稀土回转窑 回转窑生产线|稀土回转窑|节能回转窑按处理物料不同可分为水 泥窑、冶金化工窑和石灰窑。水泥回转窑主要用于煅烧水泥熟料，分干法生产水泥回转窑和湿法生产水泥回转窑两大类。用于湿法生产中的水泥窑称湿法窑，湿法生产是将生料制成含水为32%~40%的料浆。由于制备成具有流动性的泥浆，所以各原料之间混合好，生料成分均匀，使烧成的熟料质量高，这是湿法生产的主要优点。更多有关稀土回转窑的内容请查阅上海 有色 网

铝矾土回转窑该系列回转窑主要由回转部分、支承部分、传动装置、窑头罩、窑头窑尾密封、燃烧装置等组成。窑口护板和窑尾回料勺采用分块铸造，安装方便，具有较高的耐热性能和耐蚀、耐磨性能，窑头冷风套内通冷却风，能对窑头筒体及窑口护板进行均匀冷却，使其更安全可靠。窑头罩采用大容积方式，对开窑门结构，使得气流更加平稳。窑头、窑尾密封采用径向磨擦迷宫、鱼鳞片双重密封形式，结构简单，维护方便，是目前国内最先进的密封形式。燃烧装置采用具有喷油点火装置的旋流式四通道煤粉燃烧器。铝矾土回转窑具有：温度自动控制，超温报警，二次进风余热利用，窑衬寿命长、先进的窑头窑尾密封技术及装置，运行稳定、 产量 高等显著特点。 

是元素周期表中第六周期ⅡB族元素。原子序数为80，元素化学符号Hg,原子量为200.59，原子的外层电子构型为5d106S2。在0℃时的密度为13.595g/cm2，常温下呈液态，熔点为-38.87℃，沸点356.9℃。是锌副族中最不生动的金属，不与稀、稀硫酸发作效果，但易溶于硝酸。蒸气有剧毒。能与多种金属生成液态合金—齐，其间的金齐最具冶金价值。的化合物有无机和有机两大类，无机化合物中最重要的是硫化、、。在地壳中蕴藏的有工业价值的矿藏是硫化，即层砂。在地壳中的丰度为2×10-6％，全世界的总储量为57.9万吨，其间我国储量为5.1万吨。1988年我国产金属225吨，占当年全世界产5060t的4.4%。跟着环境保护法规的日臻完善和严厉，在传统使用领域如氯碱工业、油漆、农业、医药等职业中的运用已逐步下降，现在主要在电气工业如蓄电池、整流器等设备中运用数量较大。    冶炼办法分为火法和湿法两类。火法炼是在高温下焙烧矿石或精矿，将其间的硫化物还原成金属，并以蒸气形状从矿石中分离出来，经冷凝产出液态金属。湿法炼是以或次氯酸盐溶液为浸出剂，将矿中浸取出来，浸出液通过净化用电积或置换法制取金属。火法炼进程简略，技能经济指标较好，使用遍及。湿法无烟气污染，出产环境好，但经济效益差，未被广泛选用。火法炼常用的焙烧设备有回转窑、欢腾炉、机械蒸馏炉和多膛炉。我国炼工艺和设备不断改进与完善，现行出产流程主要有原矿高炉焙烧、原矿欢腾炉焙烧和精矿回转炉蒸馏三种工艺。三种流程设备不同，冶金原理完全一致，都是操控冶炼温度在矿熔点以下，一般为500-850℃，凭借空气中的矿中HgS使还原成金属，并成蒸气状况蒸发出来。反应式为：                                HgS＋O2====Hg＋SO2    含烟气通过除尘、冷凝即得到金属产品。    这是使用最多的炼技能。因为焙烧的是精矿，出产相同数量的，所处理的矿量比炼原矿少的多，因而“三废”管理相对简单，建厂出资少，产品纯度高，中间产品少，机械化自动化程度也比其他办法高。[next]    电热蒸馏要求质料含水不高于3％，浮选精矿含水往往高达15％，所以有必要预先枯燥脱水，枯燥办法有电热烘烤、气流枯燥、远红外烘干等。不管使用何种办法，枯燥温度有必要操控在HgS的分化温度285℃以下。枯燥后的精矿一般含Hg 15％-25％，S 5％-13％，脉石成分占70%以上。为固定HgS分化放出的S,入炉猜中要参加石灰和铁屑。蒸馏温度650-700℃，时刻30-40 min。的蒸发率为99.99，脱硫率34％左右。蒸馏出的蒸气除尘后进入冷凝器，冷凝温度200℃，出冷凝器操控温度20℃，排出的冷凝废气含约15mg/m3,经填料吸收塔净化处理合格后放空排放。冷凝器中收集到粗，纯度一般为99.9%，粗通过滤、酸碱洗刷提纯产出高纯，纯度99.99%以上。电热蒸馏的床才能为2.5t/（m2.d)，电耗395kWh/t矿，炉子热效率>60%，废渣含Hg<0.008％。全流程的回收率91.8%。    产品用特制铁瓶包装，每瓶34.5 kg.全流程直收率91.81％。    蒸馏用电热蒸馏炉主体为一长圆筒，与水平线成20放置，筒外围设电加热设备，与筒坚持必定空隙，以利筒体滚动和传热杰出。炉头设螺旋加料机，炉尾有排渣斗，蒸气通过炉头蒸气室进入收尘冷凝体系。炉型的参数是：筒体Ф360mm×6300 mm，容积0.64m3，转速2r/min，电耗395kWh/t矿。

铝生产中用氧化铝回转窑将氢氧化铝焙烧成氧化铝。　在建材、冶金、化工、环保等许多生产 行业 中，广泛地使用回转圆备对固体物料进行机械、物理或化学处理，这类设备被称为回转窑。回转窑的应用起源于水泥生产，1824年英国水泥工J阿斯普发明了间歇操作的土立窑；1883年德国狄茨世发明了连续操作的多层立窑；1885英国人兰萨姆(ERansome)发明了回转窑，在英、美取得专利后将它投入生产，很快获得可观的经济效益。回转窑的发明，使得水泥工业迅速发展，同时也促进了人们对回转窑应用的研究，很快回转窑被广泛应用到许多工业领域，并在这些生产中越来越重要，成为相应企业生产的核心设备。它的技术性能和运转情况，在很大程度上决定着企业产品的质量、 产量 和成本。&ldquo;只要大窑转，就有千千万&rdquo;这句民谣就是对生产中回转窑重要程度的生动描述。在回转窑的应用领域，水泥工业中的数量最多。　水泥的整个生产工艺概括为&ldquo;两磨一烧&rdquo;，其中&ldquo;一烧&rdquo;就是把经过粉磨配制好的生料，在回转窑的高温作用下烧成为熟料的工艺过程。因此，回转窑是水泥生产中的主机，俗称水泥工厂的&ldquo;心脏&rdquo;。建材 行业 中，回转窑除锻烧水泥熟料外，还用来锻烧粘土、石灰石和进行矿渣烘干等;耐火材料生产中，采用回转窑锻烧原料，使其尺寸稳定、强度增加，再加工成型。 有色 和黑色冶金中，铁、铝、铜、锌、锡、镍、钨、铬、锉等 金属 以回转窑为冶炼设备，对矿石、精矿、中间物等进行烧结、焙烧。如:铝生产中用它将氢氧化铝焙烧成氧化铝;炼铁中用它生产供高炉炼铁的球团矿;国外的&ldquo;SL/RN法&rdquo;、&ldquo;Krupp法&rdquo;用它对铁矿石进行直接还原;氯化挥发焙烧法采用它提取锡和铅等。选矿过程中，用回转窑对贫铁矿进行磁化焙烧，使矿石原来的弱磁性改变为强磁性，以利于磁选。化学工业中，用回转窑生产苏打，锻烧磷肥、硫化钡等。上世纪60年代，美国LapPle等发明了用回转窑生产磷酸的新工艺。该法具有能耗低、用电少、不用硫酸和可利用中低品位磷矿的优点，很快得到推广。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 回转窑按处理物料不同可分为水泥窑、冶金化工窑和石灰窑。水泥窑主要用于煅烧水泥熟料，分干法生产水泥窑和湿法生产水泥窑两大类。冶金化工窑则主要用于冶金 行业 钢铁厂贫铁矿磁化焙烧;铬、镍铁矿氧化焙烧;耐火材料厂焙烧高铝钒土矿和铝厂焙烧熟料、氢氧化铝;化工厂焙烧铬矿砂和铬矿粉等类矿物。石灰窑(即活性石灰窑)用于焙烧钢铁厂、铁合金厂用的活性石灰和轻烧白云石。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 了解更多有关氧化铝回转窑的信息，请关注上海 有色 网。&nbsp;

依据焙烧阶段物料处理办法的不同，离析法分为“一段离析”和“两段离析”两种类型。一段离析法是将矿石、食盐及还原剂混合后一起进入焙烧炉内（大部分选用卧式反转窑），物料的加热和离析都在同一设备中进行。两段离析法又称“托尔科”法，是先将矿石预热至反响温度，然后混入适量的食盐和还原剂进入离析反响器内离析。现在的出产标明，两种离析法都能到达较高的选别目标。    石录铜矿一段反转窑离析工艺    我国广东石录铜矿属深度氧化难选铜矿，含铜档次高达1.3~2.5%。1964年以来，有关科研、规划单位通过多种计划比较，以为离析-浮选法具有流程简略、精矿档次和回收率较高级长处，于1966年进行规划，并于1970年建成投入试出产。    难选氧化铜矿直接加热一段离析法是一项新工艺，国外尚无实践经验能够学习。在投产初期，遇到不少问题，如处理才能低、设备工作不正常，精矿档次和回收率都比较低，出产很不安稳。通过几年的尽力和重复改进，根本上处理了直接加热反转窑一段离析工艺和设备要害，开始获得了较好的离析效果，根本上到达了投入出产的水平。    ①原矿性质    该矿归于石英闪长斑岩与石灰系灰岩触摸告知矽卡岩铜矿床。矿石呈土状，氧化程度较深。因为成岩阶段次生富集效果，铜液分散推移过程中与硅、铁和铝的盐类及其氧化物构成结合性氧化铜，覆盖于表面及间夹于孔雀石类型矿石中。含铜矿藏以孔雀石为主，有少数蓝铜矿、硅孔雀石和水胆矾等。铁的矿石首要为褐铁矿，磁铁矿和亦铁矿次之。脉石除铁质粘土外，还有石英、云母、石榴子石、角闪石、蛇纹石、绿泥石和方解石等。原矿中铁质粘土含量很高，-200目高达48%，矿石含水27.1%，矿石最大块300毫米左右。原矿藏质组成列于下两表。[next]  原矿化学成分元素化学成分含量，%CuCoNiAuAgPtSi2O3g/tg/tg/t1.38-2.390.0030.00750.129.47﹤0.0544.34-42.00元素化学成分含量，%Al2O3FeSCaOMgO   Mn11.88-14.6316.43-20.480.040.89-1.541.19    1.24  物相分析与物理特性物相分析结合铜自在氧化铜硫化铜总铜0.49-0.590.53-1.710.16-0.271.38-2.39物理特性密度松懈密度比热软化点g/cm3g/cm3J/g℃3.091.160.6911050     原矿被细泥严峻污染，铜的结合率较高，一般来说原矿档次高则结合铜相应增高。依据物相分析成果：结合铜占总铜的5-40%，自在氧化铜占50-80%，硫化铜占9-20%。[next]    ②离析—浮选工艺    浮选流程中（下图1和图2），实线表明1975年3月曾经运用的流程，浮选机三次精选精矿档次可达40%以上。离析体系首要设备示意图1—焚烧室；2—不锈钢放射状换热器；3—普通钢蜂窝状换热器；4—单管旋涡收尘器；5—多管旋涡收尘器；6—排风机；7—湍动收尘冷却塔；8—水膜除尘器；9—塑料烟囱；10—密封圆盘给料机；11—皮带磅秤[next] 离析—浮选工艺流程[next]     离析反转窖规格为：直径3.6米，长50米，筒体窖头部分会（2米），为20毫米厚的耐热不锈钢板，其他为22-28毫米厚的18MnCu钢板焊接而成。窖内衬为200毫米（低温段150毫米）厚的高铝砖，并在距窖尾6米沿窖头方向安有15.2米的金属换热器，窖的倾斜度为3%，窖用JZS 101型三相异步整流子变速电动机（N=15-25千瓦，n=1050-350转/分）带动，并设有备用电源供电的辅佐传动体系，在正常况下，窖转速为1.48-0.493转/分。    ③离析—浮选的工艺参数和成果    离析技能条件：原矿含铜档次2-3%，粒度-4毫米，水分5%左右，添加剂配比：煤3.5-4%，食盐1.8-2%。离析温度：重油焚烧烟气入窖温度1150-1250℃；窖头温度880-950℃，离析反转窖速度0.66-0.75%转/分。    磨浮技能条件：磨矿溢流细度75-80%-200目，分级浓度30%，浮选浓度24-28%，丁黄药1.2公斤/吨、25#黑药0.15公斤/吨，2#油0.5公斤/吨，水玻璃0.1公斤/吨。    离析—浮选成果：      离析窖处理量                           19.36吨干矿/台时      焚烧率（重油）                          4%      烟尘率                                 25.68%      两级干法收尘率                          86.99%      两级湿法收尘率                          98.39%      蒸发的捕收率                      72.71%      湿法尘含铜量和水溶铜丢失                 3.8%      离析窑作业率                            70%      精矿档次（浮选柱一次精选）               25%以上      尾矿档次                                0.5-0.7%      离析—浮选实收率                        77%左右[next]    ④处理离析工艺及设备方面问题的首要办法    A.为在热工制度上尽量满意离析的要求，既要有适合的离析温度，又要使窑内坚持适合于离析的气氛（呈中性或弱还原性）。    B.为改进重油焚烧条件，防止火焰进窑持续焚烧而引起炉料的烧结，变革了焚烧室。    a.焚烧室的体积由22米3加大到33米3，下降空间热强度。    b.将喷嘴方位由本来的正面改为旁边面，以延伸火焰旅程。    c.将单喷嘴（1000千克/吨）改为多喷嘴（4*25千克/吨）。    C.窑头换接2米耐热不锈钢筒体，选用玻璃布弹性连接活动磨块，无水冷却的密封设备等。    D.选用风量105米3/时、气压9810帕（103毫米水柱）的排风机。    E.为处理防腐问题，1#窑湍动收尘冷却塔烟气进口短管和塔的下半部均用环氧树脂砌衬石墨板，3# 窑选用花岗岩并以环氧树脂胶泥砌筑的湍动收尘冷却塔，进口衬石墨和钛板短管。    F.为简化收尘体系和改进操作条件，将干法收尘设备进步10米，使干尘主动回来窑内。一起，离析配料和加料悉数改装圆盘给料机，并安设了克己皮带磅秤和必要的丈量外表。    G.改建粉煤体系，选用链磨机破碎，风力分级出产离析用煤，处理离析煤产值缺乏、质量差、煤中混矿、矿中混煤的问题。

我国广东石菉铜矿属深度氧化难选铜矿，含铜品位高达1.3～2.5%。1964年以来，有关科研、设计单位经过多种方案比较，认为离析—浮选法具有流程简单、精矿品位和回收率较高等优点，于1966年进行设计，并于1970年建成投入试生产。难选氧化铜矿直接加热一段离析法是一项新工艺，国外尚无实践经验可以借鉴。在投产初期，遇到不少问题，如处理能力低、设备运转不正常，精矿品位和回收率都比较低，生产很不稳定。经过几年的努力和反复改进，基本上解决了直接加热回转窑一段离析工艺和设备关键，初步获得了较好的离析效果，基本上达到了投入生产的水平。　　(1)原矿性质　　　　该矿属于石英闪长斑岩与石灰系灰岩接触交代矽卡岩铜矿床。矿石呈土状，氧化程度较深。由于成岩阶段次生富集作用，铜液扩散推移过程中与硅、铁和铝的盐类及其氧化物形成结合性氧化铜，覆盖于表面及间夹于孔雀石类型矿石中。含铜矿物以孔雀石为主，有少量蓝铜矿、硅孔雀石和水胆矾等。铁的矿石主要为褐铁矿，磁铁矿和亦铁矿次之。脉石除铁质粘土外，还有石英、云母、石榴子石、角闪石、蛇纹石、绿泥石和方解石等。原矿中铁质粘土含量很高， -200目高达48%，矿石含水27.1%，矿石最大块300毫米左右。原矿物质组成列于表 。      原矿被细泥污染，铜的结合率较高，一般来说原矿品位高则结合铜相应增高。根据物相分析结果：结合铜占总铜的5～40% ，自由氧化铜占50～80%，硫化铜占9～20% .　　(2)离析—浮选工艺　　浮选流程中(下两图)。　　实线表示1975年3月以前使用的流程，浮选机三次精选精矿品位可达40% 以上。 离析回砖窑规格：直径3.6米，筒体窑头部分（ 2 米），为20毫米厚的耐热不锈钢板，其余为22～ 28毫米厚的18 MnCu钢板焊接而成。窑内衬为200毫米（低温段150毫米）厚的高铝砖，并在距窑尾6米沿窑头方向安有12.5 米的金属换热器，窑的倾斜度为3%，窑用JZS101型三相异步整流子变速电动机（N=12～15千瓦， n=1015转/分）带动，并设有备用电源供电的辅助传动系统，在正常情况下，窑转速为1.48～0.493转/分。  1.燃烧室；2.不锈钢放射状换热器；3.普通钢蜂窝状换热器；4．单管漩涡收尘器；5.多管漩涡收尘器，6.派风气；7.湍动收尘冷却塔；8.水膜除尘器；9塑料烟囱；10.密封圆盘给料机；11.皮带磅秤．     磨浮技术条件：磨矿溢流细度75～80% -200目，分级浓度30%，浮选浓度24～28%,丁黄药1.2公斤/吨、25#黑药0.15公斤/吨，2 #油0.5公斤.吨，水玻璃0.1公斤／吨。[next] (3)离析—浮选的工艺参数和结果    离析技术条件：原矿含铜品位2～3%,粒度-4毫米，水分5%左右，添加剂配比：煤3.5～4%,食盐1.8%～2离析温度：重油燃烧烟气入窑温度1150～1250 0C ;窑头温度880～9500C,离析回转窑速度0.66～0.75转。                                磨浮技术条件：磨矿溢流细度75～80% -200目，分级浓度30%，浮选浓度24～28%,丁黄药1.2公斤/吨、25#黑药0.15公斤/吨，2 #油0.5公斤.吨，水玻璃0.1公斤／吨。(4)解决离析工艺及设备方面问题的主要措施　　A.　为在热工制度上尽量满足离析的要求，既要有适宜的离析温度，又要使窑内保持适宜于离析的气氛 （呈中性或弱还原性）。　　B. 为改善重油燃烧条件，避免火焰进窑继续燃烧而引起炉料的烧结，改革了燃烧室。　　a. 燃烧室的体积由22米3加大到33米3，降低空间热强度。　　b. 将喷嘴位置由原来的正面改为侧面，以延长火焰路程。　　c. 将单喷嘴（ 1000千克/吨）改为多喷嘴（ 4*25千克/ 吨）。　　C. 窑头换接2米耐热不锈钢筒体，采用玻璃布伸缩连结活动磨块，无水冷却的密封装置等。　　D. 采用风量105米3/时、气压9810帕（103毫米水柱）的排风机。　　E. 为解决防腐问题，1# 窑湍动收尘冷却塔烟气入口短管和塔的下半部均用环氧树脂砌衬石墨板， 3 #窑采用花岗岩并以环氧树脂胶泥砌筑的湍动收尘冷却塔，入口衬石墨和钛板短管。　　F.　为简化收尘系统和改善操作条件，将干法收尘设备提高10米，使干尘自动返回窑内。同时，离析配料和加料全部改装圆盘给料机，并安设了自制皮带磅秤和必要的测量仪表。　　G.　改建粉煤系统，采用链磨机破碎，风力分级生产离析用煤，解决离析煤产量不足、质量差、煤中混矿、矿中混煤的问题。

钢铁工业是国民经济的支柱产业之一，尤其是正处于国民经济高速发展中的我国钢铁工业就显得更为重要。解决铁矿原料不足、弥补供需缺口的途径有两条，一是寻找和开发新的铁矿原料基地；二是继续利用国外铁矿资源。我国的铁矿石资源中，具有易选、含杂低、含铁高、选矿工艺简单等特点的铁矿石正逐步面临枯竭；相反，具有含杂高（主要是P和S）、含铁低、嵌布粒度细等特点的难选铁矿石资源仍然没有得到合理的开发利用。     目前，难选铁矿石中的鲕状高磷赤、褐铁矿由于选矿工艺复杂，所得铁精矿产品铁品位低，含磷高仍然没有合理的选矿工艺利用这部分宝贵的铁矿石资源，故开发合理的选矿新工艺处理鲕状高磷赤、褐铁矿具有重大的现实意义。     一、试样性质     本次半工业试验试样来自四川某地区，嵌布粒度较细的高磷鲕状赤、褐铁矿，该矿石呈块状、硬度较大。原矿最大粒度在50mm以下约占全样的20%，一部分在25mm以下约占全样35%，其余的均在m15mm以下，从肉眼观察原矿中的脉石（石英、方解石等）矿物比较多，同时呈致密状分布，鲕状比较明显。原矿铁品位为39.38%，磷含量为0.763％。矿石主要铁矿物成分为赤、褐铁矿，其次为磁铁矿、硅酸铁矿、菱铁矿、黄铁矿等；矿石主要脉石矿物为石英、方解石、透辉石、普通辉石、绿泥石、文石、石榴石等。为满足工业试验的要求，将试样加工制备成－10mm以下进行试样的光谱分析、多元素分析、铁物相分析和筛分试验，试验结果依次见表1～表4。 表1  试样光谱分析结果   ％元素AgAlAsBBaBe含量0.0030.280.04＜0.001＜0.02＜0.001元素BiCaCdCoCuFe含量＜0.0010.5＜0.0010.0030.04＞10元素GaGeMgMnMoNi含量0.001＜0.0010.90.080.0030.006元素PPbCrSiSnTi含量＜0.10.0070.00150.0020.02元素VWZnInTaNb含量0.08＜0.01＜0.005＜0.01＜0.005＜0.01 表2  试样多元素化学分析结果  ％元素FeSPAsSiO2MgOCaOAl2O3含量39.380.0160.76395.9815.982.981.126.09 注：As单位为×10－6 表3  试样铁物相分析结果铁物相TFe磁性铁碳酸铁黄铁矿硅酸铁赤、褐铁矿其它铁含  量39.381.894.920.565.1226.660.23占有率100.004.8012.491.4213.0067.700.59 表4  试样筛分试验结果粒级/mm产率/%Fe品位/%P品位/%Fe分布率/%P分布率/%个别累积个别累积个别累积个别累积个别累积－10＋826.1226.1239.683.680.9020.90226.3126.3126.6526.65－8＋530.0856.2040.1839.950.8980.90030.6856.9930.5657.21－5＋2.515.9872.1838.8639.710.8650.89215.7672.7515.6472.85一2.5＋111.9484.1239.2239.640.8620.88811.8984.3411.6484.49－1＋0.457.2291.3437.8939.500.8830.8876.9491.587.2191.70－0.45＋0.283.9895.3237.9239.430.7890.8833.8395.413.5595.25－0.28＋0.13.1298.4438.1139.390.9010.8833.0298.433.1898.43一0.11.56100.0039.9339.400.8890.8841.57100.001.57100.00合计100.0039.400.884100.00100.00    从表1～表3的光谱分析结果、多元素分析结果、铁物相分析结果可知，试样中主要回收的元素是铁，其它有价值元素铜、锌、铅、钼、镍、钴、钛、金、银等含量均较低，无综合回收价值；有害元素硫、砷含量不超标，但磷严重超标为0.763%。试样中的可选性铁为赤、褐铁矿、菱铁矿和磁性铁，三者占原矿的84.99%。因此，该矿石主要是实现提铁降磷得到合格的铁精矿。     从表4可知，铁的分布随着粒度的变化不是很大，磷的分布随着粒度减小变化也比较小。     二、试验主要设备及降磷药剂     试验主要设备为φ800mm×9000mm回转窑、螺旋输送给料机、颚式破碎机、辊式破碎机、振动筛、雷蒙磨、末煤给煤机、螺旋分级机、水力旋流器、2台900mm×1800mm球磨机、筒式磁选机（B＝0.30T）、永磁筒式磁选机（B＝0.15T）、水淬螺旋连续运输机（自行研制）及辅助设备。     本次试验采用回转窑磁化焙烧，通过原矿的工艺矿物学研究表明，试样中的磷以胶磷矿形式赋存于矿石中，胶磷矿的特点是嵌布粒度相当细，并与铁矿物以晶格取代形式共生。同时，铁以鲡状形式嵌布于矿石中，粒度也比较细。这就决定了常规的磁化焙烧很难实现提铁降磷的理想效果，故采用自行研发的复合焙烧降磷药剂（代号为LCP）进行降磷。     该药剂属于盐类无机化合物，具有熔点低、亲磷矿物性、受干扰程度低等特点，主要机理是利用矿石在焙烧温度900～1100℃下，LCP迅速与铁矿石中的磷矿物反应生成以一种新矿物，实现磷矿物的有效转型，最终与铁矿物产生有效的分离。     三、半工业试验研究     经过前期的小型试验研究和扩大试验研究得出了适合该矿石的工艺流程为磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程，通过磁化焙烧过程添加自行研发的LCP组合降磷药剂，得到了铁品位65 %，含磷≤0.30%，铁回收率≥75%的选矿指标。故采用磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程进行回转窑（小800mm×9000mm）半工业试验研究，并根据半工业试验过程中所出现的问题和试验结果进行调整工艺参数，以寻求最优工艺参数得到理想的铁精矿产品指标，半工业试验工艺流程见图1。图1  半工业试验工艺流程     （一）焙烧条件试验     焙烧是整个工艺流程的关键因素之一，焙烧条件包括焙烧温度、焙烧时间（从物料进入回转窑到出料之间的时间差）、焦炭用量、降磷药剂（LCP)用量、焦炭粒度、球团直径。其中焙烧温度通过安装在回转窑上的温度传感器（A，B，C，D，E）来反映，高温带为A～B，长度2m，焙烧反应带为B～C，长度4m，烘干带为C～E，长度3m，焙烧时间通过调整回转窑的转速控制，回转窑不同转速通过调整变频器频率f实现，变频器不同频率对应焙烧时间关系见表5。 表5  变频器频率对应焙烧时间关系频率/Hz焙烧时间/min频率/Hz焙烧时间/min10904045207550303060    1、焙烧温度试验     焙烧温度通过回转窑的温度传感器来控制。回转窑变频器f＝30Hz(焙烧时间为60min)，LCP用量10%，焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30 T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧温度试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图2。图2  焙烧温度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图2可见，温度在900℃～1000℃，随着焙烧温度升高，铁品位逐渐升高，铁回收率也呈升高趋势变化；温度升高至1050℃时，铁品位有所降低，铁回收率也有一定的降低。铁精矿中的磷含量随着焙烧温度的升高呈先降低后升高的趋势变化。综合考虑选择焙烧温度为1000℃，可以得到铁品位为65.74%，含磷0.236%，铁回收率为78.11％的选矿指标。     2、焙烧时间试验     通过焙烧温度试验得出了焙烧温度为1000℃比较合适，故在控制回转窑温度为1000℃，LCP用量10%，焦炭用量8%，粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧时间试验。试验工艺流程见图1。试验结果见图3。图3  焙烧时间试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率   从图3可知，随着焙烧时间的增加，铁品位逐渐降低，铁回收率也呈逐渐降低趋势变化，整个变化过程中当f＝40Hz时，出现一个极值点，对应焙烧时间为45min(表5）；时间增加磷品位升高，时间减少磷品位也升高，出现两头高中间低的变化趋势。选择焙烧时间为45min可以得到铁品位为66.01%，含磷0.225％，铁回收率为79.09%的选矿指标。     3、焦炭用量试验     还原剂的种类比较多，如褐煤、无烟煤、烟煤等，这类还原剂一般含杂（硫、磷、砷等）比较高，容易带入精矿中影响产品质量，故只选择焦炭作为还原剂进行试验。焦炭在整个焙烧过程中主要起提供还原性气氛和还原载体的双重作用，焦炭用量直接影响焙烧产品质量。故就回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），LCP用量10%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T,B2=0.12T,一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图4。图4  还原剂用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图4可知，焦炭用量增加，铁品位升高，磷含量降低，铁回收率升高，但用量增加至8%再继续增加用量时，铁品位、磷品位、铁回收率变化比较小，故选择焦炭用量8%比较合理，可以得到铁品位为65.98%，含磷0.215%，铁回收率为78.89%的选矿指标。     4、焦炭粒度试验     焦炭粒度主要体现为焦炭的比表面性质，粒度越大，比表面积越小；反之，比表面积越大。此外，由于需将试样进行球团，粒度越大，相应的均匀程度不够；粒度越细，与试样的接触面积越大。在焙烧温度1000℃（回转窑温度传感器），回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45 min），LCP用量10%，焦炭用量8%,球团直径－20＋5mm,弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图5。图5  还原剂粒度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图5可知，粒度在－1mm以下均可以得到铁品位大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%的选矿指标，焦炭粒度增大至＋1mm时，铁精矿中的磷升高至0.328%。因此，焦炭粒为－1mm比较合理。     5、球团直径试验     球团直径的大小主要影响焙烧时间，直径越大，焙烧时间增加；反之，焙烧时间越短。此外，焙烧时间过长影响回转窑的单位处理量，同等条件下增加了选矿成本。因此，球团直径不宜过大或者过小。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min)，LCP用量10%，焦炭用量8％，焦炭粒度－1mm，弱磁选磁场强度B1＝0.30T, B2＝0.12T，一段弱磁选磨矿细度－0.100mm占95%，二段弱磁选磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图6。图6  球团直径大小试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图6可知，球团直径在－30＋5mm之间比较合适，所得到的铁精矿中铁品位均大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%。但从焙烧过程中发现－10 ＋5mm有“结圈”现象，因此控制球团直径在－30＋10mm之间比较合理，这样既可以得到较好的选矿指标，又可以降低回转窑的“结圈”程度。     6、LCP降磷药剂用量试验     LCP降磷药剂属于复合药剂，根据其组分的市场价格，综合价格约400元/t，用量的多少不仅影响铁精矿中的磷含量，而且影响选矿成本。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图7。图7  LCP用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图7可知，随着LCP用量增加，铁精矿中的磷含量逐渐降低至0.109%，但铁品位和铁回收率呈先升高后降低的趋势变化。当LCP用量为15%时，铁品位63.65%，含磷0.109%，铁回收率71.68%。因此，兼顾铁精矿品位、铁回收率、磷含量等因素，选择LCP用量为10%，可以得到铁品位65.71%，含磷0.223%，铁回收率78.91％的选矿指标。     （二）连续焙烧全流程试验     通过回转窑焙烧的主要工艺参数试验得到了磁化焙烧－弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的焙烧条件：焙烧温度1 000℃，f＝40 Hz（焙烧时间45 min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，LCP用量10%，弱磁选磁感应强度Bl＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80%以上。为考察所获得的工艺参数的可靠性和稳定性，在所取得的焙烧条件下进行连续72h工艺流程全流程试验，试验工艺流程见图1，试验结果见表6。 表6  连续72h焙烧全流程试验结果产物名称产率品位回收率FePFeP铁精矿50.4165.930.22578.9215.06尾矿49.5917.901.2911.0884.94合计100.0042.110.753100.00100.00     从表6可知，可以得到产率50.41%，铁品位65.93%，含磷0.225%，铁回收率78.91％的选矿指标，该指标与焙烧条件试验相比较，差别较小，故获得的工艺流程参数比较可靠，具有可重复性，产品指标稳定；此外，连续72 h回转窑焙烧过程中没有出现“结圈”现象，整个连续过程设备运转正常。     四、结论     （一）通过φ800 mm×9000mm回转窑磁化焙烧工业试验研究，得到了铁品位大于65%，含磷低于0.25%，铁回收率高于78%的选矿指标。     (二）采用自行研发成功的LCP复合降磷药剂有效地降低了铁精矿中的磷含量，得到了质量较高的铁精矿产品。LCP具有熔点低、价格便宜、来源方便、污染小等特点，在高磷铁矿石焙烧过程中添加一定量，可以有效地降低铁精矿中的磷含量。此外，用LCP对其它类型的高磷铁矿石也进行了大量的试验研究，也得到了较好的降磷效果。     （三）磁化焙烧（添加LCP降磷）一弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的成功，为难选高磷铁矿石的开发利用提供了一条新思路。     （四）在易选、含铁高、含杂低、工艺简单的铁矿石资源紧缺的状况下，难选含杂高的铁矿石资源的开发利用是必然趋势。因此，开发新技术、新工艺处理这部分宝贵的铁矿石资源将具有重大的现实意义。

常见的含钛矿藏有钛铁矿、金红石、钙钛矿和榍石。它们的可浮性如下。 钛铁矿(FeTiO3)和金红石(TiO2)用羧酸及胺类捕收剂都能浮游。但用羧酸类捕收时，脉石矿藏不易浮游，故羧酸类用得较多。工业上常用的详细药剂有油酸、塔尔油和环烷酸及其皂。并且常用火油为辅佐捕收剂。钛铁矿和金红石浮选之前，先用硫酸洗刷矿藏表面，能够进步它们的可浮性，下降捕收剂的用量。 用羧酸捕收钛铁矿和金红石时，pH=6～8，两种矿藏都浮游得比较好。在pH 钠和能够阻止十三酸和油酸钠在钛铁矿的表面固着，下降它们在钛铁矿表面的固着量，因而能按捺钛铁矿，硅酸钠关于钛铁矿也有必定的按捺作用。 钛铁矿浮选的回收率与调整时矿粒的絮凝和涣散状况有关。假如作调整槽传动轴的净功耗与调整时刻的联系曲线，可按其功耗的大小将调整时刻分红五个阶段，即感应阶段、絮凝阶段、絮凝高峰阶段、絮凝损坏阶段和涣散阶段。 矿浆开端絮凝时(絮凝阶段)，净功耗、钛铁矿回收率和脉石回收率都上升;抵达絮凝高峰阶段，矿浆充沛絮凝，净功耗、钛铁矿回收率和脉石回收率都达到了极点;抵达絮凝损坏阶段，钛铁矿的回收率不变，精矿档次添加，净功耗和絮凝程度下降;抵达涣散阶段，精矿档次下降，回收率最小。 升高矿浆温度，捕收剂膜的疏水性增大，钛铁矿的回收率添加而精矿档次下降。充气对钛、锆矿藏有显着的影响。充空气60～120S，金红石和钛铁矿的回收率都上升而锆英石的回收率下降。若只充入氮气，则两种钛矿藏遭到按捺而锆英石能照旧浮游。 钙钛矿(CaTiO3)能够先用硫酸处理，经冲刷后用油酸或其他脂肪酸浮游。苏打和水玻璃能够按捺它，而铬酸盐和重铬酸盐能够活化它。当矿石中方解石多时，会使酸洗的耗酸量增大。为了削减酸的用量，在浮钙钛矿之前能够先浮方解石。 榍石CaTiSiO5能够用火油乳化的油酸捕收，能够被水玻璃按捺。其可浮性较其他含钛矿藏差，更比磷灰石等碱土金属盐类矿藏差，假如伴生的磷灰石多能够先浮磷灰石。 A钛锆矿的选别办法及实例 钛铅矿的选别办法钛铁矿、金红石和锆英石常常伴生，密度都在4.0～4.7g/cm3之间，用重选法选别时，它们一起进入重砂中。它们的可浮性也很挨近，用乳化油酸浮选时，它们一起进入混合精矿中。它们的混合精矿准则上有两种别离办法： (1)先用磁选法分出钛铁矿(磁选也能够放在浮选之后)，其非磁性部分用钠按捺锆英石，用乳化油酸在pH=3.8～4.6的介质中浮选金红石。 (2)用硫酸按捺金红石，用乳化油酸或阳离子捕收剂浮选锆英石。 B某钛锆矿浮选实例   该矿矿石为石英砂矿床，80%～95%的钛铁矿及金红石小于0.15mm，100%的铅英石小于0.15mm。先用摇床选别得到它们的混合精矿。

一、概略 乌场钛矿坐落我国海南岛境内，是我国海边砂矿首要的出产厂矿之一。该矿所挖掘的矿区，储量大，挖掘条件较好。采选厂工艺技能水平及配备在我国海边砂矿出产厂矿中居领先地位；精选厂工艺流程和设备也比较完善，归纳收回作用较好。 该矿于1958年开端地质普查作业，1959年完结地质勘探，一起开端了土法挖掘。从1965年开端筹建公营矿山，至l950年末建成了精选厂；1971年精选厂扩建；1967平建成了水采一跳汰工艺的采选厂，未能正式投产使用；且78年开端选用推上机合作水挖掘，10.10厘米（4英寸）砂泵运送，摇床选别出产。1982年正式开端选用干采，干运及以圆锥选矿机为主体选别设备的移动式采选联合设备进行出产至今。 二、地质概略及矿石性质 乌场钛矿现在挖掘矿区属保定矿区，矿床坐落大塘岭至牛庙岭之间，是一个滨海岸线散布的含钛铁矿及锆英石为主并伴生有多种有价矿藏的归纳性海边砂矿矿床。矿区火成岩出露较少，属海边地貌，笫四纪地质以海相沉积为主。矿体全长18公里，均匀宽度230米，海平面以上矿体均匀厚度9.5米。矿体出露地表，呈砂堤状，无覆盖层。矿石粒度均匀松懈，含泥量少，挖掘条件较好。 矿石中有用矿藏以钛铁矿及锆英石为主，两者赋存量份额为钛铁矿∶锆英石10～19∶1。除首要有用矿藏外，还伴生有独居石、金红石、锡石、磁铁矿及微量黄金等多种有价矿藏可归纳收回。脉石矿藏以石英为主，其他为少数长石、云母，其总量占原矿总矿藏量的97%左右。因为矿石粒度均匀，无卵石，粗粒及细泥含量均较少，有用矿藏绝大部分呈单体存在，并且有用矿藏与脉石矿藏间有显着的密度差，故可选性较好。该矿区的原矿多项分析、筛分分析及矿藏量分析别离见表1、表2、表3。表1  原矿多项分析成果表项目称号SiO2Fe2O3Al2O3CaOMgOVP2O5MnTR2O3TiO2ZrO2Ta2O5Nb2O3含量，%81.061.142.201.131.070.00320.1990.0390.0361.010.0880.00160.0033 表2  原矿筛分分析表粒度mm分量，%档次，%占有率，%单个累积TiO2ZrO2TiO2ZrO2单个累积单个累积1.002.650.0730.00650.130.160.87.269.910.0720.00590.490.670.390.550.6313.5523.460.0440.00630.561.230.771.320.511.5435.000.0580.00630.631.860.661.980.416.1351.130.0840.00611.283.140.892.870.320.7471.870.120.00762.345.481.424.290.217.6289.490.440.0117.3012.781.756.040.167.1696.654.400.1429.6742.459.0515.090.102.6999.3419.902.0650.4292.8750.0465.130.080.3899.7217.839.346.3899.2532.0097.19－0.080.281002.831.110.751002.81100算计1001.0620.11100表3  原矿矿藏量分析表矿藏称号含量，%矿藏称号含量，%钛铁矿1.5028磁铁矿0.0338锐钛矿金红石0.0231褐铁矿0.0189白钛矿0.0514铁铝榴石0.0290榍石0.0318钙铝榴石0.0086锆英石0.1253尖晶石0.0118独居石0.0314绿帘石  十字石0.0360钍石0.003黄玉  蓝晶石0.0063磷钇矿0.008角闪石、电气石0.7739锡石0.0004石英、长石、方解石97.1200赤铁矿0.1946算计100.00 三、采选工艺流程及技能经济目标 （一）采选厂 乌场钛矿采选厂是选用一整套移动式采选联合设备进行出产的。全套设备于1981年建成，1982年投产。整套设备由采运体系、储矿给矿缓冲体系及移动选厂三个部份组成。 采矿选用69－4型斗轮式挖掘机进行干采，采矿工艺简略，作业接连，回采率高，操控便利，出产成本低。采矿方法选用前端式作业面法，采掘面宽度为15米，出产才能100吨／时，斗轮直径1.6米，9个挖斗，每个斗容积为11升，斗轮挖掘机总装机功率为33千瓦，总重13吨。采矿单位电耗为0.25千瓦·时∕吨·原矿，约为水采的 。 采出矿经斗轮挖掘机排料皮带运送机给到两台长45米的移动式皮带运送机进行接连运送。斗轮机与两台45米皮带运送机合作，每个采矿周期采幅可选宽15米，长200米。在此周期内，矿仓及选厂无需移动。依挖掘厚度而异，每周期可采矿景约2850米。 移动式矿仓由进料皮带运送机、矿仓、圆盘给矿机及履带式移动设备等组成。45米皮带运送机米矿，经矿仓入料皮带运送机给入容积为55米3矿仓，其缓冲才能为55分钟。在矿仓底部装有φ2米圆盘给矿机一台，用于操控给矿量。矿仓至移动选厂的排矿皮带运送机上装有DZB－2A型电子皮带秤进行矿量的检测及记载。 矿仓排矿送到移动选厂进跋涉别。移动选厂为电机驱动履带式自行移动。选厂底盘面积为宽5米，长8米。总高度11米，总分量约26吨，行走速度0.9公里／时。定位作业时，有四个辅佐支撑脚固定。移动选厂分上，下两层，基层为一高两米的作业间，内装驾驶台，砂泵、电器操控等设备；上层为一露天渠道，装有斜面冲击筛、圆锥选矿机、螺旋溜槽及矿浆浓度测定仪等设备。圆锥选矿机本机附有四层操作渠道，螺旋溜槽设有两层作业渠道。 干矿当选厂，首要加水构成高浓度矿浆，矿浆浓度为70%～72%。矿浆自流到一台五联500×1000毫米的斜面冲击筛进行筛分，＋1.2毫米筛上产品包含粗砂、贝壳及杂草等异物作尾矿丢掉，－1.2毫米筛下产品由一台6.35厘米（2英寸）PS砂泵扬送至圆锥选矿机进行粗选。在圆锥选矿机给矿管上装有QN－I型浓度计，进行浓度检测及记载。原矿经圆锥选矿机粗选丢掉尾矿，选用砂泵扬送到采空区复砂堤；中矿回来至本机二段选别再选；精矿送至螺旋溜槽进行精选。螺旋溜槽精选分两段进行。一段精选螺旋溜槽精矿给二段螺旋溜槽精选；中矿回来至圆锥选矿机再选，尾矿抛弃。二段精选螺旋溜槽精矿为采选厂终究精矿；中矿回来至本段螺旋溜槽给矿再选；尾矿返至一段精选螺旋溜槽再选。采选厂全景、移动选厂表面、设备联络图及圆锥选矿机内部流程图别离见图1、图2、图3，图4，所用设备见表4。图1  采选厂全景图图2  移动选厂外观图图4  圆锥选矿机内部流程图 表4  采选新工艺设备表序号设备称号规格型号单位数量功率kW1斗轮挖掘机69  4台1252移动式皮带运送机L45m，B0.5m台27.53皮带运送机L20m，B0.5m台17.04移动矿仓55m台15圆盘给矿机φ2m台1136皮带运送机L15m，B0.5m台14.57电子皮带秤DZCB－2A台18造浆斗台19斜面冲击筛560×1000mm个12.910原矿砂泵－PS台122.911浓度计QN－1台112圆锥选矿机2米7层台113扇形溜槽940×290mm台1214圆锥精矿泵－PS台113.015圆锥中矿泵－PS台122.016圆锥尾矿泵－PS台122.017螺旋溜槽分浆斗个118一次精选螺旋溜槽φ900  4节4头台319砂泵1PN台13.020二次精选螺旋溜槽φ900  4头4节台1    移动选矿厂工业实验、试出产及1982～1986年出产技能目标见表5。采选厂电耗：1.79～3.52千瓦·时／吨·原矿；水耗：1.5～2.0吨∕吨·原矿。 表5  移动选矿厂出产技能目标表时期精矿 产率，%档次，%收回率，%原矿精矿尾矿精矿尾矿TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2工业 实验1.6500.730.07837.204.170.0120.009584.2088.2615.8011.74试出产1.3191.010.12333.603.850.1840.013382.2177.2817.7922.721982年1.03－－33.25－－－71.79－－－1983年1.11－－34.72－－－68.17－－－1984年1.24－－36.11－－－73.15－－－1985年1.47－－37.55－－－78.13－―－1986年1.46－－37.18－－－76.00－－－     （二）精选厂     乌场钛矿精选厂是我国规划较大，工艺流程比较完善的海边砂矿精选厂之一。该厂除出产钛精矿外还归纳收回锆英石、独居石、金红石，锡石等多种副产品。该厂因为粗精矿自给率比较高，故经济效益较好；对缺乏部分粗精矿靠收买土法出产产品弥补。     该厂精选工艺流程，选用预先摇床重选丢尾，磁选收回钛铁矿，然后电选分组，再用强磁选、电选，浮选及重选等联合工艺进行别离及提纯，归纳收回锆英石、独居石、金红石、锡石及残存的钛铁矿。该厂精选流程见图5。精选厂技能目标见表6。图5  乌场钛矿精矿厂工艺流程 表6  乌场钛矿精选厂技能目标产品钛铁矿，%锆英石，%金红石，%生居石，%项目档次TiO2收回率档次（ZrHf）O2收回率档次TiO2收回率档次TR2O3＋TRO2收回率1982年50.2588.6565.3146.087.95－61.92－1983年50.3181.1965.2147.089.65－61.77－1984年50.2681.9865.1047.590.14－61.10－1985年50.4681.9265.0449.590.21－61.10－1986年50.4081.7065.1551.090.05－60.90－

一、钛锆资源和产值     1.钛资源及产值     全世界已探明钛资源储量为7.1亿吨（按钛计、下同），其间钛铁矿储量为5.6亿吨,金红石储量为1.7亿吨，钛工业储量为2.7亿吨。世界钛资源按矿床类型及矿藏品种的赋存情况见表1，国外钛资源储量见表2，产值见表3。 表1 钛资源赋存情况表  矿藏别储量，%砂矿床，%脉矿床，%钛铁矿 金红石 算计92.8 7.2 100.041.4 100 45.658.6 — 54.4   表2 1980年国外钛矿储量，万t钛（括号内为所占%）  洲别国别钛铁矿金红石储量资源算计储量资源算计北美加拿大 哥斯达黎加 美国 墨西哥 算计4459(22%) — 1547(7.7%) — 60063367 91 7189 — 106477826(14%) 91 7189 — 16653— — 91 — 9118.2 — 692 264 97418.2 — 783(5%) 264 1065南美阿根廷 巴西 乌拉圭 算计— 91 — 9191 182 182 45591 273 182 546— 5460(74%) — 5460— 3640 ﹤5 3640— 9100(59%) ﹤5 9100欧洲芬兰 挪威 苏联 意大利 算计273 3640(18%) 364(1.8%) — 427791 455 1456 — 2002364 4095(7.5%) 1820 — 6279— — 146 246(3.3%) 392— — 136.0 409.5 546— — 282 655 938非洲莫桑比克 塞内加尔 南非 坦桑尼亚 埃及 上沃尔特 塞拉利昂算计①— — 3003(15%) — 91 — — — 30941183 182 10647 364 819 364 — — 136501183 182 13650(25%) 364 910 364 — — 16744— — 291 — — — 164 — 455109 9.1 27.3 — — — 1456 ﹤5 1601109 9.1 318.3 — — — 1620(10.6%) ﹤5 2056亚洲印度 印度尼西亚 马来西亚 斯里兰卡 算计①4550(22.7%) — — 91 46417280 91 91 91 764411830(21.7%) 91 91 182 12285455(6.1%) — — 18 4731092 — — 9.1 11011547(10%) — — 27.1 1574大洋洲澳大利亚 新西兰 算计1638(8.1%) — 1638819 637 14562457(4.5%) 637 3094546(7.4%) — 546145.6 — 145.6692(4.5%) — 692世界算计1974735854556017417800815425钛矿和金红石总储量储量  27164        资源量  43862        资源总量  71026钍铁矿和金红石总储量(按TiO2计)储量  45364        资源量  73250        资源总量  118613       ①算计中包含其他地区的91万t储量。[next] 表3  世界钛精矿产量表，万tTiO2计  国别金红石钛铁矿算计产值%产值%产值%加拿大 美国 巴西 南非 塞拉利昂 芬兰 挪威 印度 斯里兰卡 马来西亚 澳大利亚 其他 世界算计— — 0.0125 3.8810 5.1840 — — 0.8710 1.3300 — 26.7085 2.873 40.86— — 0.03 9.50 12.69 — — 2.13 3.26 — 65.36 7.03 100.0033.39 34.95 0.76 31.50 — 5.85 36.89 8.42 3.71 10.26 65.43 22.08 253.2413.39 13.80 0.30 12.44 — 2.31 14.57 3.32 1.46 4.05 25.84 8.72 100.0033.39 34.95 0.77 35.38 5.18 5.85 36.89 9.29 5.04 10.26 92.14 24.95 294.0911.35 11.89 0.26 12.03 1.76 1.99 12.54 3.16 1.71 3.49 31.33 8.49 100.00     2.锆资源及产值     世界锆储量首要赋存于海边砂矿矿床中，只要少部分赋存于残积砂矿和原生矿中,工业价值不大。锆资源中首要矿藏是锆英石及斜锆矿，它们多与钛铁矿、独居石、金红石、磷钇矿、锡石等矿藏共生,呈归纳性砂矿床产出。澳大利亚锆资源及产值均居首位，其次为美国、南非等国，国外锆资源见表4、产值见表5。 表4  世界各国锆英石资源即，kt锆  国名储量其他资源总计美国 加拿大 巴西 苏联 马尔加什 南非 塞拉利昂 印度 马来西亚和泰国 斯里兰卡 澳大利亚 总计3628 — 907 2721 91 5442 454 3628 91 907 7256 251252721 907 227 1814 91 2721 1361 1814 91 454 2721 149226349 907 1134 4535 182 8163 1815 5442 182 1361 9977 40047   表5  世界首要锆英石出产国产值表，t  国别1979198019811982澳大利亚 南非 美国 其他 算计447000 86000 80000 8000 621000459000 103000 80000 8000 650000420000 110000 90000 10000 630000420000 130000 90000 10000 650000     二、钛锆精矿质量标准[next]     钛铅精矿质量因资源而异，尚无世界通用标准,故各出产国所属公司或供应商均依据其资源特色及用户要求拟定各自标准。我国钛精矿国家标准见表6，锆精矿标准见表7。 表6  我国钛精矿国家标准  类别用处等级化学成份，%粒度 mmTiO2杂质含量PSCaO+MgOFe2O3砂矿钛铁矿 精矿人工金红石钛铁合金高钛渣一级品①一类 二类52 500.030 0.025— —0.5 0.5— — 二级品 三级品 四级品 五级品50 49 49 480.030 0.040 0.050 0.070— — — —0.5 0.6 0.6 0.1— — — ——钛白等用一级品②一类 二类50 50-0.020 0.020— —— —10 13 二级品一类 二类49 490.020 0.025— —— —10 13 天然红精金石矿电焊条钛金属及化合物一级品 二级品 三级品 四级品93 90 87 850.020 0.030 0.040 0.0500.02 0.03 0.04 0.05— — —  0.5 0.8 1.0 1.2砂矿 -0.18  100% 脉矿 -0.25  100%       ①TiO2﹥57%，CaO+MgO﹤0.6%，P﹤0.045%作为一级品；       ②TiO2﹥52%,Fe2O3﹤10%,P﹤0.025%作为一级品 表7  我国锆英石精矿国家标准  等级化学成份，%粒度 mm(Zr,Hf)O2杂质含量TiO2P2O5Fe2O3Al2O3SiO2特级品 一级品 二级品 三级品 四级品 五级品65.50 65.00 65.00 63.00 60.00 55.000.3 0.5 1.0 2.5 3.5 8.00.20 0.25 0.35 0.50 0.80 1.500.10 0.25 0.30 0.50 0.80 1.500.8 0.8 0.8 1.0 1.2 1.534 34 34 33 32 31-0.4 -0.4 -0.4 -0.4 -0.4 -0.4     三、钛锆矿的选矿办法     钛锆矿的选矿所选用的选矿办法及工艺流程取决于矿床类型、矿石性质及矿藏组成等要素。鉴于钛原生矿（脉矿）矿石性质比较附近，意图矿藏品种比较简略,所选用的选矿办法及工艺流程共性较强；而钛砂矿和锆砂矿矿床中的钛、锆矿藏多与独居石、磷钇矿、锡石及贵金属等共生，呈归纳性砂矿床产出，所以,钛、锆砂矿的选矿从粗选至精选多归入一起的选矿工艺流程中进行。基此在本节中对钛、锆矿的选矿分为钛原生矿(脉矿)选矿及钛、锆砂矿选矿两部分叙说。     1.钛原生矿（脉矿）的选矿     现在工业上运用的钛原生矿（脉矿）均系含钛的复合铁矿。为运用其间的钛资源，依矿石性质而异,整个选矿进程可分预选、选铁及选钛三个阶段。其间选钛部分又可分为粗选及精选两个阶段进行。[next]     （1）预选     有的钛脉矿矿石，在破碎到必定程度的粗粒状态下即有适当数量的脉石到达根本单体解离,这些粗粒单体脉石可选用预选作业将其丢掉,到达添加选厂处理才能及进步当选档次的意图。预选作业可依据矿石性质在磨矿作业前的粗、中、细碎作业的适合阶段进行。预选常用办法为磁选及重选两种。     （2）选铁     含钛复合铁矿,现在工业上运用的首要意图是取得供炼铁用的铁精矿；关于含钒高的矿石则是取得供炼铁及提钒的钒铁精矿。选铁选用简略有用的磁选法进行。当选矿石经破碎（或先经预选）及磨矿,使其到达可选的单体解离度后,选用鼓式、带式弱磁场湿式磁选机选出铁精矿或钒铁精矿,磁选尾矿即为归纳收回钛的质料。     有的矿石铁、钛矿藏嵌布细密，选用单一选矿办法难以取得独自的精矿，则只经重选丢掉尾矿,将所取得的铁、钛混合精矿，直接进行焙烧及熔炼，出产出高纯生铁及钛渣产品。     （3）选钛     钛脉矿中钛的收回是在选出铁精矿后的磁选尾矿中进行。选钛选用的办法有重选、磁选、电选及浮选法,依矿石性质而异,选用适合的选矿办法组成不同的工艺流程进行选别。现在工业上所选用的选矿工艺流程有以下几品种型：     重选—电选工艺流程     重选—电选工艺流程特色是选用重选法粗选，电选法精选。重选选用的设备首要是螺旋选矿机(包含螺旋溜)，其次为摇床。选用圆锥选矿机重选，现在已进行到工业实验阶段，但至今没有正式用于出产。在重选粗选阶段意图是丢掉低密度脉石，取得供电选用的粗精矿。     电选选用的设备为辊式电选机，其意图是将重选粗精矿进一步富集,使产品到达终究精矿标准。关于含硫矿石，在粗、精选工艺之间一般选用浮选法作为脱除硫化矿的辅佐工艺。     重选—磁选—浮选工艺流程     重选—磁选—浮选工艺流程特色是对进入钛选其他原矿，首要分级，粗粒级选用重选粗选，磁选精选,细粒级选用浮选。重选选用摇床，磁选选用干式磁选机进行。浮选给矿粒度一般为-0.074毫米,所用浮选剂有硫酸、、油酸、柴油及等。     单—浮选工艺流程     单—浮选法是选别细粒嵌布钛脉矿比较有用的选矿办法。单一浮选工艺简略，操作办理便利,但由于药剂耗费会添加本钱，一起存在尾矿排放所带来的环境保护问题，所以现在工业运用尚不广泛。     钛浮选选用的浮选剂有硫酸、塔尔油、柴油及乳化剂Etoxolp-19等。为进步浮选作用，对当选矿与浮选剂在浮选前进行高浓度长期拌和具有必定作用。     2.钛锆砂矿的选矿     钛锆砂矿首要矿床类型为海边砂矿,其次为内陆砂矿。钛锆砂矿是原生矿在天然条件下经风化、破碎、富集生成。具有易采、易选、出产本钱低，产品质量好及伴生矿藏品种多，归纳收回价值大等长处,是比较抱负的矿产资源之一。钛铅砂矿是现在世界上钛铁矿、金红石、锆英石及独居石等矿产品的首要来历。     钛、锆砂矿除少数矿体上部有覆盖层需经剥离外,一般不需剥离即可选用千采或船采机械进行挖掘。干采机械有:推土机、铲运机、装载机及斗轮挖掘机等；船采所用采船有链斗式、搅吸式及斗轮式三种。采出矿石经皮带运输机或砂泵管道运送至粗选厂。钛、锆砂矿选厂分粗选及精选两个阶段进行。     （1）粗选     送至粗选厂的矿石，首要通过除渣、筛分、分级、脱泥及浓缩等必要的预备作业,然后给入粗选流程进行选别。     粗选的意图是将当选矿石按矿藏密度不同进行别离，丢掉低密度脉石矿藏尾矿，取得重矿藏含量达90%左右的重矿藏混合精矿，作为精选厂给料。     粗选厂一般与采矿作业纳为一体，组成采选厂。为习惯砂矿床特征，一般粗选厂均建为移动式,移动方法有水上浮船及陆地轨迹、履带、托板及定时拆迁等方法。     钛、锆砂矿粗选一般选用处理量大，收回率高又便于移动式选厂运用的设备,较遍及的是圆锥选矿机及螺旋选矿机,少数选用摇床。上述设备有单一运用的，也有合作运用的：单一圆锥选矿机首要用于规划大或原矿中重矿藏含量高的粗选厂；大都厂选用以圆锥选矿机粗选，螺旋选矿机再精选；一些规划较小的选矿厂,往往选用单一的螺旋选矿机粗选。[next]     （2）精选     钛、锆砂矿多系含有几种有价矿藏的归纳性矿床,精选的意图是将粗精矿中有收回价值的矿藏进行有用的别离及提纯，到达各自的精矿质量要求，使之成为产品精矿。     精选厂一般建成固定式。粗精矿选用轿车、火车或管道运送等方法运输到精选厂处理。精选作业分为湿式及干式两个阶段,以干法作业为主。依据粗精矿的性质，在精选工艺的前段一般选用部分湿法作业。有时在精选进程中还存在干法、湿法替换的进程，不过从能源耗费及简化工艺流程视点考虑,在或许条件下力求削减这一进程。     精选厂的湿法作业品种有:选用摇床或螺旋选矿机重选,进一步丢掉残存在粗精矿中的密度小的脉石矿藏,关于含盐份的粗精矿，一起具有清洗盐份的作用；选用湿式磁选法预先选出部分易选钛精矿,削减干选当选矿量；在粗精矿中参加、、稀、焦亚等某种药剂进行高浓度拌和,到达铲除矿藏表面污染，进步精选作用的意图；选用浮选法进行锆英石、独居石产品的精选。     干式精选是按产品中各矿藏间的磁性、导电性、密度等差异进行分选。依粗精矿组成及性质而异,干选工艺流程的结构改变较大。关于矿藏组成比较复杂，归纳收回矿藏品种较多的粗精矿的干选，流程比较复杂,作业较多，流程结构改变也较大；关于矿藏组成简略的粗精矿，干选流程则很简略。     磁选是选用不同类型及场强的磁选机，比照磁化系数不同的矿藏间的分选，常用的磁选设备有：盘式(单盘、双盘、三盘)、穿插带式、辊式、对极式等磁选机，在干选流程中一般是首要选用弱磁选分选出强磁性矿藏——磁铁矿,然后选用中磁场选出大部分磁性较强又比较易选的钛铁矿产品。强磁选则用于部分磁性较弱的钛铁矿及独居石与非磁性矿藏锆英石、金红石、白钛石等的别离。     电选是运用粗精矿中矿藏间导电性的差异进行分选。所用电选机有辊式、板式、筛板式三种。电选在粗精矿干选流程中常用于导体与非导体矿藏间的分组；金红石与锆英石的别离；难选钛铁矿及锆英石、独居石等矿藏的精选。     在出产实践中，有时采纳改变磁场及电场强度等操作条件，使电、磁选作业替换进行,以增进分选作用。