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。

一般以为，岩矿和砂矿到达下列含量，才具有工业挖掘价值：岩矿的钛铁矿TiO2含量在10%~40%之间，或金红石TiO2含量在3%以上；砂矿含钛铁矿在15kg/m3以上，或金红石在2kg/3以上；某些伴生有多种有价值成分的共生矿，即便TiO2档次低一些，也可归纳考虑加以挖掘。     钛铁矿一般都稠浊有不少废砂石和复合其他矿藏，其TiO2档次较低。选矿就是依据这些矿藏不同的组成和不同的物理化学性质，选用不同的选矿办法，将钛铁矿与它们别离，以进步TiO2档次。因为钛铁矿常与许多矿藏伴生在一起，只用单一的选矿手法，很难选得TiO2档次高而杂质少的钛铁精矿。要进步TiO2档次，有必要依据不同的矿种，选用分段办法重复地选用不同的选矿办法组合加以选别，才干到达抱负的作用。     一、岩矿的选矿     岩矿主要是含钛复合铁矿，其结构细密，难采难选。一般选矿流程可分为以下几个阶段。     1.预 选      将挖掘得的岩矿，选丢掉部分尾砂，以进步选矿才能，进步当选档次和降低本钱，预选常用磁滑轮磁选、重介质旋流器及粗粒跳等法。     2.选 铁     经过选别含钛复合铁矿选铁，可以获得供炼铁用的铁精矿或钒铁精矿，而且可使大部分铁与钛别离。选铁常用磁选法。     3.选 钛     将选铁后的尾矿，经过多段破碎和筛分，依据各种矿源成分不同，选用重选、磁选、电选和少、浮选等各种办法，进步钛矿的TiO2档次。     二、砂矿的选矿     因为钛铁矿的物理化学性质安稳，相对密度较大，在多雨区域可以在冲刷、转移、水力分选的过程中堆积下来，富集在地表与河槽中，或被洪水冲至河流出口处、近海处堆积下来。所以钛铁矿广泛地产于海边砂矿、河槽砂矿、冲积砂矿、残坡砂矿和低谷砂矿中。     在河槽上的，常运用链斗式或搅吸式或斗轮式运送器将砂矿送至采矿船再处理。     在沙滩上的，常运用推土机、铲运机、装载机、斗轮挖掘机经皮带运输机或砂泵管道送到粗选厂。     采得的砂矿先经除渣、筛分、分级、脱泥和浓缩后进行粗选。云南矿还经湿辗。     粗选是依据矿藏的密度不同进行别离，丢掉密度小的脉石尾矿，获取密度大的重矿藏约90%，常用圆锥选矿机和螺旋选矿机，粗选厂都是移动式的，常与采矿结合在一起。     精选是选进行湿法的重选、湿法磁选和浮选，再进行干法的磁选、电选和重力别离等。[next]     三、常用的选矿办法     1.用手选矿的原理是依据不同矿藏的外形特征如顔色、光泽、粒度和晶型等不同，用目测手拣的办法将稠浊的杂质别离，开始将石英等脉石除掉，这是一种原始而简略的选矿办法以。适用于钛铁矿的粗选。     2.重力选 重力选亦属粗选，用于粗选的筛分。因为钛铁矿和其他杂质矿藏相对密度不同，在一种运动着的介质中，沉降速度的不同，使矿粒和杂质别离。含钛矿藏的相对密度大于4，选用重力选法可将大部分相对密度小于3的长石、石英等脉石矿藏除掉。钛铁矿的密度比少土大，选用流水冲刷，相对密度小的沙土就随水而流走，最终选分出密度较大的钛铁矿砂。可是经过重力选后的钛铁矿仍含有与钛铁矿相对密度附近的锆英石、独居石、金红石、白钛石、锡石、磁铁矿和铬铁矿等矿藏及一些脉石。大规模的重力选，可选用溜槽、筛选机、螺旋选矿机和摇床等。如选用洗矿、筛分和脱泥后再进行重力选，则可用螺旋机。筛分介质通常是水和空气。     3.浮  选     浮选是运用各种矿藏表面的化学或物理性质的不同，参加某些能发泡的浮选药剂，使其发生许多泡沫，因为不同矿藏在空气和水的界面上的浸湿度不同，发生有挑选的吸附，某种成分便随泡沫浮起而漂出，其他成分则沉积下来，而得以别离。在钛铁矿砂浮洗时，常用的浮选剂有硫酸化皂、邃古油、十二酸钠、水玻璃、、钠和烷基磺酸钠等。浮选设备有成套的标准设备。该法作用虽好。但本钱高，浮选剂的挑选和分配较杂乱，废水排放较难处理。     4.磁 选     磁选归于钛铁矿的精选。它是运用各种矿藏导磁率的不同，使它们经过一个磁场，因为对磁场的反响不同，导磁率高的被磁盘吸起，再失磁就掉下，集料漏斗将其搜集，导磁率低的不被吸起，留在原下或随转动着的皮带，作为尾矿带出去而得以别离。钛铁矿是能被磁铁招引而自身不能吸铁，可磁化又可去磁的顺磁性矿藏，其磁性属中性和弱磁性。矿藏的磁性由强到弱改变的次序是：磁铁矿＞钛铁矿＞赤铁矿＞石榴石＞黑云母＞独居石。而锆英石和金红石为非磁性矿藏。将粗矿经过单盘式或三盘式的干式磁选机，弱磁性的石榴石、独居石和非磁性的锆英石、金红石和脉石等就经过皮带别离出去。从钛铁矿选矿的实例得知，经几回磁选的钛铁矿砂其矿藏组成仍十分杂乱，仍含有较多的非钛矿藏。磁场的强度、电流巨细和温度凹凸对磁选的作用影响较大。此法对钛铁矿的选矿用得许多，为了确保矿的纯度，尽可能地除掉非钛矿藏，以利于出产的顺利进行。常常是将购进来的杂矿，在雷蒙磨磨矿前，先经一次磁选再进行破坏。     5.电 选电选也归于钛铁矿的精选，在选用其他办法达平到分选要求时而运用。选用这种静电选，一般能得到较好的作用。电选是依据矿藏在高压电场内电性的不同，而将不同矿藏进行选分的一种分法。运用两种矿藏的整流性不同，或它们的分选电位差值 超越3800V时，用静电选矿机选分。常用的有静电进矿机和电晕选矿机等。北海选矿厂精选工艺流程如下图所示。

CaTiO3 许多超导体及铁电体等往往具有钙钛矿型结构或其衍生结构，而超导体、铁电体在工业上特别是信息功能材料领域内有广泛的应用，因此，此处简单介绍钙钛矿的特征。 【化学组成】可有Na、K、Ce、Fe、Nb、Ta、Nd、La元素作为类质同像混入物。 【晶体结构】900°C以上为等轴晶系；a0=0.385 nm；Z=1。在600°C以下转变为斜方晶系；a0=0.537 nm,b0=0.764 nm,c0=0.544 nm；Z=4。在高温变体结构中,Ca2+位于立方晶胞的中心,为12个O2-包围成配位立方体八面体,配位数为12；Ti4位于立方晶胞的角顶,为6个O2-包围成配位八面体,配位数为6。［TiO6］八面体以共角顶的方式相联。整个结构也可以视为O2-和Ca2+共同组成六方最紧密堆积，Ti4+则充填于其八面体空隙中(图Y-9)。     图Y-9钙钛矿的晶体结构  (引自潘兆橹等，1993) 【形态】呈立方体晶形。在立方体晶面上常具平行晶棱的条纹,系高温变体转变为低温变体时产生聚片双晶的结果。 【物理性质】褐至灰黑色；条痕白至灰黄色；金刚光泽。解理不完全；参差状断口。硬度5.5～6。相对密度3.97～4.04(含Ce和Nb者较大)。 【成因及产状】常成副矿物见于碱性岩中,有时在蚀变的辉石岩中可以富集,主要与钛磁铁矿共生。 【鉴定特征】立方晶形及其晶面上的聚片双晶纹。 【主要用途】富集时可作为提炼钛、稀土和铌的矿物原料。

钒钛磁铁矿：这是我国钛铁矿岩矿床的首要矿石类型。依据攀枝花矿山公司的选矿研讨和出产实践，其钛铁矿精矿的选矿是在对钒钛磁铁矿石经一段磨矿(-0.4mm)，一粗、一精、一扫的磁选流程磁选出磁铁矿精矿(Fe51%～52%，TiO212.6%～13.4%，V2O50.5%～0.6%)之后的磁尾(矿)进行。 钒钛磁铁矿石以Fe与Ti方式细密共生赋存在钛磁铁矿中的TiO2(约占攀西区域TiO2总储量的53%)，因为赋存状况、粒度，以及在高炉冶炼绝大部分没有被复原而以TiO2方式进入炉渣的化学反应特性等要素，现在还难以用机械选矿办法收回使用。 可是，跟着攀枝花钢铁研讨所和北京钢铁研讨总院对钛磁铁矿的铁、钛、钒归纳收回而对冶炼工艺和技能的改善与进步，现已基本上打通流程，取得了活跃的效果。此外，还展开了复原磨选制取铁粉和归纳收回钒钛的实验。其流程是： 钒钛铁精矿—铁粉燧道窑 碳复原—V2O5 破碎磨矿— 富钒钛料—湿法别离—TiO2 重磁选别离 钛铁矿、金红石砂矿：这是我国现在出产钛铁矿和金红石精矿的首要矿石类型。依据海南中兴精密陶瓷微粉总厂和海南省冶金工业总公司所属沙老、南港、清澜(铺前)、乌场(保定)4个国有钛(砂)矿的出产实践，其钛铁矿、金红石、锆石、独居石砂矿的采矿、选矿工艺流程和各种精矿的技能指标如图3.5.10。采矿的回采率>95%，贫化率 为了进步资源的使用率和经济效益，削减中矿、尾矿的积压和对环境的污染，广州有色金属研讨院曾专题研讨了“海南岛海边砂矿难选中矿钛元素赋存状况及归纳收回途径”(第三届全国矿产资源归纳使用学术会议论文集，1990年)。该研讨、实验标明： ①钛元素首要赋存在以Ti4+与Fe2+呈类质同象置换而构成的钛-铁矿系列中;其间钛铁矿(含TiO252%～54%)和富铁钛铁矿(含TiO246%)所占的份额达66.2%，其次是富钛钛铁矿(含TiO256%～58%)占19.2%，钛赤铁矿(含TiO210.7%～19.5%)占14.6%。此外，钛元素还少量地赋存在金红石、锐钛矿、白钛石和榍石中。 ②难选中矿属钛铁矿、锆石、独居石、金红石、锐钛矿等的混合矿藏，矿藏粒度0.2～0.08mm(属可选粒度);选用二介质作“沉浮”选矿，比重 3.3的有用重矿藏下沉产率达73.5%。 ③在下沉的重矿藏中，除主收钛铁矿外，可归纳收回锆石、独居石、富钛钛铁矿和金红石;其有用的选矿流程有二：其一是有用重矿藏经电磁选场强6000Oe分选出占钛铁矿矿藏份额88.1%的磁性产品(TiO243%)，再经800℃、10min的氧化焙烧，最终经场强650Oe弱磁选，在磁选产品中可取得TiO250%～51%的钛铁矿精矿产品;其二是有用重矿藏(钛铁矿粗精矿，含TiO243%～46%)经电选(2.1kV，120r/min)，在导体产品中可取得TiO251%～53%的钛铁矿精矿产品。 ④在经场强8000—12000Oe磁选的尾矿中，再选用浮选，可取得合格的独居石精矿;再对其经场强>20000Oe磁选的非电磁性重矿藏尾矿中，选用电选，可在非导体性产品中取得合格的锆石精矿，在导体性产品中取得合格的金红石精矿。 国内外钛矿资源的90%以上用于出产钛白，钛白的出产工艺流程，首要有先进的氯化法、法和传统的硫酸法。

一、概况       江西离子吸附型稀土矿主要分布在该省的龙南、寻乌等地区。地质勘探工作已查明：龙南地区为离子吸附型重稀土矿；寻乌地区为离子吸附型轻稀土矿。1971年以来，龙南、寻乌等地区先后建成了七个矿点，采取化学选矿法从中提取和生产混合稀土。随着国内外对中、重稀土需要量的增加，促进了离子吸附型稀土矿生产的迅速发展。目前，从江西离子吸附型稀土矿中提取的稀土年产量，按氧化物计已占全国稀土总产量的15%～20%。       二、矿石性质       江西龙南、寻乌地区的离子吸附型稀土矿，系含稀土的花岗岩或火山岩经多年的风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细，可以无需爆破直接开采。稀土主要以离子形式吸附在高岭土等粘土矿物上，矿石中的稀土品位为0.088%～0.2%。这类矿床具有以下特点：       （一）稀土元素在矿石中80%～90%属离子吸附相，少部分稀土元素呈单矿物或类质同象矿物形态存在。       （二） 稀土元素大多数以离子形态吸附在高岭土等粘土矿物上，这些粘土矿物以埃洛石、高岭土、水云母为主。       （三）吸附在粘土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如NaCl、（NH4）2SO4 、NH3Cl、NH4AC等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。       离子吸附型稀土矿的上述特性，决定着可以用简单的化学选矿方法从这类矿石中有效地回收其稀土资源。       三、工艺流程及指标       （一）氯化钠法       用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土，是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一。从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤，滤液经石灰中和井补加食盐返回再用；滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。用NaCl处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺示于图1。    图1  用NaCl处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺       该工艺目前存在的主要问题是：浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。       （二）硫酸铵法       用（NH4）2SO4从离子吸附型矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于：用1%～2%的 （NH4）2SO4溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO＞90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸铵返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成土壤盐化问题。用（NH4）2SO4处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺示于图2。    图2  用（NH4）2SO4处理离子吸附型稀土矿的化学选矿工艺       （三）生产指标       1981年龙南和寻乌矿的生产指标列于表1从所列的指标可以看出：这两个矿的生产指标还比较低，稀土总回收率只有60%～65%。因此，合理的化学选矿工艺及采、选设备还有待进一步开发。   表1  1981年江西离子吸附型稀土矿的生产指标项  目龙南（重稀土）矿项  目寻乌（轻稀土）矿中、小矿大  矿浸出率，%81.0889.78浸出率，%80～89萃取稀土收率，%95灼烧水洗收率，%70.0072.00萃取分组收率，%94沉淀灼烧收率，%94稀土总收率，%52～5659.47稀土总收率，%65

该浸出工艺采用硫铵渗浸-碳铵沉淀，能处理低品位离子型稀土矿,其特点在于克服了硫铵渗浸-草酸沉淀工艺效率低、成本高的缺点.。 它通过改善药剂制度，控制选择性浸出条件和碳铵沉淀形态，使稀土总回收率较原工艺提高5%，达到80%左右。 由于采用高浓度硫铵渗浸，低浓度硫铵淋洗的加药制度，以及采用草酸铵代替草酸液沉淀稀土，使浸出液中含铅低，不必单独净化除铅，从而获得了过滤性能好的晶形稀土沉淀，解决了碳铵沉淀工艺中存在的难题。 该工艺流程简单，操作方便，避免了草酸的毒性，而且可利用原有草酸工艺的生产设施，有利于原有工艺的技术改造，成本低，经济效益显著。 其主要技术指标为：(原矿品位0.0839%)稀土总收率76.3%，生产药剂成本2.22元/吨，稀土质量>92%。

（一）钒钛烧结矿的化学成分    钒钛烧结矿除含TiO2和V2O5外，其他化学成分与普通烧结矿比较也有较大差异，依据TiO2含量凹凸，钒钛烧结矿可分为高钛型(攀钢)、中钛型(承钢)和低钛型(马钢)。    与普通烧结矿的化学成分比较，钒钛烧结矿具有“三低”、“三高”的特色。即烧结矿含铁低、FeO和SiO2含量低,TiO2、MgO、Al2O3含量高。   （二）钒钛烧结矿的矿藏组成    钒钛烧结矿的物相组成首要有：钛赤铁矿、钛磁铁矿、铁酸钙、钛榴石、钙钛矿、钛辉石、玻璃质等。    1.钒钛烧结矿的矿藏特色    钛赤铁矿是烧结矿中的首要含铁物相，一般可占烧结矿总量的40%～50%,是赤铁矿-钛铁矿固熔体，属六方晶系，反射光下呈灰白色，强非均质性，不透明，反射率25%,以Fe2O3为晶格，除Ti外，还固溶Mg、Al、Mn等元素。钒钛烧结矿中的钛赤铁矿以粒状、斑状结构为主，少量呈他型和自型柱状。一般出现在孔洞周围或钛磁铁矿晶粒周围构成包边或花边结构。钛赤铁矿的很多存在及其连晶效果，使烧结矿具有杰出的复原性和机械强度。    钛磁铁矿不同于普通烧结矿的磁性矿藏，是磁铁矿-钛铁晶石固溶体，是烧结矿中的首要含铁矿藏，其含量在25%～35%之间，是以Fe3O4为晶格的固熔体，其固溶有Ti、Mg、Mn、V、Al的氧化物。在反光下呈灰白色带褐彩、均质性、反射率为18%～22%,内反射不透明、强磁性、表面可被腐蚀、呈暗褐色。首要呈自形粒状和不规则他形柱状方法。也有从硅酸盐相中分出的自形、半自形八面体(多边形断面)及细微树枝状骸晶，部分钛磁铁矿常被赤铁矿色边。    铁酸钙首要存在于熔剂性钒钛烧结矿中，并随烧结碱度添加而添加，一般占烧结矿总量的3%～20%,在反光下为灰色带蓝彩，非均质性，反射率为16%。首要呈板粒状和针状，多与钛磁铁矿构成熔蚀结构和柱状交错结构。在剩余石灰颗粒边际构成很多的铁酸钙晶体。它具有好的复原性和高的抗压强度。    钛榴石在钒钛烧结矿中属硅酸盐相，一般占烧结矿总量的3%～15%,在熔剂性钒钛烧结矿中常可见到。首要呈粒状、浑圆状和树枝状集合体，单个区域钛榴石连成片。反射光下呈灰色，无内反色，反射率低(12%～13%).透射光下呈黄色、黄褐色，无解理，无双晶纹，属晚结晶的硅酸盐物相，对烧结矿起必定的粘结效果。从化学成分看，钒钛烧结矿中的钛榴石与天然钛榴石挨近。   钙钛矿是熔剂性钒钛烧结矿首要含钛矿藏，一般占烧结矿总量的2%～10%,属甲等轴晶系，反光下为灰白色，反射率为15%～16%,略低于钛磁铁矿固溶体，均质到非均质，内反射色为黄褐色，在透射光下，呈褐、黄、紫、红棕等多种色彩。干与色一级，有时出现反常干与色。钙钛矿在烧结矿中首要呈粒状、纺锤状、骨架状、树枝集合体，涣散于渣相或钛赤铁矿褐钛磁铁矿之间。其熔点很高(1970℃),结晶才能强，是晶出最早的物相。硬度高于钛磁铁矿。    钛辉石属斜方晶系，多呈短柱状，有时块状集合体存在，充填于钙钛矿、钛磁铁矿、钛赤铁矿之间，是钒钛烧结矿硅酸盐粘结相之一。在反射光下为深灰色，反射率稍高于玻璃相，透光下呈黄绿～浅红紫色，有用多色性。[next]    2.影响钒钛烧结矿矿藏组成的要素    烧结矿的矿藏组成，跟着烧结质料、烧结工艺条件等的改变有所区别。    (1)碱度的影响。不同碱度对钒钛烧结矿矿藏组成的影响见图.天然碱度钒钛烧结矿首要矿藏为钛磁铁矿、钛赤铁矿、铁橄榄石和玻璃隐晶质，钛赤铁矿和钛磁铁矿多为自形或半自形粗晶、晶体紧密结合为连晶，是天然碱度钒钛烧结矿的首要连接方法。其次是橄榄石和玻璃质，将连晶粘结，构成细孔均匀的海绵状结构，气孔一般为1～2mm.烧结矿结构细密、强度好、转鼓指数高、制品率高。但因很多磁铁矿被氧化，需求较长时刻，故笔直烧结速度低。    碱度1.0～2.0的熔剂性钒钛烧结矿，其首要矿藏为钛磁铁矿、钛赤铁矿、钙铁橄榄石、钛榴石、钙钛矿、铁酸钙、钛辉石和玻璃质。    碱度大于3.0的烧结矿，钛赤铁矿固熔体削减而钛磁铁矿固溶体添加，烧结矿外观发黑、光泽暗、铁酸钙显着添加。    (2)燃料用量对矿藏组成影响。钒钛烧结矿的矿藏组成随燃料用量的增减而改变，当燃料用量偏低时，烧结矿中钛赤铁矿含量高而玻璃质少，粘结相缺乏，烧结矿强度差。跟着燃料添加，复原气氛增强，烧结温度升高，烧结矿中钛磁铁矿和浮氏体显着添加，硅酸盐粘结相和铁酸钙添加，但钛赤铁矿很多削减，削弱钛赤铁矿连晶效果。当燃料超越必定量时，烧结矿中钛赤铁矿进一步下降，铁酸钙含量也低，而钙钛矿含量显着添加，此刻硅酸相无甚改变。因而，进步含碳量对进步钒钛烧结矿强度并晦气。    (3)TiO2含量对矿藏组成的影响。跟着烧结矿中TiO2含量的添加，钙钛矿量添加，铁酸钙量削减，一起钛辉石添加，玻璃质削减。[next]   （三）钒钛烧结矿的冶金功能    1.钒钛烧结矿的转鼓强度    钒钛烧结矿的转鼓强度一般较普通烧结矿低。其原因首要是:(1)烧结矿中SiO2含量低，构成的硅酸盐粘结相少;(2)因为TiO2含量较高，烧结过程中与CaO易构成性脆的钙钛矿;(3)烧结液相量少，粘结才能差。别的，因为矿藏特性所决议，此种烧结矿还具有耐磨不耐摔的特色。    添加配碳量虽可改进钒钛矿的转鼓强度，但当配碳量超越必定配比时，强度反而下降。配碳量的添加可促进烧结液相量增多，有利于转鼓强度的进步，但一起因为配碳量的添加导致复原气氛加强，铁酸盐削减，钙钛矿量添加，因而，应操控恰当的配碳。    2.烧结矿储存功能    钒钛烧结矿有较好的储存功能，其储存天然粉化率比普通烧结矿低得多。原因在于烧结矿冷却过程中，当温度下降到675℃时普通烧结矿中的正硅酸钙(2CaO•SiO2)发作相变(由β-2CaO•SiO2向γ-2CaO改变），体积发作急剧胀大(添加10%),引起烧结矿粉化；而钒钛烧结矿在烧结过程中无2CaO•SiO2生成，因烧结矿中SiO2含量低，即便烧结碱度达1.70,其CaO含量也仅为9.5%～9.1%,且部分CaO与TiO2构成钙钛矿(CaO•TiO2),故游离CaO很少。    3.钒钛烧结矿的复原功能    钒钛烧结矿因为氧化度高、FeO含量低，其复原功能较普通烧结矿好。影响钒钛烧结矿复原性的要素首要有碱度、FeO含量等。    (1)碱度的影响。碱度对钒钛烧结矿复原性的影响规则与普通烧结矿类似，随烧结矿碱度的进步，复原度显着上升。    (2)FeO含量的影响。钒钛烧结矿中FeO首要以钛磁铁矿和钙铁橄榄石方法存在，其复原性较差，但与普通烧结矿比较，其含量较低，比较之下复原性仍较好。跟着FeO含量的添加，钒钛烧结矿复原度呈直线下降，因而，钒钛磁铁精矿烧结时，应操控适合的FeO含量，在确保钒钛烧结矿强度的条件下，使之具有杰出的复原性。    (3)TiO2含量的影响。随钒钛矿中TiO2含量的添加，烧结矿的复原度下降。一般以为因为TiO2含量的添加，势必会导致烧结矿中含铁物相(如钛赤铁矿、铁酸钙盐等)削减，而脉石矿藏(如钙钛矿、钛辉石等)添加，而晦气于复原气体的分散。    4.钒钛烧结矿的低温复原粉化功能    一般以为，烧结矿低温(400～500℃)复原粉化的发生，首要是因为赤铁矿复原为磁铁矿的过程中，晶形的改变所造成的。钛赤铁矿有各种晶型，如粒状、斑状、树枝状、叶片状、骸晶状等。关于不同晶型，其复原粉化功能不同，其间以骸晶状菱形钛赤铁矿复原粉化最为严峻。    钒钛烧结矿的低温复原粉化率RDI-3.15比普通烧结矿高得多。攀钢烧结矿的RDI-3.15一般大于55%～60%,且当普通烧结矿中参加部分钒钛物料时，烧结矿的复原粉化率也会显着上升。    钒钛烧结矿低温复原粉化率高的原因是:(1)烧结矿中含有很多的钛赤铁矿(40%～50%),其间约50%以骸晶状菱形赤铁矿存在，别的还有部分钛赤铁矿以网格状占有于钛铁矿的方位上。复原时，因为晶型改变而引起胀大粉化。(2)烧结矿中SiO2含量低，起粘结效果的硅酸盐相少，加之不起粘结效果的钙钛矿的存在，它不只自身性脆，并且还阻碍钛赤铁矿和钛磁铁矿间的连晶效果，抗胀大粉化的才能下降.(3)钒钛烧结矿的物相组成较普通烧结矿的物相组成杂乱，其不同的热胀大性引起的内应力，在低温复原阶段会导致很多微裂纹的构成，然后也下降了烧结矿强度。    虽然钒钛烧结矿低温复原粉化现象较为严峻，但实践生产中，没有因烧结矿的低温复原粉化率高而引起高炉上部块状带透气恶化而成为约束冶炼强化的环节。对小高炉冶炼钒钛烧结矿的解剖查询，所测得的烧结矿粒度组成也未发现反常。    进步烧结矿中FeO含量，能够削减再生赤铁矿的数量，下下降温复原粉化率，但FeO过高会引起烧结矿复原性的恶化。为此，攀钢在制品烧结矿上喷洒卤化物水溶液，使烧结矿低温复原粉化现象得到大幅度改进。    5.钒钛烧结矿的软熔滴落功能    烧结矿的矿藏组成决议了其软熔滴落功能，因为钒钛烧结矿高熔点矿藏多，致使其软化温度高，一起又因高熔点矿藏熔点不同大，因而其熔滴温度区间宽，且滴落过程中渣铁分离差，渣中带铁多。影响钒钛烧结矿软熔滴落功能的首要要素有烧结矿的碱度、TiO2含量等。    碱度对钒钛烧结矿软熔滴落功能的影响研讨。随碱度进步，烧结矿软化开端温度(Ta)、软化终了温度(Ts)(熔化开端温度)、开端熔滴温度(Tm)上升，软化温度区间(ΔTs-a)和熔滴温度区间(Tc)变窄，压差陡升，温度(TΔp)上升，最高压差(ΔPmax)减小，熔滴带厚度(H)变薄。    TiO2含量对钒钛烧结矿软熔滴落功能的影响的的研讨。随烧结矿中TiO2含量添加，开端滴落温度下降，压差陡升温度下降，最高压差减小，软熔温度区间变宽，滴落时刻延伸。

怎么找钛矿 找钛矿标志 1、沿陈旧地块、地块边际、深大开裂散布的超基性-基性杂岩体，是寻觅钒钛磁铁矿床的好去处。如扬子地台西缘的盐源-丽江台缘拗陷、康滇地轴、华北地台北缘深大开裂、勉略宁区域、中天山、左权桐峪、代县黑山谷、黎城西头、怀柔新地、昌平上庄、舞阳赵案庄、兴宁霞岚、哈密尾亚和黑龙江呼玛等。其富集成矿规则是：在晚期岩浆阶段，钛成独立矿藏或成类质同象参加铁的氧化物，能够构成具工业价值的分异型和贯入型的钛铁矿床、钛磁铁矿床。 2、滨临基性-超基性岩区及老蜕变岩区的滨海堆积、残坡积和河流冲积物，是寻觅钛铁矿、金红石等砂矿的好去处。首要散布在海南岛(省)东部滨海，即万宁保定、南桥、东澳-龙保、横山、坑垄、琼海沙老、南港、博敖、潭门、文峰岭、文昌辅前、三更寺、陵水乌石-港坡、万洲坡、新村港、南湾岭、三亚马岭、儋州龙山、徐闻柳尾、陆丰甲子、阳江南山海、吴川吴阳、厦门黄厝、诏安宫口、合浦石康、保山板桥、藤县东胜、三吉壤、翰池、苍梧、定南车步、赤水、健康大同、岳阳新墙河、华容三郎堰、湘阴望湘、勐海勐河、勐往、健康付家河、月河恒口、岑溪义昌河、陵水陵水河、珲春珲春河等地。 3、超基性至中基性区域蜕变岩区，是寻觅金红石矿床的好去处。如枣阳大阜山、代县碾子沟、瑞安仙岩、大河熊山谷、西峡县八庙子沟、新县红显边、杨冲、莱西刘家庄等地。 4、人工重砂反常。因为钛矿藏比重较大，抗风化能力强，在风化剥蚀条件下，易于堆积于水系下流、堆积物或土壤底层，并富集成矿。有时在堆积的铝土矿及红土内也有钛的集合。 5、磁反常。常用于寻觅原生钛矿，因为原生钛矿中的钛铁矿、钛磁铁矿具有弱磁性，并且岩浆型和蜕变型钛矿中往往与磁铁矿共生或伴生，会显示出较强的磁性。 怎么找铀矿 依据地质环境，可将铀资源划分为以下矿床类型： 1)不整合型产于大型腐蚀不整合面邻近，多构成于16亿年-18亿年前，往往含有砷、镍、钼和金等元素; 2)砂岩型原生矿石中含有的铀矿藏是沥青铀矿和铀石，氧化后生成次生铀矿藏，如钾铀矿、钒钙铀矿和铀矿，合适原地浸出; 3)石英卵石砾岩型仅存在于缺氧条件下构成的早元古代堆积岩中，如兰德式矿床，为黄金的副产品; 4)脉型指填充于裂缝、裂隙或角砾岩中的矿床; 5)角砾杂岩型构成于非造山期的元古代古陆中，围岩为富含火山碎屑的石英岩和堆积岩，铀矿化产于近花岗基底杂岩之上的岩层中，矿石一般呈层状和不整合方式产出，伴有铜、银、金等; 6)侵入岩型(斑岩型)是指与侵入岩或深源岩有关的铀矿床，如白岗岩和碳酸岩; 7)磷灰岩型指含有低档次铀的磷灰岩，为磷酸工业的副产品; 8)破火山口型赋存于破火山口中，铀和钼、银等富集在火山筒的渗透性角砾岩填充物中和火山筒周围的弧形开裂带中; 9)火山岩型产于酸性火山岩的层状或锥状火山组织中，与钼、氟等伴生; 10)钙结砾岩型是构成于第四纪，埋藏浅，与钙化堆积物有关，堆积环境是泥碳、沼地、岩溶窟窿和裂隙; 11)告知型产于微斜长石花岗岩的告知岩中; 12)蜕变型构成在堆积蜕变岩或火山堆积岩中; 13)褐煤型产于褐煤和直接接近褐煤的粘土或砂岩中; 14)黑色页岩型五元素缔造，铀的含量很低，只能作为副产品; 15)其他类型矿床，如美国新墨西哥州格兰茨区的托迪尔托石灰岩矿床。 找铀矿标志 1、因为铀具有放射性，能够用航空放射性丈量和地上放射性丈量来寻觅铀矿床; 2、使用色彩斑斓的铀的次生矿藏来寻觅，如钙铀云母、铜铀云母、铀矿、钒钾铀矿、橙黄铀矿等; 3、使用共生脉石矿藏的变色来寻觅铀矿，放射性能使萤石变紫、水晶成为烟水晶、钻石变绿、黄玉发蓝，锆石中的铀能够在黑云母中发生多色性晕圈。放射线的照耀能使一些矿藏宣布荧光、磷光; 4、使用特征的围岩蚀变来寻觅，与铀矿化有关的蚀变组合有：硅化、红化、绢云母化、绿泥石化和碳酸盐化等。红化可使钾长石、斜长石、绿泥石，乃至石英、方解石等变红，这是因为含铁矿藏的二价铁受放射性效果而变成三价铁所造成的，在这些矿藏中往往呈现微粒赤铁矿，首要沿解理纹及不规则的裂隙散布; 5、具有铀、钍地球化学反常;花岗岩基底的红盆地周边的砂岩、黑色岩系、含煤含磷层位、碱告知岩区、火山红层区等。

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钠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)主矿及钛、锆选矿选矿两部分叙说。 一、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。 （一）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。 （二）选铁 含铁复合铁矿，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、带式弱磁场温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，直接进行熔烧及熔炼，出产出高纯生铁及铁渣产品。 （三）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－电选工艺流程特点是选用重选法粗选，电选法精选。重选选用的设备首要是螺旋选矿机(包含螺旋溜槽)，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－浮选工艺流程特点是对进入钛选其他原矿，首要分级，租粒级选用重选粗选，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。 单一浮选工艺流程 单一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。 二、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。铁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。 （一）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，然后给人粗选流程进行选别。 粗选的意图是将人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广，往往选用单一的螺旋选矿机粗选。 （二）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。

现在工业上使用的钛原生矿（脉矿）均系含钛的复合铁矿。为使用其间的钛资源，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。 一、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。预选作业可根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。 二、选铁 含钛复合铁矿，现在工业上使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、带式弱磁场温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。 三、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种类型： 重选－电选工艺流程 重选－电选工艺流程特点是选用重选法粗选，电选法精选。重选选用的设备首要是螺旋选矿机（包含螺旋溜槽），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－浮选工艺流程特点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，磁选选用于式磁选机进行。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－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，所以现在工业使用尚不广泛。 钛浮选选用的浮选剂有硫酸、塔尔油、柴油及乳化剂Et－oxolp－19等。为进步浮选效果，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效果。

用做光催化的钛主要有两种晶型：锐钛型和金红石型，其间锐钛型的催化活性较高。锐钛型的质量密度（3.849g/cm3)略小于金红石型（4.250g/cm3），其带隙能3.2eV,略大于金红石型（3.0eV）。金红石型钛对氧气的吸附才能较差，比表面积较小，因而光生电子和空穴简单复合，催化活性受到影响，抗菌功能较低。如表所示，在其他物质成分完全相同条件下，增加金红石型钛的制品，其灭菌率(45.35％）远远低于增加等量锐铁型钛的制品的灭菌率(99.28％），证明了锐钛型钛的抗菌功能显着优于金红石型钛。

我国风化壳淋积型稀土矿20世纪60年代末期首先在江西省龙南足洞发现离子吸附重稀土矿及寻乌河岭离子吸附轻稀土矿后，相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中、量大。离子吸附型稀土矿是一种国外未见报导过的我国独特的新型稀土矿床。经20多年的研究，查明该类型矿分布地面广，储量大，放射性低，开采容易，提取稀土工艺简单、成本低，产品质量好等特点。已探明工业储量100万吨（REO），远景储量1000多万吨。目前年生产含REO>60 %混合稀土精矿1万吨（REO）。 一、矿石性质 风化淋积型稀土矿系含稀土花岗岩或火山岩经多年风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细。在矿石中的稀土元素80%～90%呈离子状态吸附在高岭土、埃洛石和水云母等粘土矿物上；吸附在粘土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如 Na Cl、（NH4）2 SO4、NH4Cl、NH4Ac等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。 二、稀土提取工艺及技术指标 （一）氯化钠法 20世纪60年代末期发现该矿床后， 1970年即研究出“氯化钠池浸法”工艺 ，它是20世纪70年代处理这种类型矿石的主要方法。从采场运来的矿石，送进一个长方形的水泥池中浸泡，浸出液从池底的过滤层的排出口排出，浸渣人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，过滤的滤饼即为草酸稀土，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。 （二）硫酸铵池浸法 氯化钠浸矿法存在浸矿时间长，氯化钠浓度大，消耗量大，钠离子共沉淀多，影响一次灼烧产品，纯度只能达到70 %，需对一次灼烧产品水洗脱钠，再灼烧的复杂工艺，并且浸渣（尾矿）中含有大量氯化钠，造成土地盐化，污染环境。制定了用3%～5%硫酸铵溶液浸泡矿石、滤液草酸沉淀（由于草酸较贵，20世纪80年代末期已开始用碳酸氢铵代草酸作稀土沉淀剂，现在已应用在部份厂矿中生产晶型碳酸稀土）。草酸稀土一次灼烧即可获得含REO>90%的混合稀土氧化物，滤液补加硫酸铵返回再用。与氯化钠相比，硫酸铵浸矿能力强，用量少，铵离子沉淀少，灼烧时易挥发，浸渣不会造成土壤盐化。化学选矿的工艺流程见图1。图1  硫酸铵—草酸提取稀土工艺流程 （三）原地浸出法 池浸法工艺技术及设备条件简单，易操作，因而迅速发展，遍地开花。但是池浸法的最大缺点是生产1t氧化稀土，需开采的地表面积达200～800m2，采剥矿量大于1000m3，排放的尾砂量达800～1000m3，造成表土和植被严重破坏，水土流失，环境污染和资源浪费，稀土总回收率只30%～40%。为了克服这些缺点，早在1980～1985年，稀土地矿工作者就提出了地浸法的设想，以后又经“八•五”科技攻关，形成了较系统的工艺技术，地浸法的主要内容就是不把含有稀土的矿石挖出拿走，而是在含有离子型稀土矿的矿区或地段打井，通过地表注液井加入浸矿液，经过渗透和离子交换，有选择地将矿石中的稀土离子浸出并回收的工艺。溶浸液的回收有负压抽液和水封堵漏法，前者适应性较广。收集流出的溶浸液用草酸或碳酸氢铵沉淀，得到稀土氧化物产品，稀土浸取回收率70%～75%，这样地貌、地表和植被不遭破坏，稀土浸取与池浸比较成本低1200～3000元/ t REO。经过1990～1995年的科技攻关，地浸法获得了成功。现成已在江西龙南等部分矿山得到应用。

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＜5的酸性介质中，吸附于钛铁矿表面的油酸简单洗脱，洗刷后钛铁矿的可浮性显着下降。     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，如图1所示。各阶段的回收率和精矿档次的联系如图2所示。  图1  净功耗与调整时刻的联系 1—感应阶段；2—絮凝阶段；3—絮凝高峰阶段； 4—絮凝损坏阶段；5—涣散阶段  图2  钛铁矿的回收率与档次的联系 2—絮凝阶段；3—絮凝高峰阶段； 4—絮凝损坏阶段；5—涣散阶段[next]       由图可见，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、钦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     钛锆矿的选别办法 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。然后将摇床精矿按图3所示的流程处理。  图3  钛锆摇床精矿别离流程

我国既是铝土矿资源丰富的大国，也是需铝量较多的国家之一。目前，铝已成为我国仅次于钢铁的第二主要金属，占有色金饱和总产量的40％以上。堆积型铝土矿是我国华南地区生产金属铝的主要来源，其矿石在冶炼前一般须先关往洗矿厂进行洗矿和配矿，以保证矿石具有较合适而稳定的铝硅比（Al2O3品位与SiO2品位的比值）。随着开采的不断进行，一些堆积型铝土矿山面临着资源接替，如何综合规划已探明的新资源和即将开采完的老资源，实现采场与洗矿厂的合理匹配，从而达到尽可能多地利用低品位矿石，延长矿山服务年限的目的，成为这些矿山企业急需解决的难题。本研究运用现代物流规划、运筹学和系统工程思想，将洗矿厂厂址与配矿方案从宏观上统一起来，建立了混合整数的优化模型，并在某实际堆积型铝土矿山进行了成功应用。       一、问题的抽象       设某堆积型铝土矿有n个开采单元，第i个开采单元的保有原矿石量为Ci，矿山的服务年限为N；m个备选洗矿厂位置，第j个位置记为Xj，在此建洗矿厂的费用为Fj，洗矿厂建成后的原矿年处理能力为qj，每年由第i个开采单元运来的原矿量为Cij，相应的洗后净矿石的量为C′ij（净出矿率为hi）、Al2O3和SiO2的品位为Aj和Sj，来自所有开采单元的净矿石在该洗矿厂的配矿堆场经过破碎、配矿后送往冶炼厂的成品矿年产量为Pj、铝硅比在K1与K2之间；各洗矿厂合计每年处理的原矿石总量为Q1，洗矿后的净矿石总量为Q2；第i个开采单元与Xj间的距离为Dij，Xj与冶炼厂间的距离为Dj；卡车的单位运输成本为a。铝土矿产品的产出过程如图1所示。图1  堆积型铝土矿产品产出过程       现在的问题是：应该修建哪些洗矿厂以及如何合理安排各个采场和洗矿厂的年产计划，才能在保证送往冶炼厂的铝土矿产品的铝硅比达到设计要求的前提下，使建厂投资和运输费用最小。       二、洗矿厂址和配矿方案综合优化数学模型       如前所述，研究的核心是在保证配矿产品的铝硅比达到设计标准的前提下，确定合适的洗矿厂个数和位置，从而达到洗矿厂建厂投资和和平运输费用最小的目的。       从采场采出的原矿石价值很低，如果洗矿厂离采场太远，将导致原矿石在洗矿厂的运费过高而使洗矿厂的产品丧失增值空间，因此，须对第i个开采单元与备选洗矿厂位置Xj间的距离Dij加以限制，并将Xj设置为取决于Dij的开关变量，当Dij不超限时Xj中选而赋值为1，当Dij超限时Xj落选而赋值为0，以解决洗矿厂的个数和位置问题；另外，可以通过对配矿后矿石的铝硅比实行上、下限约束，合理搭配贫富矿石，使贫矿石得到最大限度的利用，同时确保从各个配矿堆场输出的矿石均满足冶炼厂对铝硅比的要求。       根据第1节的假设和以上思路，可以得出某堆积型铝土矿山在服务期内建洗矿厂和生产运输的总费用为相应的约束条件为：       （一）第i个开采单元在矿山服务期内采出的原矿总量          （二）第i个开采单元到第j个备选洗矿厂的卡车运输距离                        Dij≤L,       （三）第j个备选洗矿厂位置的赋值   Xj＝1（中选）或0（落选）（j＝1，2，…，m），       （四）第j个洗矿厂年处理原矿量    （五）第j个洗矿厂对来自第i个开采单元的原矿进行洗矿的净出矿率   hi＝(C′ij/Cij)×100%，       （六）第j个洗矿厂的配矿堆场送往冶炼厂的成品矿年产量    （七）第j个洗矿厂的配矿堆场配出成品矿的铝硅比    （八）m个洗矿厂年处理矿石总量    （九）m个配矿场年处理矿石总量    如此，按洗矿厂建厂投资和生产运输费用最小原则，即可建立堆积型铝土矿洗矿厂厂址和配矿方案的综合优化数学模型为    三、应用实例       某实际堆积型铝土矿共有42个开采单元、3个备选洗矿厂。各开采单元的存矿量及与各备选洗矿厂间的距离如表1所示，各备选洗矿厂的设计处理能力和建厂费用如表2所示。   表1  各开采单元存矿量及与备选洗矿厂间的距离                                    开采单 无序号保有原矿量/万t洗后总净矿量/万t洗后矿品位/%到备选洗矿厂运距/（10－3km）Al2O3SiO2到X1到X2到X31 2 ┆ 424.6740 67.1659 ┆ 8.74591.86960 26.86636 ┆ 3.4983686.26 84.28 ┆ 81.089.20 11.28 ┆ 14.654350.180 3492.979 ┆ 9570.0247865.217 7008.016 ┆ 6532.3961504.898 8598.146 ┆ 5084.180合计2750.29501100.11800   表2  备选洗矿厂设计年处理能力和建厂费用备选洗矿厂位置X1X2X3年处理能力qj/万t 建厂费用Fj/万元90 20000105 2130095 20950       该矿山设计服务年限为11a，洗矿厂处理原矿石的任务总量Q1为250万t/a、产出洗后矿的任务总量Q2为100万t/a、配矿产品的综合铝硅比为10±0.5，卡车的单位运输成本a为1.2万元/（万t·km），卡车从开采单元到洗矿厂的单次运输距离上限L为11km，位于X1、X2、X3处的3个备选洗矿厂到冶炼厂的距离分别为34.7km、34.8km、3km，要求确定洗矿厂的个数和位置，并合理安排各开采单元和洗矿厂的年生产计划，使洗矿厂建厂投资和生产运输费用最小，同时保证各洗矿厂配矿产品的铝硅比达到设计要求。       将已知条件代入堆积型铝土矿洗矿厂厂址和配矿方案综合优化数学模型，运用Dash Optimization  软件编程求解，结果如表3所示。   表3  计算结果变量名值变量名值变量名值变量名值minF Q1 Q2 X1 X2 X3 C(1,1) C(2,1) C(3,1) C(4,1) C(5,1) C(6,1)875357 250 100 1 0 0 0.4249 6.106 8.6785 6.7920 12.5719 4.415.3C(7,1) C(8,1) C(9,1) C(10,1) C(11,1) C(12,1) C(13,1) C(14,1) C(15,1) C(16,1) C(17,1) C(18,1)13.9644 3.5108 6.5542 16.3778 7.0202 7.8822 24.3702 6.1299 10.6006 10.5779 3.1672 5.8375C(19,1) C(20,1) C(21,1) C(22,1) C(23,1) C(24,1) C(25,1) C(26,1) C(27,1) C(28,1) C(29,1) C(30,1)3.7922 4.1683 21.7519 1.8961 2.0356 1.4621 2.9068 0.1910 0.0351 0.0937 0.9400 5.1418C(31,1) C(32,1) C(33,1) C(34,1) C(35,1) C(36,1) C(37,1) C(38,1) C(39,1) C(40,1) C(41,1) C(42,1)0.6911 4.9106 8.6051 9.5356 3.8387 0.2523 2.3108 18.7689 0.1109 0.7848 0.7951 0.6911     注：C(i,1)表示Cil。       由表3可知：在矿山整个服务期间，只需要建立位于X1处的1个洗矿厂即可，建厂和生产运输总费用为875357万元；第i个开采单元运往该洗矿厂的计划年原矿量为C（i,1）；该洗矿厂用于配矿的洗后矿计划年产出量为100万t。此方案已经在某实际堆积型铝土矿的前期生产中得到了成功应用。       四、结论       对于一些面临资源接替的堆积型铝土矿山而言，在确保配矿产品的铝硅比满足设计要求的前提下，尽可能地延长矿山服务年限和获得最大的经济效益是其共同目标。本研究借助于现代物流规划、运筹学等理论，结合矿山生产实践经验，建立了堆积型铝土矿洗矿厂厂址和配矿方案的综合优化数学模型，达到了如下目的：       （一）在资源储量及分布已知的情况下，确定了洗矿厂的位置和个数，实现了采场与洗矿厂之间的合理匹配。       （二）通过对不同品位的矿石进行合理调配，既实现了贫富矿兼采，降低了生产成本，延长了矿山服务年限，又保证了配矿产品的铝硅比满足要求。       （三）本模型的约束条件较为普遍，矿山企业可以根据实际生产情况灵活调整年作业计划，从而达到费用最省的目的。       （四）通过对约束条件进地增减，本模型的应用范围可以扩展。

离子吸附型稀土矿又称风化壳淋积型稀土矿，20 世纪60 年代末期首先在江西省龙南足洞发现，尔后相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中、量大。离子吸附型稀土矿是一种、国外未见报导过的我国独特的新型稀土矿床。经几十年的研究，查明该类型矿分布地面广，储量大，放射性低，开采容易，提取稀土工艺简单、成本低，产品质量好等特点。 英文名ion-absorbingtyperare earthsore 离子吸附型稀土矿，主要分布在我国江西、广东、湖南、广西、福建等地。 目前离子型稀土矿的提取方法有两种 (1)用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土 使用NaCl是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一，从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤，滤液经石灰中和并补加食盐返回再用;滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。该工艺目前存在的主要问题是浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。 (2)硫酸铵法 用(NH4)2SO4从离子吸附矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于，用1%~2%的(N H4) 2 SO,溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO> 90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸按返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成上壤盐化问题。

一、概况 我国攀西地区是一个钒钛磁铁矿矿产资源集中地，该区钛瓷源储量居世界首位，占我国钛资源总储量的95.8%。矿山一期巳投产的是兰尖矿，该矿于l966年开始筹建，1970年投产。采矿为露天开采，选矿采用磁选法选出铁精矿，作为攀枝花钢铁公司炼铁及提钒原料，选矿厂尾矿(磁尾)，即为选钛给矿。为充分合理的利用攀枝花钛资源，自1977年以来，全国各有关单位，从选钛、钛富料、钛白到海绵钛等各项工艺技术开展了大量科研工作，并取得了很大成绩，为攀枝花钛的综合利用奠定了基础。在选钛方面，于1970年建成了带有试验厂性质的选钛厂，给综合利用攀枝花钛资源创造了条件，也为将来大型选钛厂的建设打下了技术基础。现有选钛厂仅对部分磁选尾矿进行钛的综合回收，随着钛工业的发展，攀枝花将成为我国钛原料的主要生产基地。 二、矿石性质 攀枝花选钛厂给矿系攀枝花矿山公司密地选矿厂1～4系列的磁选尾矿，一般含TiO28%左右，含泥量较高，-0.045毫米粒级含量达34～39%。钛铁矿嵌布粒度一般在0.4毫米以下，+0.4毫米TiO2品位不高，可作尾矿丢弃。给矿中主要有价矿物为钛铁矿，其次为钛磁铁矿及少量磁黄铁矿等硫化物;脉石矿物以辉石为主，其次为斜长石等。选钛厂给矿主要化学成分、粒度组成及主要矿物含量和性质分别见表1、表2、表3。 表1 磁选尾矿主要化学成分成分TFeTiO2CoCuNiMnO含量，%13.828.630.0160.0190.0100.187成分SiO2Al2O3PSCaOMgO含量，%34.4011.060.0340.60911.217.66                                 表2 磁选尾矿粒度组成表，%取样日期1980.11.221981.11.30粒级，mmγβTiO2ξγβTiO2ξ＋0.634.602.481.323.031.920.74－0.63＋0.47.384.633.946.362.562.07－0.4＋0.3164.504.632.464.544.392.53－0.315＋0.255.355.673.504.946.233.91－0.25＋0.15410.379.4311.2813.527.1912.36－0.154＋0.111.7611.3515.4014.039.9117.66－0.1＋0.0714.4910.395.385.8510.077.48－0.071＋0.04515.729.6717.359.899.9912.55－0.04535.739.5139.1934.848.4740.71合计100.008.67100.00100.007.27100.00(续表2)取样日期1983.12.231984.7.5粒级，mmγβTiO2ξγβTiO2ξ＋0.632.562.340.703.431.920.68－0.63＋0.46.712.832.227.262.722.04－0.4＋0.3164.974.012.334.333.341.72－0.315＋0.255.445.663.615.144.562.42－0.25＋0.15414.498.3014.0314.628.6313.03－0.154＋0.112.0410.3814.638.9715.3414.21－0.1＋0.0718.2110.8810.465.9510.3917.12－0.071＋0.04511.3911.1514.8711.2910.0711.85－0.04534.199.2737.1030.019.1936.03合计100.008.54100.00100.009.68100.00表3 磁选尾矿中主要矿物含量及性质项目钛铁矿硫化物钛磁铁矿钛辉石等斜长石矿相对含量，%11.4～15.31.6～2.14.3～5.445.6～50.330.4～33.3单体解离度，%84.2～37.080.5～84.752.6～60.189.4～91.487.3～92.7密度，t∕m34.19～4.714.58～4.704.74～4.813.1～3.32.65～2.67硬度，kg∕mm2713～752295～426752～795933～1018762～894比磁化系数，cm3∕g240×10－64100×10－6－100×10－614×10－4比电里，Ω·cm1.75×1051.25×1041.38×1033.13×10＋3＞10＋4三、选矿工艺流程及技术指标 攀枝花选钛厂目前生产上采用的是重选粗选、电选精选的工艺流程。流程见图1。图1 选钛生产原则流程 密地选厂磁选尾矿自流到选钛厂，首先进入隔渣筛分脱泥作业，筛分粒度为0.4毫米，筛上产品含TiO2仅为2.35～3.80%，作尾矿丢弃。筛下产品人φ9米浓缩机脱泥，浓缩机溢流作尾矿丢弃，底流进入水力分级机，分成0.4～0.1毫米、0.1～0.04毫米，-0.04毫米三个级别。一级入螺旋选矿机粗选，二级入螺旋溜槽选别，分级溢流(-0.04毫米)作尾矿丢弃。经粗选丢尾后的一级及二级精矿合并，再经浮选脱硫、磁选除铁后，进行过滤干燥，然后再采用风力分级分成0.4～0.1毫米及0.1～0.04毫米两个级别分别进行电选，获得成品钛精矿，电选尾矿作最终尾矿丢弃。技术指标见表4。 表4 选钛厂生产技术指标表指标名称1982年1983年1984年给矿品位，TiO2%8.698.858.95粗选精矿品位，TiO2%29.0529.0529.71粗选尾矿品位，TiO2%6.926.686.31粗选回收率（理论），%26.7031.8437.45电选给矿品位，TiO2%29.0228.9629.34电选精矿品位，TiO2%47.0047.3347.07电选尾矿品位，TiO2%16.5814.3913.22电选回收率（理论），%66.2372.0476.40选钛总回收率（理论），%17.6822.9428.61

（1）用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土，是目前处理这种类型矿石的主要化学选矿方法之一。从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液通过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，经过滤、滤液经石灰中和并补加食盐返回再用；滤饼即为稀土草酸盐，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。该工艺目前存在的主要问题是浸渣含NaCl高，造成土壤盐化。       （2）硫酸铵法  用（NH4）2SO4从离子吸附矿石中提取稀土，是最近几年研究成功的一种方法。与NaCl法不同之处在于，用1%～2%的（NH4）2SO4溶液浸泡矿石，随后用草酸沉淀而获得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可获得含REO>90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸铵返回再用。与NaCl法相比，其浸渣不会造成土壤盐化问题。

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(Ti02)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(CaTi03)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CaTiSi05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。 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。

钛在地球上储量十分丰富，在地壳中含钛矿物有１４０多种，但现具有开采价值的仅十余种。已开采的钛矿物矿床可分为岩矿床和砂矿床两大类，岩矿床为火成岩矿，具有矿床集中、贮量大的特点，ＦｅＯ（相对于Ｆｅ２Ｏ３）含量高，脉石含量多，结构致密，且多是共生矿，这类矿床的主要矿物有钛铁矿、钛磁铁矿等，矿石选矿分离较为困难，产出的钛精矿ＴｉＯ２含量一般不超过５０％。    　　砂钛矿床是次生矿床，由岩矿床经风化剥离再经水流冲刷富集而成，主要集中在海岸、河滩、稻田等地，矿物有金红石、砂状钛铁矿、板钛矿、白钛矿等，该矿物的特点是：Ｆｅ２Ｏ３（相对于ＦｅＯ）含量较高、结构疏松、杂质易分离，选出的大部分精矿含Ｔｉｏ２达５０％以上。（见表１）。    　　　　　　　　表１　世界各地钛铁矿精矿的化学组成（％）    ────────────────────────────────    国别及地区　矿床类型 　TiO2 　　FeO　　Fe2O3　SiO2 　Al2O3 　P2O5    ────────────────────────────────    佛吉尼亚(美)　岩矿　　44.3　　35.9　　13.8 　 2.00 　1.21　 1.01    阿拉德(加)　　岩矿　　34.30 　27.50 　25.20 　4.30　 3.50　 0.015    挪威　　　　　岩矿　　43.90 　36.00 　11.10 　3.28 　0.85 　0.03    乌拉尔(俄)　　岩矿 　 48.07 　12.21 　24.59 　1.54 　4.66 　0.16    乌克兰 　　　 岩矿 　 58.46 　- 　　　27.80 　0.34　 4.04 0.19    攀枝花(中国)　岩矿 　 47.0 　34.27 　　5.55 　2.89 　1.34 　0.01    印度喀拉邦　　砂矿 　 54.20 　26.60 　14.20 　0.40 　1.25 　0.12    斯里兰卡 　　 砂矿 　 53.13 　19.11 　22.95 　0.86 　0.61 　0.05    马来西亚　　　砂矿　　55.30 　26.70 　13.00 　0.70 　0.59 　0.19    卡伯尔(澳)　　砂矿　　54.57 　25.15　 16.34 　0.53 　0.10 　0.13    巴西　　　　　砂矿 　 61.90 　1.90 　 30.20 　1.60 　0.25 　　-    新西兰 　　　 砂矿 　 46.50 　37.60 　3.30 　 4.10 　2.80　 0.22    佛罗里达(美)　砂矿　　64.10 　4.70 　25.60 　 0.30 　1.50 　0.21    广西(中国) 　 砂矿 　 50.94 　28.61 　16.68 　2.27 　1.07 　0.071    云南(中国)　　砂矿　　48.93 　32.37 　14.86 　0.81 　0.97 　0.03   国别及地区　矿床类型 　ZrO2 　　MgO　　MnO　　CaO　　V2O5 　Cr2O3    ────────────────────────────────    佛吉尼亚(美) 　岩矿 　　0.55 　0.07 　　　　 0.52 　0.16 0.27    阿拉德(加) 　　岩矿 　　- 　　 3.10 　0.16 　　0.90 　0.27 　0.10    挪威 　　　　　岩矿 　　1.09 　3.69 　0.33 　　0.18 　0.20 　0.03    乌拉尔(俄) 　　岩矿 　　- 　　 0.75 　2.25 　　0.62 　0.084　3.25    乌克兰 　　　　岩矿 　　- 　　 0.98 　0.86 　　0.20 　- 　　 3.58　    攀枝花(中国) 　岩矿 　　0.80 　6.12 　0.65 　　0.75 　0.095    印度喀拉邦 　　砂矿 　　- 　　 1.03 　0.40 　　0.40 　0.16 　0.07    斯里兰卡 　　　砂矿 　　0.10 　0.92 　0.94 　　0.26 　0.19 　0.09    马来西亚 　　　砂矿 　　- 　　 0.02 　0.70 　　0.50 　0.07 　0.03    卡伯尔(澳) 　　砂矿 　　0.07 　0.32 　1.67 　　0.30 　1.18 　0.04    巴西 　　　　　砂矿 　　- 　　 0.30 　0.30 　　0.10 　0.20 　0.10    新西兰 　　　　砂矿 　　- 　　 1.20 　1.20 　　1.40 　0.03 　0.03    佛罗里达(美) 　砂矿 　　 　　　0.35 　1.35 　　0.13 　0.13 　0.10    广西(中国) 　　砂矿 　　　　　 0.6 　 2.57 　　0.07    云南(中国) 　　砂矿 　　　　　 1.15 　0.62 　　0.23 　0.84

[next] 钒钛磁铁矿：这是我国钛铁矿岩矿床的首要矿石类型。依据攀枝花矿山公司的选矿研讨和出产实践，其钛铁矿精矿的选矿是在对钒钛磁铁矿石经一段磨矿（-0.4mm），一粗、一精、一扫的磁选流程磁选出磁铁矿精矿（Fe　51％～52％，TiO2　12.6％～13.4％，V2O5　0.5％～0.6％）之后的磁尾（矿）进行。磁尾矿（含TiO2　7％～9％）中粒状和部分片晶状钛铁矿精矿的选矿办法工艺流程如上图所示。选矿厂选钛车间规划目标见下表。攀枝花矿山公司选矿厂选钛车间规划目标选矿产品产率（%）品   位（%）收回率（%）TiO2FeCoTiO2Co原矿（磁尾）1007.5　　100100钛精矿5.548　0.01564.55硫钴精矿0.70.21　0.3060.0217.71次铁精矿2　42　　　尾矿91.82.83　0.00994477.74     钒钛磁铁矿石以Fe与Ti方式细密共生赋存在钛磁铁矿中的TiO2（约占攀西区域TiO2总储量的53％），因为赋存状况、粒度，以及在高炉冶炼绝大部分没有被复原而以TiO2方式进入炉渣的化学反应特性等要素，现在还难以用机械选矿办法收回使用。可是，跟着攀枝花钢铁研讨所和北京钢铁研讨总院对钛磁铁矿的铁、钛、钒归纳收回而对冶炼工艺和技能的改善与进步，现已基本上打通流程，取得了活跃的效果。此外，还展开了复原磨选制取铁粉和归纳收回钒钛的实验。其流程是：[next]钛铁矿、金红石砂矿：这是我国现在出产钛铁矿和金红石精矿的首要矿石类型。依据海南中兴精密陶瓷微粉总厂和海南省冶金工业总公司所属沙老、南港、清澜(铺前)、乌场（保定）4个国有钛（砂）矿的出产实践，其钛铁矿、金红石、锆石、独居石砂矿的采矿、选矿工艺流程和各种精矿的技能目标如下图。采矿的回采率＞95％，贫化率＜5％，选矿的总收回率达80%～85％。    为了进步资源的使用率和经济效益，削减中矿、尾矿的积压和对环境的污染，广州有色金属研讨院曾专题研讨了“海南岛海边砂矿难选中矿钛元素赋存状况及归纳收回途径”（第三届全国矿产资源归纳使用学术会议论文集，1990年）。该研讨、实验标明：①钛元素首要赋存在以Ti4+与Fe2+呈类质同象置换而构成的钛-铁矿系列中；其间钛铁矿（含TiO2　52％～54％）和富铁钛铁矿（含TiO2　46％）所占的份额达66.2％，其次是富钛钛铁矿（含TiO2　56 ％～58％）占19.2％，钛赤铁矿（含TiO2　10.7％～19.5％）占14.6％。此外，钛元素还少量地赋存在金红石、锐钛矿、白钛石和榍石中。②难选中矿属钛铁矿、锆石、独居石、金红石、锐钛矿等的混合矿藏，矿藏粒度0.2～0.08mm（属可选粒度）；选用二介质作“沉浮”选矿，比重＜3.3的非有用矿藏的上浮扫除率达19.76％，比重＞3.3的有用重矿藏下沉产率达73.5％。③在下沉的重矿藏中，除主收钛铁矿外，可归纳收回锆石、独居石、富钛钛铁矿和金红石；其有用的选矿流程有二：其一是有用重矿藏经电磁选场强6000Oe分选出占钛铁矿矿藏份额88.1％的磁性产品（TiO243％），再经800℃、10min的氧化焙烧，最终经场强650 Oe弱磁选，在磁选产品中可取得TiO250%～51％的钛铁矿精矿产品；其二是有用重矿藏（钛铁矿粗精矿，含TiO243%～46％）经电选（2.1kV，120r／min），在导体产品中可取得TiO2 51%～53％的钛铁矿精矿产品。④在经场强8000—12000 Oe磁选的尾矿中，再选用浮选，可取得合格的独居石精矿；再对其经场强＞20000 Oe磁选的非电磁性重矿藏尾矿中，选用电选，可在非导体性产品中取得合格的锆石精矿，在导体性产品中取得合格的金红石精矿。[next]

一、矿石性质       前苏联科拉半岛的铈铌钙钛矿产于碱性霓霞正长岩和异性霞石正长岩中，是一种含稀土、铌、钛的复合物。这种矿物的主要化学成分：含REO28.71%、ThO2 0.52%、Nb2O5 9.4%、Ta2O5 0.38%、TiO2 36.83%；矿物的密度为4.64～4.89克/厘米3；铈铌钙钛矿具有弱磁性。原矿含铈铌钙钛矿3.53%～3.70%，伴生的脉石有霞石、霓石等。矿石中有用矿物嵌布粒度较粗，一般可采用重选、磁选方法回收。       二、重选－磁选流程及选别指标       从矿山运来的矿石，采用两段破碎流程破碎至－20毫米，经一段磨矿磨至－1毫米送水力分级，粗粒级送跳汰，跳汰尾矿返回再磨。细粒级用摇床选别。所得的霞石－铈铌钙钛矿混合精矿用磁选除去霞石，获得含89%～91%铈铌钙钛矿的精矿，回收率为70%～75%。流程示于图1。    图1  回收铈铌钙钛矿的重－磁选流程       三、用浮选法从重选矿泥中进一步回收铈铌钙钛矿       用浮选法处理重选矿泥的流程（图2)：首先将矿泥中易浮的磷灰石浮出，经四次精选获得含P2O5 36%～38%、回收率83%～85%的磷灰石精矿。磷灰石浮选尾矿进一步脱泥，并添加水玻璃和捕收剂ИM－50，采用H2SO4使矿浆pH调整至5.4～4.8，进行铈铌钙钛矿和霞石浮选；上述两种矿物的浮选泡沫经酸处理后，采用草酸、六偏磷酸钠、ИM－50，在pH6.2～6.4的条件下浮选铈铌钙钛矿，经精选获得含铈铌钙钛矿95%的最终精矿，对重选矿泥的作业回收率为82%（对原矿而言大约增加8%～10%的回收率）。    图2  从重选矿泥中用浮选回收铈铌钙钛矿流程

攀枝花是国际闻名的钒钛之都，其钛储量占国内已探明储量的90.54％，国际已探明储量的35.17％，其潜在经济价值达8万亿美元。可是，现有钢铁出产工艺只能使用钒钛磁铁矿中钛质量分数的20％。铁精矿中的二氧化钛经高炉冶炼后根本进入高炉渣，最终随渣一同弃为废物。攀钢高炉渣中的二氧化钛质量分数达20％～23％，以攀钢年产400万t铁计，每年产出高炉渣320万t，其间有TiO2约90万t，按现在市场价核算，直接经济损失达50多亿元。攀钢已累计排放5000多万t含钛高炉渣，除其间一小部分用作建筑材料外，其他大部分都堆积在2个渣场内，现在的归纳使用率还不到15％，资源糟蹋严峻，并且对环境也有污染。因而，合理有用地使用攀钢含钛高炉渣具有严重的经济价值和社会效益。     国外的一些专家曾对从攀钢高炉渣中提取钛进行了研讨，但未提出有用的解决方案。近年来，我国科技工作者针对此渣展开了很多研讨工作，开端构成了“复合法”、“使用相别离法”、“高温炭化－低温氯化法”、“有价组分选择性分出法”、“用含钛高炉渣制取TiC14”等多种办法。这些办法虽各具优势，但又都存在一些问题，现在没有有任何一种办法能够完成产业化。     攀钢高钛型高炉渣分为水淬渣和非水淬渣。水淬渣是指从高炉出来后加水冷却构成的高炉渣，非水淬渣是指在空气中直接冷却得到的高炉渣。与水淬渣比较，非水淬高钛型高炉渣中晶体有序度较高，物理化学性质十分安稳，其间的TiO2在常温下几乎不溶于酸。针对非水淬高炉渣的特色，使用渣中TiO2对酸的安稳性，选用酸解法去除渣中可溶性杂质，制取富钛料渣并一起收回Fe、Al等有价元素，完成非水淬高钛型高炉渣的归纳使用。该方面的研讨，现在国内外相关文献中没有见有报导。     一、实验部分     （一）实验原料及设备     非水淬高钛型高炉渣取自四川攀枝花钢铁集团公司巴关河渣场，经枯燥、高能球磨和筛分后，粒度100～160目，化学成分见表1；分析纯、和均为成都科龙化工有限公司产品。 表1  非水淬高钛型高炉渣的化学组成％TiO2CaOMgOAl2O3SiO2ΣFe其他20.2420.168.1314.1323.558.485.31     实验首要设备：天津泰斯特仪器有限公司的SX2－1700℃箱式电阻炉；南京桑力电子设备厂的SYP－Ⅱ玻璃恒温水浴缸；北京市永光亮医疗仪器厂的202－电热恒温枯燥箱。     （二）实验办法     1、富钛料渣的制备     将100～160意图高炉渣在水浴中加热到必定温度，在拌和条件下用必定浓度的酸解必定时刻后，冷却，抽滤，洗刷，即得富钛料渣。     2、酸分化液中有价成分的提取     酸解液中参加，将Fe2＋氧化为Fe3＋；用（1＋1)调理pH为2.8～2.9，使Fe（OH）3沉积彻底，过滤、洗刷并枯燥后制得副产品Fe2O3；酸解液中继续加(1＋1)调理pH约为4.8，使Al（OH）3沉积彻底，过滤、洗刷并枯燥后制得A12O3；别离Fe、Al后的滤液中加调理pH为13～14，沉积出镁、钙等杂质，再经浓缩、冷冻结晶制得氯化铵晶体。     （三）分析办法     富钛料渣中TiO2质量分数选用硫酸高铁铵容量法（GB/T 4102.1－1983）测定；全铁质量分数选用重容量法（GB/T 4102.2－1983）测定；氧化铝质量分数选用EDTA容量法(GB/T4102.8－1983)测定；镁、钙质量分数选用EDTA容量法（GB/T 4102.12－1983）测定。     二、实验成果与评论     （一）高钛渣的酸解     1、温度对酸解渣中TiO2质量分数的影响     粒度100～160意图高炉渣30g，浓度7mol/L，反响时刻6h，反响温度对酸解作用的影响如图1所示。图1  温度对酸解渣中TiO2质量分数的影响     从图1看出：酸解渣中TiO2质量分数随反响温度升高而升高，在温度为70℃时趋于安稳。考虑到温度进步会使本钱添加，因而，最佳酸解温度以控制在70℃左右较为适合。     2、 浓度对酸解渣中TiO2质量分数的影响     反响温度90℃，反响时刻6h，酸渣质量比1.7∶1，酸解渣中TiO2质量分数随浓度的改变联系如图2所示。能够看出：浓度为7mol/L时，酸解渣中TiO2质量分数最高；浓度大于7mol/L，部分TiO2酸解进入液相，使酸解渣中TO2质量分数下降。因而，浓度以不高于7mol/L为宜。图2  浓度对酸解渣中TiO2质量分数的影响     3、反响时刻对酸解渣中TiO2质量分数的影响     反响温度90℃，浓度7mol/L，酸渣质量比1.7∶1，酸解渣中TiO2质量分数随反响时刻的改变联系如图3所示。能够看出：随反响时刻延伸，酸解渣中TiO2质量分数增大，在反响6h时达最大，为46.65％；尔后，反响时刻再延伸，TiO2会部分溶解，导致酸解渣中TiO2质量分数下降。因而，酸解反响时刻应控制在6h左右。图3  酸解时刻对酸解渣中TiO2质量分数的影响     4、酸渣质量比对酸解渣中TiO2质量分数影响     反响温度90℃，反响时刻6h，浓度7mol/L，酸渣质量比对酸解渣中TiO2质量分数的影响如图4所示。能够看出：酸渣质量比为1.7∶1时，酸解渣中TiO2质量分数最高，为46.5％；酸渣质量比大于1.7∶1， TiO2质量分数略有下降，因为与钛发作反响，生成TiOCl2溶于溶液中，而TiOCl2不易水解成TiO2，然后导致渣中TiO2质量分数下降。图4  酸渣质量比对酸解渣中TiO2质量分数的影响     （二）酸解工艺正交实验     为了断定酸解进程中各要素的影响及最佳工艺条件，依据单要素实验成果，选定4个要素—浓度，温度，酸渣质量比和酸解时刻进行正交实验。实验要素水平及成果见表2，3。 表2  正交实验要素与成果实验序号A浓度 /（mol·L－1）B温度 /℃C酸渣 质量比D酸解时刻 /hω（TiO2） /%16901.6∶1543.1426801.7∶1642.1236701.8∶1741.0547901.7∶1746.2257801.8∶1545.0167701.6∶1643.6378901.8∶1643.5088801.6∶1742.1098701.7∶1541.87 表3  各目标分析成果要素ABCDK1126.31126.55128.87130.02K2134.86129.23130.21129.25K3127.47132.86129.56129.37k142.1042.1842.9643.34k244.9543.0843.4043.08k342.4944.2943.1943.12R2.462.110.440.26     从表2，3看出，最佳反响条件为：浓度7mol/L，反响温度90℃，酸渣质量比1.7∶1，反响时刻7h，此条件下，富钛渣中TiO2质量分数为46.22％；连个影响要素中，对TiO2质量分数的影响次序为浓度(A)、反响温度(B)、酸渣质量比(C)和反响时刻(D)。     （三）酸解液中铁、铝的沉积别离     酸解液中含有铁、铝、钙、镁等金属离子和C1－，其间铁、铝为有价组分，C1－若直接排放会对环境发作晦气影响。因为Fe3＋和A13＋半径附近，在构成晶体进程中简略呈现类质同晶现象。所以，需先沉积Fe3＋，再沉积A13＋，之后参加调理pH，去除溶液中的Ca2＋，Mg2＋等离子。     依据难溶金属氢氧化物的溶度积，经过调理溶液的pH能够完成金属离子的分步沉积。由表4可知Fe3＋沉积彻底时的理论pH＝2.81，此刻A13＋，Mg2＋、Ca2＋还没有开端沉积；Al3＋沉积彻底时的理论pH＝4.71，此刻Mg2＋、Ca2＋还没开端沉积，而Fe3＋已沉积彻底。 表4  金属氢氧化物沉积时的pH    1、酸解液中铁的沉积     由铁盐水解电位可知：在pH约为2.3时，溶液中快速构成无定形Fe(OH)3；pH约为2.8时，Fe（OH）3。沉积很多构成；而A13＋开端沉积时的pH约为3.37，所以在pH为2.5～3.5之间进行铁的沉积实验，成果见表5。 表5  酸解液中铁沉积实验成果实验编号c（Fe3＋）/（mol·L－1）pH沉积物中ω（Fe（OH）3）/%收回率/%10.1412.5085.4050.2220.1392.8886.1273.2430.1403.1280.2373.2540.1423.5069.5173.2650.1922.5385.1456.8660.1902.8587.8176.8370.1883.1081.5875.1180.1923.5170.2076.85     从表5看出：开端呈现沉积时，溶液的pH为2.8左右，首要沉积物为Fe(OH)3，杂质分出的很少；pH＝2.8～2.9时，溶液中铁离子根本沉积彻底；pH大于3.10后，Fe(OH)3沉积量呈下降趋势，此刻A13＋或许开端沉积。归纳考虑，沉积铁的pH以2.8～2.9较适合。     2、酸解液中铝的沉积     A13＋的水解进程比较复杂。因为Al3＋往往在很短时刻内水解彻底，所以评论水解平衡比评论反响速率更有意义。一般来说，Al3＋的水解平衡首要取决于溶液中A13＋的浓度和溶液pH。由电位分析可知，pH≈4.1时， Al3＋水解聚兼并构成很多的无定形Al(OH)3；pH＝4.6时，Al（OH)3沉积很多构成。归纳考虑，沉积Al3＋的实验中，pH应控制在3.7～5.0之间。     取沉铁后的酸解液加热浓缩至［A13＋］＝0。140mol/L和［A13＋］＝0.187mol/L。各取200mL进行实验，实验成果见表6。 表6  酸解液中铝的沉积实验成果实验序号c（Al3＋）/（mol·L－1）pHω（Al（OH）3）/%收回率/%10.1253.7077.5629.5320.1234.0185.5650.4730.1204.5290.9064.3040.1214.8098.1485.7450.1205.0195.2683.9660.1633.7079.8730.3070.1614.0088.5050.3080.1644.5192.2165.5090.1604.8198.2986.80100.1605.0095.5083.91     由表6可知：溶液pH为3.7～4.8时，随pH升高，Al(OH)3分出量和收回率均逐步升高，并在pH＝4.8时到达最大，此刻沉积物中Al(OH)3质量分数为98.29％，收回率为86.80％；pH增大到5时，Al(OH)3质量分数和收回率都略有下降，原因或许是Al(OH)3发作部分溶解，构成AI(OH)4－。Al3＋浓度增大，尽管铝的水解度下降，但水解的铝的总量添加，因而，Al(OH)3质量分数和铝的收回率升高。归纳考虑，沉积Al3＋的最佳pH以4.8为宜。     （四）酸解液中NH4Cl的收回     分步沉积铁、铝后的母液中含有很多NH4Cl，有必要加以收回。为了尽量削减杂质，在收回铵盐之前，向滤液中继续加和，增大溶液pH至13～14，使其间的Ca2＋、Mg2＋等构成沉积，过滤后，选用低温屡次蒸发冷析结晶法收回溶液中的NH4Cl。 表7  不同温度下氯化铵在水溶液中的溶解度温度/℃溶解度/g温度/℃溶解度/g029.46055.22037.27060.23041.48065.64045.89071.35050.410077.3     从表7看出，氯化铵在溶液中的溶解度随温度升高而升高。考虑到NH4C1的挥发性，所以加热温度以不超越80℃为宜。选用水浴加热，待浓缩液面呈现晶膜后用冷水冷却至4～6℃，继续5h，氯化铵一次收回率为33%～39％，二次收回率为80%～90％，三次收回率在95％以上，纯度到达98％。     三、定论     （一）用稀酸解非水淬含钛高炉渣可完成钛、硅与大部分可溶性杂质的别离，取得富钛渣，其间w(TiO2)≥45％，可用于出产钛。酸解最佳工艺条件为：浓度7mol/L，温度90℃，酸渣质量比1.7∶1，反响时刻7h。     （二）调理酸解液pH为2.8～2.9，可沉积Fe(OH)3，铁沉积率≥76％；再调理pH≈4.8，可沉积A1(OH)3，铝沉积率≥86％；最终选用低温屡次蒸发冷析结晶法收回废液中的NH4Cl，NH4Cl纯度到达98％以上，收回率在75％以上。     （三）该工艺简略，易操作，对合理开发使用攀钢很多堆积的含钛高炉渣有积极意义。工艺的使用性尚待进一步研讨。

西部钛矿公司选厂自1965年开端出产，选别澳大利亚西部的海边砂矿，矿石含Cr2O3较低（0.03%～0.04%），含TiO254%～60%。该厂选用重选、磁选、电选联合流程进行选别，每小时处理原矿60吨，精矿重矿藏含量为93%～95%，产最25～35吨／小时。重矿藏矿藏组成为：钛铁矿70～85%；锆英石3～5%；独异石痕迹～4%；金红石痕迹～5%；自铁矿1%～20%：石榴石痕迹～15%。此外还含少数电气石，十字石、尖晶石、黑云母及褐铁矿等。该厂经过两次湿选及两次干选取得钛铁矿精矿，并归纳收回金红石，白铁矿、锆英石，独居石精矿。 原矿入厂先经筛孔为0.5毫米的圆筒筛筛分，筛下产品再进行振动筛筛分，＋4毫米筛上物抛弃，－4毫米筛下物选用双鹰牌分级箱脱水分级，分级箱的粗粒部分再经一台弧形筛、一台艾利斯·查默斯（A.C.）筛分机筛分，筛下产品粒度小于0.6毫米，送至螺旋选矿机粗选及三节螺旋选矿粗精选，取得粗精矿，一次湿选工艺流程见图1。图1  一次湿选流程图 一次湿选粗精矿先在铺于木扳或混凝土上的棕席疏干72小时，使精矿含水降低到5%～7.5%，然后送入旋转枯燥机（长10.7米，直径1.95米）在温度55～65℃下进行枯燥，枯燥后物料经运输机冷却后进行0.6毫米筛分，筛上回来一次湿选厂，筛下选用31台拉彼德四极三盘磁选机和一台穿插带式磁选机，收回钛铁矿。磁选尾矿选用四辊高压电选机及三台拉彼德磁选机收回剩下钛铁矿。一次干选流程见图2。图2  一次干选流程图 一次干选尾矿进行二次湿选。二次湿选为了在常温下脱除矿粒表面的氧化铁，选用低浓度和焦亚清洗，以利分选。用化学处理后，选用濒流回转窑（长7.3米，直径0.9米）烘干，再给入二次干选。二次干选选用四段筛板式静电选矿机分选。在二次干选中还选用了极性替换办法改善分选作用。静电选后的导体再经电选、磁选到达与其他矿藏别离的意图。取得锆英石、独居石、金红石、白钛石精矿，并收回孑遗于二次干选中的钛铁矿。二次干选及二次湿选具体流程见图3、图4。图3  二次湿选流程图图4  二次干选流程图

首要矿藏为三水铝石、高岭石、赤铁矿、针铁矿等。关于低档次的三水铝石的铝土矿，一般以为浮选都是比较有用的，有主线正浮选三水铝石，也有建议反浮选含硅矿藏，药方与一般氧化矿浮选根本相同。以为参加和辅佐捕收剂（火油、机油）能够强化浮选，浮选流程方面留意泥沙分选及分支浮选等。     某高岭石-三水铝石型铝土矿选用泥、水分选，粗等级（-50mm＋3mm）磨矿后用磁选除铁，矿泥磨矿后浮选，其选别工艺流程如图1所示。选别后得三种产品，铝土精矿用于出产电炉刚玉或拜耳法炼铝氧，高岭石产品用烧结法收回，含铁产品出产铁精矿，从而使铝土矿得到归纳收回。图1  某高岭石-三水铝石铝土矿选别示意图     磁选磁场强度为3000～3500奥斯特，浮选捕收剂为油酸:塔尔油:机油=1:1:1，其总用量为300g/t。其选别成果见表1。从表1中可见，铝土矿精矿含Al2O3为49.8%、收回率为58.8%，铝硅比从4.7提高到8.4，取得了必定分选作用。 表1  某高岭石-三水铝石型铝土矿选别目标产品名称产率/%Al2O3/%SiO2/%Fe2O3/%铅硅比档次收回率档次收回率档次收回率铝土矿精矿 高岭石产品 含铁产品 原矿50.10 21.70 25.10 100.0049.80 39.30 30.70 24.4058.80 23.00 18.20 100.005.95 21.80 2.97 9.1332.70 59.10 8.20 100.0014.00 23.00 30.40 17.5340.10 16.30 43.60 100.008.4 1.8 10.3 4.7

离子型稀土第一代提取工艺，可简述为"异地提取工艺"，或归结为"池浸工艺"。其主要工艺过程为：表土剥离→开挖含矿山体、搬运矿石→浸矿池→将按一定比例（浓度要求）配置的电解质溶液作为"洗提剂"或"浸矿剂"，加入浸矿池，溶液对池中含"离子相"稀土矿石进行"渗滤洗提"或"淋洗"→溶液中活泼离子与稀土离子交换，"离子相"稀土从含矿载体矿物中交换出来，成为新状态稀土；加入"顶水"，获含稀土母液；母液经管道或输液沟流入集液池或母液池，然后进入沉淀池；浸矿后废渣从浸矿池中清出，异地排放→在沉淀池中加入沉淀剂、除杂剂，使稀土母液中稀土除杂、沉淀，获混合稀土；池中上清液经处理后，返回浸矿池，作"洗提剂"循环使用→混合稀土经灼烧，获纯度≥92%的混合稀土氧化物。由上可见，本工艺过程中的技术关键词是："表土剥离"、"开挖含矿山体"、"矿石搬运"、"浸矿池"、"洗提剂"、"异地渗滤洗提"、"离子交换"、"含稀土母液"、"尾砂异地排放"、"母液池"、"沉淀池"、"沉淀剂、除杂剂"、"沉淀、除杂"、"混合稀土"、"上清液返回"、"灼烧"、"REO≥92%混合稀土氧化物"。 　　"池浸工艺"与传统的生产工艺相比较，其第一、二、三道工序过程相似于矿产资源开采中传统的采矿专业的各作业工序；第三、四、五道工序过程相似于传统选矿专业和湿法冶金专业相结合的各作业工序；自第五道工序过程以后的各工序，属于传统湿法冶金专业的各作业工序。其中，第三道工序中的"浸矿池"，起着联系传统采矿、选矿专业作业的作用，类似于矿山选厂的"原矿仑"；而第五道工序中的"沉淀池"，却起着联系传统选矿、湿法冶金专业作业的作用，类似于湿法冶金企业的"原料仑"。 　　由此，相似于传统选矿专业的主要选别过程，是在"浸矿池"中完成，而且作为本工艺的中间制品，在此获得含稀土的母液；而属于传统湿法冶金专业的典型湿法冶金过程，则主要在"沉淀池"中进行，并由此获得"稀土精矿"的初级产品"混合稀土"；再经灼烧处理后即可获得"稀土精矿"终级产品REO≥92%的混合稀土氧化物。 　　进而言之，上述作业过程中，先后在三个典型的作业过程中，分别获得了"中间制品"、"初级产品"和"终级产品"。亦即，在"浸矿池"中，通过离子交换，制得含稀土的母液；在"沉淀池"中，通过沉淀，制得混合稀土；在"灼烧"中，制得混合稀土氧化物。因此，为了确保离子型稀土的产品质量，主要应从这三个关键性作业过程中把好技术关。 　　在此工艺中，所获得的"稀土精矿"产品，已不再是传统概念中的"稀土精矿"矿产品，而是纯度相对较高的"混合稀土氧化物"产品。严格地说，离子型稀土矿山获得的终级产品，已不再从属于"矿产品"，而是湿法冶金范畴的产品。显然，其产品档次，比传统矿山开采的产品，已大大地提高了一步。 　　以上工艺流程结构，是稀土矿产资源开发利用中一种崭新的工艺。它彻底打破了稀土资源开发的传统工艺，而将多种专业和工艺集于一体，在矿山就直接制得纯度较高的混合稀土氧化物产品。应用这种生产工艺，而生产的产品质量指标，是此前稀土生产工艺难以达到的。可见，以这种产品作为原料，对于稀土冶炼的进一步深加工是十分有利的。 　　然而，世间任何事物往往都具有"两重性"。离子型稀土拥有非常突出的优势的一面，同时又由于它的赋存特征和工艺特征，而决定了它不令人满意的另一面。伴随着"池浸工艺"工业化生产后，导致出现一些非常尖锐和突出的问题：一是对生态环境破坏大。由于离子型稀土广泛赋存于地表浅层，展布面积大，再加上"池浸工艺"本身要求，该生产工艺实际上是一个"搬山运动"。据统计，每生产一吨混合稀土氧化物，约需消耗1,201～2,001吨矿石，同时还将伴随产生尾砂1,200～2,000吨，砂化面积约1亩。二是资源利用率低，资源浪费大。为便于矿石的采、运以及尾砂的排放，降低成本，节省投资，许多矿山的"浸矿池"建在山坡矿体的中下部，"浸矿池"以下的含矿矿体，被所建生产系统"压矿"，尤其是如若被尾砂覆盖后，则更难于开采。据资料，该工艺表内资源利用率一般不达50%，低者仅25～30%左右。

国内外钛矿资源的90％以上用于出产钛白，钛白的出产工艺流程，主要有先进的氯化法、法和传统的硫酸法（别离见下图），其出产工艺及优缺点比较见下表。 [next] [next] [next] [next]

我国风化壳淋积型稀土矿20世纪60年代末期首先在江西省龙南足洞发现离子吸附重稀土矿及寻乌河岭离子吸附轻稀土矿后，相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中量大。离子吸附型稀土矿是一种国外未见报道过的我国独特的新型稀土矿床。经20多年的研究，查明该类型矿具有分布地面广、储量大、放射性低、开采容易、提取稀土工艺简单、生立成本低、产品质量好等特点。风化淋积型稀土矿系含稀土花岗岩或火山岩经多年风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细。在矿石中的稀土元素80%～90%呈离子状态吸附在高岭土、埃洛石和水云母等豁土地矿物上；吸附在赫土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如NaC1,(NH4)2SO4,NH4C1,NH4Ac等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。 　　（一）氯化钠池浸法 　　氯化钠池浸法工艺是20世纪70年代处理风化壳淋积型稀土矿矿石的主要方法。从采场运来的矿石，送进一个长方形的水泥池中，加满NaC1水溶液浸泡，浸出液从池底的过滤层的排出口排出，浸渣人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，过滤的滤饼即为草酸稀土，经灼烧、水烧、再灼烧得混合稀土氧化物。 　　（二）硫酸铵池浸法 　　由于氯化钠浸法存在许多缺陷，研究制定了用3%~5%硫酸铵溶液浸泡矿石，滤液草酸沉淀，草酸稀土一次灼烧即可获得＞90%REO的混合稀土氧化物，滤液补加硫酸铵返回再用。 　　由于草酸较贵。20世纪80年代末已开始用碳酸氢铵代草酸作稀土沉淀剂，现已应用在部分厂矿中生产晶型碳酸稀土。 　　（三）堆浸法 　　开采的矿石直接成堆，注入(NH4)2SO4溶液浸泡，滤液草酸或碳钱沉淀，草酸稀土或碳铵稀土一次灼烧即可获得＞90%REO的混合稀土氧化物。 　　（四）原地浸出法 　　地浸法的主要内容是不把含有稀土的矿石挖出拿走，而是在含有离子型稀土矿的矿区或地段打井，通过地表注液井加入浸矿液，经渗透和离子交换，有选择地将矿石中稀土离子浸出并回收的工艺。溶浸液的回收有负压抽液和水封堵漏法，前者适应性较广。收集流出的溶浸液用草酸或碳酸氢钱沉淀，得到稀土氧化物产品，稀土浸取回收率达70%～75%，这样地貌、地表和植被不遭破坏，原地浸取与池浸比较成本低1200～1300元/t。现已被广泛应用。

结构白铜和精密电阻合金用白铜（电工白铜）的区别　结构白铜的特点是机械性能和耐蚀性好，色泽美观。结构白铜中，最常用的是B30、B10和锌白铜。另外，还有铝白铜、铁白铜和铌白铜等。B30在白铜中耐蚀性最强，但 价格 较贵。铝白铜的性能同B30接近， 价格 低廉，可作B30的代用品。锌白铜于15世纪时就已在中国生产使用，被称为“中国银”，所谓镍银或德银也属此类锌白铜。锌能大量固溶于铜镍之中，产生固溶强化作用，且抗腐蚀。锌白铜加铅以后能顺利的切削加工成各种精密零件，故广泛使用于仪器仪表及医疗器件中。这种合金具有高的强  白铜手炉2度和耐蚀性，弹性也较好，外表美观， 价格 低廉。铝白铜中的铝能显著提高合金的强度及耐蚀性，其析出物还可产生沉淀硬化作用。 　　结构白铜广泛用于制造精密机械、化工机械和船舶构件。精密电阻合金用白铜（电工白铜）有良好的热电性能。BMn 3-12锰铜、BMn 40-1.5康铜、BMn 43-0.5考铜以及以锰代镍的新康铜（又称无镍锰白铜，含锰10.8～12.5％、铝2.5～4.5％、铁1.0～1.6％）是含锰量不同的锰白铜。锰白铜是一种精密电阻合金。这类合金具有高的电阻率和低的电阻率温度系数，适于制作标准电阻元件和精密电阻元件。是制造精密电工仪器、变阻器、仪表、精密电阻、应变片等用的材料。康铜和考铜的热电势高，还可用作热电偶和补偿导线。更多结构白铜和精密电阻合金用白铜（电工白铜）的区别请详见上海 有色金属 网