁矿物分选技术现状

1.1 重力分选技术

近年,攀钢集团钢城企业总公司[4]采用球磨-重选工艺,对筛分-磁选大块钢渣铁剩余的废渣进行二次深加工,平均由2.12 t粉铁可加工出1 t还原铁粉,实现了含铁矿物回收。昆明理工大学童雄、叶国华等[5]在对攀钢、承钢等企业产出的含钒钢渣提钒工艺研究的基础上,采用重选预处理工艺对轻质钙、部分有害杂质和含铁矿矿物成分进行脱除,有利于后序钒的萃取、富集。济南鲍德炉料有限公司赵爱新等[6]对钢渣微粉除铁技术的研究中克服以水为介质的螺旋溜槽、摇床等传统重力分选工艺,首次采用风力重选工艺对金属铁与废渣实现分离,实现粗粉富铁、细粉金属铁含量<2%,为解决钢渣微粉含铁矿物中单质铁的回收提供全新思路。

20世纪70年代,国外钢渣累积量剧增,有必要采用选矿技术对其含铁矿物进行分选。随着重选设备的出现及不断更新,重选回收钢渣铁矿物成为首选工艺。1997年,Mashavare和Guest首先采用风力跳汰机回收铁[7],但只能针对较粗粒级矿物(-25+6mm);随后,巴塔克跳汰机[8]被应用于矿物分选,处理粒度可控制在-6+1 mm;Sripriya等[9]处理废渣富集铁矿品位在49.21%,尾渣含铁量<9%;美国空气研究所的Rehmat、Mensingeer等[10]利用空气重介流化床分选回收含铁矿物,精矿回收率仅为20%~30%;2011年,印度Bamnipal地区FAP厂及印度塔塔钢铁公司通过磨矿-重力跳汰(粗颗粒)-细粒台浮-尾矿再处理技术可得铁精矿品位58%左右[11]。

重选回收钢渣含铁矿物技术,因重选设备的早起兴起而被推广应用,但从处理结果看分选精度不稳定、解决细粒级物料耗材、耗时而应用受限、并未大范围推广。

1.2 浮游分选技术

我国马鞍山钢铁股份有限公司惠志刚等[12]将转炉钢渣磁选过后的尾渣进行浮选试验研究,证实硅酸盐含铁矿物在碱性条件下用MD系列捕收剂可取得较好的浮选效果,实现钢渣的“分步分离”资源化利用。赵国、陆雷等[13]通过改性方法激活钢渣可浮性实现矿物分离。中南大学开发的“磨矿-反浮选-精矿脱水”工艺[14]回收宁乡式鲕状高磷赤铁矿流程,对于性质相似的钢渣有异曲同工之妙,并被任建伟、陈荩、张一敏等人进行类似浮选选铁试验研究,其反浮选精矿品位在70%左右[15]。

国外早在1962年,Montes-Sotomayor S.,Houot R等[16]已有关于钢渣、贫铁矿等分选技术的报道,但仅局限于硅酸盐类矿物的分选。美国Humboldt、Republic、Merril and Pennington矿于20世纪70~80年代开始浮选铁矿的工业应用,但钢渣回收铁技术并未研究[17]。将浮选技术拓宽于钢渣等固废回收铁处理技术始于克利夫兰钢铁公司,近期相继被其他技术团队推广,经历了三个阶段历程[18]:(1)阴离子浮选活性二氧化硅;(2)阳离子浮选活性二氧化硅;(3)选择性絮凝除铁技术;但各阶段研究结果显示:浮选精矿品位距工业用Fe>66%、Si O2<2%有一定差距。B.Das、S.Prakash等人浮选钢渣试验结果表明,随着药剂浓度的增加,铁品位在浮选精矿品位60%和浮选尾矿品位7%间对等分布。

浮选回收钢渣含铁矿物虽精矿品位较重选提高8个百分点左右,但因药剂成本高、磨矿控制粒度功耗大、无法满足大颗粒铁矿的分选等技术缺陷,目前并无真正的工业推广实例,仅限于实验室研究。

1.3 磁力分选技术

国内,95%以上钢企都采用磁选工艺回收钢渣含铁矿物。宝钢自主研发BSSF滚筒渣处理技术,即钢渣热焖-磁选-废渣替代水泥[19]。鞍钢本部钢轧热焖车间采用热泼钢渣处理-磁选工艺[20]。武钢、本钢、包钢采用机械破碎/水淬法-磁选工艺回收钢渣含铁矿物,钢铁渣年处理量达450万t,回收铁80万t以上[21]。唐钢提出以“单选单磨单破”为核心的钢渣回收铁处理工艺[22]。

总结各大钢企对钢渣处理通常采用简易焖渣或热泼法,工艺路线采用简易焖渣或热泼-喷水冷却-破碎/筛分-磁选,虽工艺简单,但因铁的高含量赋存而易结块、后序处理工作难度较大;同时,其环境污染严重、占地面积大、劳动条件差,且运行成本较高。为了高效回收钢渣铁,不少科研所及高校学者都开始磁选技术攻关。

西安建筑科技大学张朝晖等[23]以临钢转炉钢渣为原料,对钢渣工艺矿物学研究的基础上,提出可直接回收的金属矿物主要有金属铁、磁铁矿、赤、褐铁矿;河南理工大学张义顺等[24]提出在利用钢渣做双液注浆材料性能研究前,对钢渣干式磁选回收含铁矿物,其最佳粒度控制在0.3 mm左右。西安建筑科技大学李兆锋[25]以龙门钢铁公司排出的水焖钢渣进行了含铁物质研究,确定了未经磨矿不同粒级钢渣的磁选试验及在最佳磨矿细度条件下钢渣磁选试验方案,结果显示:当铁品位、回收率达到50%以上时,所对应的细度范围为60%~80%。

东北大学李星、冯海东等[26]对转炉钢渣进行磨矿磁选实验,探讨了磨矿粒度与时间关系,在给定磨矿粒度下分别进行了弱磁/强磁选实验。研究结果表明:转炉钢渣硬度大、难磨,弱磁选得到铁精矿品位与原渣铁相比大幅度提高,转炉原渣磁选后的铁精矿品位为54.05%;2011年,采用磁选提铁的方法[27]探讨了钢渣中含铁物相的分离特征以及转炉原渣物的物相组成,对比了分离出的精矿、尾矿微观结构和成分的变化规律、磁选分离矿物的组成特征。

贵州大学李世桓、吴复忠等[28]研究了钢渣可磨性、磁选除铁及两者的交互性影响。研究表明:在细磨时间>3 h,钢渣粒度分布的峰值在100~120μm,铁含量越小,钢渣可磨性越好。钢渣的细磨次数愈多,磁选提铁越彻底;经过3次磨碎以后,可得到含铁量为45%以上的样品,钢渣中的铁含量下降8.89%。

安徽工业大学曾晶、李辽沙、苏世怀等[29]试验分析了试验用磁铁的磁场强度分布对滚筒渣的磁选效果。洛阳大华重型机械有限公司的宋喜民[30]对湿法、干法条件下钢渣高效综合回收利用工艺及成套设备进行了研究。华南科技大学Tongsheng Zhang,Qijun Yu[31]对不同粒度下矿物特性进行研究,改变传统钢厂处理工艺,其精矿品位、回收率较现有工艺提高5~10个百分点。

中国京冶工程技术有限公司范永平、王申等[32]对钢渣中磁性矿物的赋存特性对磁选效果的影响研究表明:钢渣在干式磁选过程中,包裹有微细粒的金属铁或与金属铁连生的浮氏体以及具有一定磁性的铁酸盐容易进入磁性分离物中,这些物质自身铁品位较低,从而造成了磁性分离物中铁品位的降低。

北京科技大学的Huifen Yang等[33]提出采用褐煤还原焙烧钢渣以实现弱磁性矿物转变为强磁性矿物并通过弱磁选方式高效回收,在还原温度1200℃、焙烧时间1 h、粒径98%<30μm,全铁回收率达83.88%。

国外有关磁选技术回收钢渣含铁矿物也有大量报道。中东科技大学等[34]提出高炉配套磁选技术处理-10 mm磁性单元颗粒方法。等[35]利用筒式磁选机从滚筒转速、滚筒半径、厚度及磁场强度分别研究钢渣湿式磁选效果,结果显示存在较佳分选参数以及较佳分选粒度。Yong-Soo Jeong、Shen、Forsberg、H.Alanyall等[36]对钢渣赋含的磷、铁、锰的脱除进行研究,其中对铁采用湿式弱磁选技术。

Huang、Wang[37]于2001年提出采用粒度分级-匹配磁电选工艺回收钢渣铁。Schmelzer[38]报道的磁选回收废渣铁技术流程,回收磁性物含量占33.5%,磁性铁占50%~55%,经进一步的磨矿、筛分,其铁占有量可达80%;Roy Choudhury采用磁选-重选-浮选联合流程,结果显示磁选后其磁性铁回收率为58.21%、经后序处理其精矿回收率达78%。

可以看出,针对铁的高效回收,各高校及科研所开展的磁选技术主要包括大块干式磁选技术、湿法阶段磨矿-湿法阶段磁选技术、湿法全粒级磁选技术、细粒级浮选技术、重力分选技术等。湿法、电磁分选耗电、耗水,干式永磁磁选技术因工艺简单、无需干燥、节能等优势备受青睐,但因现行磁选设备的限制导致矿物分选精度不高、回收率低,同时对于钢渣铁回收多为大块磁选,细粒级分选存在困难。日本东京大学有关学者提出磁选细粒钢渣选铁技术将成为今后发展趋势,包括:重视磁选回收铁行为及基础理论研究、改进和探讨新的处理工艺和技术装备。因此,对细粒钢渣中Fe资源的高效再回收利用技术的研究势在必行。

1.4 钢渣磁选颗粒物质力学理论

颗粒物质力学中的球形颗粒接触力学有一套完整的力学体系,对于钢渣磁选过程中颗粒群的受力状态及运动轨迹的解析起到有意效果!做出贡献的突出学者包括国内的徐泳、孙其诚,赵亚溥等[39,40,41],国外的Yan S、Kafui D、Chou S.S、Ting T及S.Lee[42,43,44,45,46]等。综合他们的研究成果,其理论体系大致可分为无黏连球形颗粒接触力和黏连球形颗粒接触力。考虑求解过程的复杂,对球形颗粒接触模型又有了更为简化的分类,即:硬球模型和软球模型。Kawagi K、J.E.Andrade、Bodrova A等[47,48,49]对软球模型理论不断完善,对高效数值方法不断改进,并给出了颗粒接触力理论。

在模型简化理论发展的同时,基于力链的颗粒体系接触物质力学也逐渐被广大学者青睐。颗粒群中力链的形成方式迥异,基于严格颗粒接触理论的离散元方法能够分析三维颗粒物质中接触力和力链的分析,得到内部详细信息,在颗粒物质力学的研究中具有举足轻重的地位。

孙其诚等人基于前人研究成果提出多颗粒系统多尺度力学研究框架[50],即:微尺度的颗粒单体、细观尺度的力链和宏观尺度的颗粒体系。微观尺度主要取决于颗粒材料内禀性能参数,细观尺度则基于微观尺度的接触力构成力链,并在宏观尺度控制参数下演变;细观力链抵抗外荷载而动态演化决定了宏观尺度的摩擦响应和流变关系等宏观物理规律。白以龙等[51]提出,对于力链网络,如何提出一个合理的标度参数来量化力链网络形态及其演化规律是一个很难的问题,要取得突破,需要解决两个关联:(1)颗粒与力链的关联;包括力链形态判据、力链稳定性与颗粒力学参数的关系等具体问题;(2)络与颗粒体系本构关系的关联;包括力链形态描述、网络演变规律量化等具体问题。

2 发展趋势分析

(1)解决钢渣堆积、回收含铁矿物技术多为湿式分选技术,造成分选工艺繁琐、处理成本增加,并未形成破碎-磨矿-分选全干分选工艺,与缺水地区及现场处理状况并不协调。

(2)现有干式磁选技术仅局限于大块钢渣分选,对于细粒钢渣并未进一步系统地深入研究。目前对于细粒钢渣处理应用较为广泛的是反浮选技术,但因成本及操作等限制因素并未大范围推广;磁选大块后的剩余钢渣铁多被丢弃。

(3)现有钢渣干式磁选设备大多为顺重力、单一分选,无法满足钢渣中不同磁性矿物成分的同台分选,分选矿物品位、回收率较低。

(4)关于干式磁选中强磁性矿物颗粒群动力学特性的计算分析、数值模拟理论欠缺。

鉴于钢渣堆积带来的危害以及磁选除铁-废渣再利用形势的迫切要求,结合现有钢渣处理工艺特点,人们意识到:传统干法磁选技术已不能满足细粒钢渣分选过程的“高效益、低能耗”的目标,为了实现钢渣中含铁矿物的高效分选,必须革新干式磁选技术,包括新型干式磁选设备的研发并探索适合细粒钢渣分选的新工艺;同时,应用现代科学理论以及多学科交叉的集成攻关来提高和发展传统理论和技术,突破矿物磁选理论瓶颈以提高细粒钢渣资源利用率,扩大我国铁矿石资源储备量。

3 结论

本文综述了国内外钢渣重选、浮选、磁选分选技术发展概况,提出:

(1)干式磁选技术在处理钢渣分选过程中较其他技术优势明显,但后期应着重开发细粒钢渣磁选工艺及技术装备,以解决细粒夹杂为目的。

(2)磁选技术实施过程中,微观力学特性的分析可有效指导工业实践。针对钢渣物性特点,以多尺度力学理论为核心框架体系,借鉴土木工程等领域颗粒压实分析手段,有望在钢渣理论分析领域注入新鲜血液。

摘要：本文综述了钢渣含铁矿物分选技术发展概况并进行了对比分析,笔者认为应加强磁选技术发展,尤其是细粒钢渣磁选装备、磁选工艺的完善。同时,提出以颗粒物质力学体系为核心研究磁选过程颗粒微观特性,可有效指导磁选实践。

含铁矿物 篇4

关键词：含碳酸盐磁铁矿,可磨度,解离度,反浮选

前言

鞍山地区铁矿石为贫铁矿石, 矿物成分比较简单, 主要为石英、磁铁矿、假像赤铁矿, 其次为镜铁矿、褐铁矿、绿泥石、菱铁矿、黄铁矿等等。矿石结构以自形~半自形粒状变晶结构为主, 另有交代假像结构、鳞片粒状变晶结构及碎裂结构等。矿石构造以条带状或条纹状构造为主, 另有块状构造及角砾状构造。

通过对矿石进行物相分析, 结合矿石矿物成分, 将矿石划分为含碳酸盐铁矿、含硅酸盐铁矿、高亚铁矿和半氧化矿四种矿石类型, 其中含碳酸盐铁矿石由于矿石中含有较高的菱铁矿, 矿石选别工艺流程的选择对精矿质量及金属回收率影响较大, 因此对含碳酸铁矿石可选性试验研究, 对选矿生产具有的一定的指导意义。

1 矿石性质

矿石试验样是由地表、探槽及钻孔样中含碳酸盐铁矿石的小样组合而成, 重量为100kg, 将试验样破碎至2~0mm, 对矿石做物相分析, 其结果见表1。

从物相分析结果看, 矿石中碳酸铁含量为5.45%, 硅酸铁含量为1.25%, 亚铁含量为12.30%, 磁性铁含量为16.50%, 矿石中磁性矿含量较高, 为含碳酸盐贫铁矿石。

2 矿石相对可磨度测定

将含碳酸盐铁矿石破碎至2mm以下, 做矿石的相对可磨度测定, 与矿山生产矿石相对可磨度进行比较, 磨矿时间与其相对应的-200目粒度含量关系结果见表2。

从矿石相对可磨度测定结果看, 含碳酸盐铁矿石磨矿的难易程度与矿山生产矿石相近。

3 矿物单体解离度测定

将含碳酸盐铁矿石, 分别磨成-200目含量为84%、96%的二种样品, 做产品粒度分析及铁矿物与脉石矿物单体解离度测定, 结果见表3、4。

矿物单体解离度测定结果表明:粒度-200目含量为84%时, 铁矿物单体解离度为79.26%, 脉石矿物单体解离度为70.98%;含量96%时, 铁矿物单体解离度为87.95%, 脉石矿物单体解离度为78.46%, 随着矿石粒度的变细, 铁矿物与脉石矿物单体解离度均逐渐增加, 粒度越细, 矿物单体解离度越高。

4 磁选管试验

矿石中磁性铁含量为16.50%, 属磁性铁矿物含量较高的碳酸盐铁矿石。选择磁场强度为96KA/m, 对矿石分别做了三种不同粒度的磁选管试验, 试验结果见表5。

三种粒度磁选管精矿品位分别为:61.57%、63.80%、65.12%, 随着粒度的变细, 精矿品位逐渐升高, 三种粒度的精矿产率均在25%左右, 但尾矿品位较高, 在20%~21%之间, 金属流失较大。可见, 含碳酸盐铁矿石经过磁选可获得部分合格精矿, 但尾矿品位较高, 金属流失严重。

5 磁选-粗精矿再磨磁选试验

因为本区含碳酸盐铁矿石中磁性铁矿物含量较高, 故选择磁选-粗精矿再磨磁选工艺流程做选矿试验, 将原矿磨至-200目84%粒度时, 采用实验室用Φ400×300mm弱磁场磁选机选别, 磁场强度为96KA/m, 磁选试验结果见表6。

原矿经过一段磁选, 精矿品位为61.272%, 产率28.74%, 尾矿品位为19.31%, 产率71.26%。将磁选粗精矿粒度83.01% (-200目) 磨至-200目90%, 再经一段磁选机选别, 磁选精矿品位达66.52%, 产率88.00%, 尾矿品位19.47%, 从两段磁选选别工艺数流程看, 精矿质量较好, 但产率较低, 金属流失较大。

6 弱磁-强磁-反浮选试验

通过磁选试验结果分析, 含碳酸盐铁矿采用单一磁选方法选别, 尾矿中金属流失较大, 为此对矿石做不同粒度的弱磁-强磁-反浮选试验。三种不同粒度弱磁-强磁选试验结果见表7。

从不同粒度的弱磁-强磁选试验结果看, 随着磨矿粒度的增加, 混磁精矿品位有所提高, 产率逐渐下降, 粒度含量在84%时, 混磁精矿品位最低, 只有38.91%, 产率75.90%, 这主要是由于粒度粗时, 铁矿物单体解离度相对较低, 部分连生矿物进入精矿当中, 使混磁精矿品位偏低, 三种粒度混磁精矿品位、产率分别为:38.91%、42.42%、42.71%和75.90%、67.22%、66.25%。对其做了浮选闭路试验, 结果见表8。

从闭路浮选试验结果看出, 碳酸盐铁矿石粒度磨至96% (-220目) 时, 浮选精矿品位为64.55%, 浮尾品位20.43%, 这主要是由于部分碳酸铁进入精矿中使精矿品位偏低, 进入尾矿中造成尾矿品位偏高, 因此原矿粒度含量96% (-220目) 时的弱磁-强磁-反浮选工艺流程是鞍山地区含碳酸盐铁矿石选矿工艺的最佳选择。

结语:

鞍山地区含碳酸盐铁矿石磁性铁含量较高, 从三种不同粒度矿物单体解离度测定结果看, 当-200目含量96%时, 铁矿物的单体解离度最高, 矿石经过弱磁-强磁-阴离子反浮选, 可获得品位64.55%, 产率33.46%的精矿, 金属回收率为68.85%, 尾矿品位14.69%, 对鞍山地区含碳酸盐铁矿石而言, 该选矿指标较理想。

参考文献

含铁矿物 篇5

关键词：水铁矿,砷矿物生成动力学,异化铁还原菌,还原分解

1 引言

自然界的水体中砷主要是以砷酸盐 (As5+) 和亚砷酸盐 (As3+) 的形式存在的。不同价态的砷的毒性差别甚大, 如三价砷的毒性比五价砷的毒性大将近60倍[1~3]。砷早已被证明是致癌物质, 导致皮肤癌和内部器官癌, 急性的砷中毒则会导致中枢神经出现问题、消化道和呼吸道病变, 甚至直接导致中毒死亡;慢性砷中毒也会引起神经系统发生紊乱、食欲减退、全身乏力、恶心及皮肤病变等[4~7]。

由于砷中毒情况日益严重, 所以早在1993年, 世界卫生组织 (WHO) 修订饮用水水质标准, 将地下水砷的最大允许浓度从50μg/L降到10μg/L, 中国在生活饮水国家卫生标准《二次供水设施卫生规范》 (B17051-1997) 中规定, 饮用水中砷含量必须小于10μg/L[8]。

水铁矿是一种弱结晶的铁氢氧化物, 颗粒尺寸小, 通常为2~6nm。水铁矿具有极大的比表面积和高表面活性, 可以通过吸附和共沉淀与地表水中的污染物质相互作用, 故可利用合成水铁矿来去除废水中的污染物质, 如砷。研究表明, 水铁矿对As (Ⅴ) 的去除率可以达到99.5%[9]。

水铁矿不稳定, 易于转化和分解并伴随As的释放, 其中微生物还原分解水铁矿是一种重要As释放机制。水铁矿还原分解除受到微生物种类、环境条件影响之外也受到自身特征的制约, 而其矿物学特征往往受其生成动力学的影响[10~14]。

本研究的目的为通过控制水铁矿生成速率, 合成不同粒径、结晶度的含As水铁矿, 探讨水铁矿在DIRB作用下还原分解和As释放的特征, 进而阐明水铁矿生成动力学对其微生物还原分解的制约。

2 材料与方法

2.1 含砷水铁矿的制备

含砷水铁矿的制备:在25℃恒定温度下使用电位滴定仪将氢氧化钠 (2.5mol/L) 加入到硝酸铁和As (Ⅴ) 的混合溶液 (初始pH=1.5) 中并且不断对溶液进行搅拌来进行水铁矿和As (Ⅴ) 的共淀实验。实验中所使用的铁标准贮备液含有0.5mol/L的硝酸铁和0.5mol/L的硝酸, 不同实验中的硝酸铁-As (Ⅴ) 混合溶液的初始体积均为100mL, 其中含有20mL的硝酸铁标准贮备液, 硝酸铁的浓度均为0.1mol/L, 调节As (Ⅴ) 的添加量使得混合溶液中的As/Fe比率分为0、0.001、0.01和0.1四个不同的水平, 剩余体积用去离子水补足。控制滴定终点为pH=7.0, 通过调节滴定速率来制备不同时间梯度 (0h、3h、5h、8h、10h) 的水铁矿-As (Ⅴ) 共沉淀样品。将滴定之后所得的混合溶液静置2h以达到吸附平衡, 之后使用离心机 (LXJ-Ⅱ) 在3000r/min下离心10min, 使用双道原子荧光光度计 (AFS-820) 测量上清液中的As (Ⅴ) 浓度。用去离子水将所得固体清洗3~5遍以洗尽其中的盐, 之后将样品置于冷冻干燥机中进行干燥, 使用XRD (D/Max-RB) 分析样品。所得的水铁矿-As (Ⅴ) 固体粉末在冰箱冷冻室中冷冻保存[15~17]。

如图1和图2所示是As/Fe=0时的水铁矿样品的XRD图谱, 从图中可以看到该样品无明显衍射峰, 说明其结晶程度低, 这与Schwert-mann和Cornell所认为的水铁矿为结晶程度低的无定形氧化物相符[18]。

2.2 DIRB还原分解水铁矿实验

DIRB的活化:称取NaCl 1g、MgCl20.02g、CaCl20.02g、KCl 0.6g、KH2PO40.2g、NH4Cl 0.25g、NaNO30.4g、CH3COONa 0.4g置于500L锥形瓶中, 加入200mL去离子水制成DIRB的培养基。待完全溶解之后用纱布、锡箔纸和牛皮纸封住瓶口置于消毒箱中在120℃下消毒30min[19]。之后将锥形瓶置于无菌操作台下用紫外线杀菌20min, 待溶液冷却至室温时, 移除20mL再加入20mL DIRB菌液置于35.5℃恒温培养箱中培养3~5d, 带溶液中出现浑浊现象时进行扩培实验。

DIRB的扩培:称取NaCl 2.5g、MgCl20.05g、CaCl20.05g、KCl 1.5g、KH2PO40.5g、NH4Cl 0.625g、NaNO31g、CH3COONa 1g置于500L锥形瓶中, 加入500mL去离子水待完全溶解之后用纱布、锡箔纸和牛皮纸封住瓶口置于消毒箱中在120℃下消毒30min。之后将锥形瓶置于无菌操作台下用紫外线杀菌20min, 待溶液冷却至室温时, 移除50mL再加入50mL DIRB活化实验所得的菌液置于35.5℃恒温培养箱中培养3~5d, 带溶液中出现浑浊现象时进行接种。

取前述实验所得的不同As/Fe比率和不同时间梯度的水铁矿-As (Ⅴ) 样品 (As/Fe=0、0.001、0.01、0.1;时间为0h、5h、10h) 各1g置于250mL盐水瓶中。取12个250mL盐水瓶, 用去离子水洗净烘干待用, 配置2000mL DIRB培养基, 往12个盐水瓶中各加入180mL培养基, 再各加入20mL扩培得到DIRB菌液, 封住瓶口置于35.5℃恒温培养箱中培养。每隔一定时间取其中2mL溶液离心后1mL测砷含量、1mL测铁含量, 待实验结束后取底部水铁矿-As (Ⅴ) 样品测量其XRD、TEM和SEM以探究其物象变化情况[20]。

3 结果与讨论

图3~5所示是制备时间为0h、5h和10h下不同As/Fe比率的样品在DIRB作用下Fe和As的释放曲线。从图中可以看到在相同的制备时间下As/Fe=0.1的样品的As释放量远远高于As/Fe=0.01和0.001的样品, 这是因为其初始As含量就远远高于其他两个样品, 并且随着时间的推移, 释放量呈逐渐上升趋势。As/Fe=0.01和0.001的样品的变化趋势不明显, 这可能与其本身含有的As的含量很有限有关;在相同的制备时间下As/Fe=0.1的样品的Fe的释放量也低于其他As/Fe比率的样品, 这是因为As的存在阻碍了Fe的释放;在相同的As/Fe比率的条件下, 制备时间越短, 释放量越多, 这是由于水铁矿的结晶程度与反应的时间有着密切的关系。时间越短, 水铁矿生长的时间就越短, 其结晶程度就越低, As与水铁矿的结合程度就越弱;相反, 时间越长, 水铁矿的生长时间就越长, 其结晶程度就越高, As和水铁矿的结合程度就越高。因此, 制备时间越短, As的释放量越多;制备时间越长, As的释放量越少。As的含量对Fe的释放有影响, As含量越少, Fe的释放量越多;As含量越高, Fe的释放量越少。这也与相关文献中关于As的含量对Fe释放的影响相一致。

图6和图7所示是As/Fe=0.01时Fe和As的释放情况随制备时间的变化曲线。从图中可以发现, 制备时间为0h的样品的释放量明显高于制备时间为5h和10h的样品, 当反应进行到14d的时候, 制备时间0h的样品的Fe含量达到28mg/L, 同样地, As的释放也表现出相同的状况。这是因为制备时间越长, 水铁矿的结晶度就越高, 其Fe的释放就越难进行, As的释放也随之难以进行;相反, 制备时间越短, 水铁矿的结晶程度就越低, 其Fe和As的释放就越易进行。

图5制备时间为10h的水铁矿-As (Ⅴ) 样品在DIRB作用下Fe和As释放随时间的变化情况

图8和图9所示是As/Fe=0.01, 不同制备时间和制备时间为10h不同As/Fe比率的样品在DIRB作用之后的XRD图像。经过与反应前样品的XRD图像比较发现其结晶度升高, 这说明在DIRB作用下原水铁矿-As (Ⅴ) 转化成为结晶度更高的产物。此外, 经分析, 发现样品中产生了菱铁矿。

图10所示是As/Fe=0.1制备时间为10h的样品在DIRB作用后的TEM图像。从图中可以看到相邻镜面之间的间距是0.29nm, 这意味着在DIRB作用下原水铁矿转化成了磁铁矿使得样品拥有了微弱的磁性。

图8 As/Fe=0.01, 不同制备时间的样品在DIRB作用之后的XRD图像

图11所示是DIRB作用后的水铁矿-砷 (Ⅴ) 的SEM图像。从图中可以很清晰地看到在样品的表面存在着DIRB细菌。细菌与样品进行表面接触之后利用样品中的Fe元素维持自身的生命代谢。同时, 由于Fe的减少, 水铁矿表面的吸附点随之减少, 当水铁矿表面的吸附节点减少到不足以吸附As时, As就会进入到溶液中。

4 结论

本实验结果表明:

(1) DIRB能够有效溶解水铁矿, 当水铁矿表面的吸附节点不足以固持As时, As就会释放进入溶液中;

(2) 制备时间对水铁矿的结晶程度影响很大, 时间越长水铁矿的结晶度越高, 越不利于DIRB溶解水铁矿;

(3) As含量对水铁矿的影响很大, As含量越高, 越不利于水铁矿的结晶越不利于DIRB溶解水铁矿;

含铁矿物 篇6

1 矿区地质

西里北铁矿矿区范围内第四系较为发育。主要地层为二叠系的石千峰组 (P1sh) 、上石盒子组 (P1s) 、下石盒子组 (P1x) ;石炭系的山西组 (C 3s) 、太原组 (C 3t) ;奥陶系的峰峰组 (O23) 及上马家沟组 (O22) 。受区域构造影响明显, 塔儿山陷隆为挟持于古城裂陷与侯马裂陷之间的N E向隆起区, 隆起区两侧均有规模较大的断裂为界。研究区内岩浆岩侵位于奥陶系下统下马家沟组的顶部至二叠系上统石千峰组。在大王异常区主要侵位于奥陶系中统上马家沟组第一段 (O22-1) 至奥陶系中统峰峰组第一段 (O23-1) , 根据钻孔揭露, 在4线闪长玢岩侵位较浅, 向两侧 (即南西与北东两侧) 倾伏, 形成似背型隆起, 推测其走向为北东方向。

2 矿床地质和成矿条件

1) 矿体特征。研究区矿体总共分为四层分别为FeⅠ、FeⅡ、FeⅢ、FeⅣ, 其中FeⅠ矿体位于矿床上部, 赋存于奥陶系中统上马家沟组灰岩、大理岩中, 矿体底板局部为矽卡岩;FeⅡ矿体位于矿床中上部, 赋存于奥陶系中统上马家沟组灰岩与燕山期闪长玢岩的接触带内;FeⅢ矿体为主矿体位于矿床中部, 奥陶系中统上马家沟组灰岩与闪长玢岩的接触内;FeⅣ矿体位于矿床底部, 赋存于奥陶系上马家沟组灰岩、大理岩与闪长玢岩的接触带上。

2) 矿石特征。矿石中主要的金属矿物为磁铁矿, 其次含有少量的赤铁矿及黄铁矿。磁铁矿以稠密浸染状构造为主, 含量一般在30%~70%, 矿物结构多呈它形至半自形晶, 粒度与脉石矿物呈正比关系, 一般为0.01~1.00m m, 局部可达2m m以上, 黄铁矿多见。

3 矿床地质化学特征及成因

3.1 微量元素地球化学特征

西里北铁矿含矿岩系6个样本中18种微量元素含量及相关特征值。西里北铁矿含矿岩系中B a、M n、W、Sn等元素 (以样品平均值计) 与地壳丰度值相比富集系数分别为5.37、1.69、1.57、1.19, 均呈不同程度的富集。碳酸盐岩中以富M g O为特征, O22-1至O23-1地层中为比较容易产生接触交代作用的钙质白云岩和灰岩, 有助于矿体的形成。西里北铁矿浸染状磁铁矿样品中, Si O2、A l2O3、C a O含量变化与奥陶系中统碳酸盐岩化学成分不同, 前两者含量远远高于奥陶系灰岩, 而C a O含量明显较低, M g O与灰岩含量基本相同, 即成矿物质的元素来源与灰岩关系不大, 而与岩浆岩关系密切。

通过对磁铁矿中各种元素的聚类分析及相关性的分析可以找出矿体中铁物质来源。本次运用SPSS软件对西里北铁矿浸染状磁铁矿元素聚类分析, 结果表明 (图1) Fe O与Zn、C o、C u等元素距离较近, 上述元素是含矿岩系中Fe的重要伴生元素, 而这些元素一般与中温和中-高温热液矿化作用有关。

3.2 成矿物质的来源

通过以上分析判断, 在燕山期岩浆活动较为频繁的时候, 岩浆侵入到奥陶系地层中的灰岩之中, 发生了接触交代作用, 钾长石在此形成, 形成了物质交换和热交换, 岩浆热液中的铁元素析出和富集起来, 随着岩浆热液温度的降低, 前面富集的铁质的岩浆热液则于围岩进行交代作用, 此时磁铁矿真正的形成, 其中还包括绿泥石、绿帘石等矿物的形成。

磁铁矿体中的铁元素主要是岩浆热液带来, 其中随着地质环境的改变, 形成了有助于铁元素的析出及富集。这其中还伴随着很多高温热液对围岩及岩浆岩中自身矿物的蚀变作用。最后, 随着温度的降低, 成矿作用逐渐完成。基于以上分析及现象, 西里北铁矿应该为接触交代型成因的铁矿。

3.3 成矿时代

研究区岩浆岩的成岩年龄为75~140M a见 (图2) , 通过对岩浆岩年龄的测定, 初步推测本矿床应该于燕山期中期或者晚期形成, 其中的铁元素主要来自岩浆热液。

3.4 成矿阶段划分

研究区的铁矿主要赋存在中奥陶系中统灰岩、白云岩于燕山期闪长玢岩的接触带上, 能够形成矿体的主要影响因素有岩浆岩的活动、于围岩的接触关系以及构造的分布及控制情况。

铁矿床成矿过程为中生代燕山期, 构造岩浆活动频繁, 塔儿山-二峰山地区岩浆岩活动主要可归纳为四个主要时期:

首先是以闪长岩的侵入, 最主要的为正长闪长岩, 正长闪长岩为本矿区形成矿体最为主要的影响因素, 因为受到构造及容矿空间的影响, 所以, 本矿区矿体主要为层状或者似层状产出, 而且本区域内所形成的铁矿床均有此特性。

其次是二长岩及少量的花岗岩类以岩株的形式侵入进来。同时还有钠质正长岩及为数不多的闪长岩及少量的伟晶正长岩同样已呈岩株的形式分布在此区域内。

最后为脉岩的侵入, 比如矿区内见二长斑岩分布在二长岩体中, 以及正长斑岩分布在钠质正长岩体内, 岩脉多以北北东向侵入, 岩脉长度多为几百米至一千米之间, 宽度为10~15m。

促成本地区矽卡岩型铁矿形成的主要因素为, 首期, 岩浆岩的侵入;其次为二长岩的侵入形成, 以及在此过程中岩浆岩的演化。钾、钠元素随着岩浆岩变化的增多, 钙、镁、铁元素的析出及减少。形成了有利于铁元素析出及富集的碱性环境。

参考文献

[1]黄克杰, 黄克强, 李金龙.南塔儿山地区矽卡岩型铁矿岩浆岩特征及对成矿的控制作用[J].地质与资源, 2006.

[2]姚精选, 杨引串.东峰顶金矿床地质地球化学特征及成因[J].地球科学与环境学报, 2004.

[3]高福全.塔儿山-二峰山碱性与偏碱性杂岩体的地质与岩石生物学特征研究——以贺家庄勘查区岩体特征为例[J].科技情报开发与经济, 2011.

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