TiO2 【化学组成】常含Fe、Nb、Ta、Cr、Sn等类质同像混入物。当其间富含Fe时称为铁金红石，Fe2+和Nb5+(Ta5+)可与Ti4+成异价类质同像置换。当Nb大于Ta时，称铌铁金红石；当Ta大于Nb时，称钽铁金红石。金红石的成分能够作为标型特征：碱性岩中金红石富含Nb；基性岩和岩浆碳酸盐中金红石含V；伟晶岩中金红石含Sn；而月岩中的金红石则富含Nb和Cr。 【晶体结构】四方晶系； a0=0.459 nm，c0=0.296 nm；Z=2。金红石的晶体结构表现为O2-近似成六方严密堆积，而Ti4+坐落变形八面体空地中，构成Ti—O6八面体配位。Ti4+配位数为6，O2-配位数为3。在金红石的晶体结构中Ti—O6配位八面体沿c轴共棱成链状摆放。链间由配位八面体共角顶相连(图Y-10)。金红石沿c轴延伸的柱状晶形和平行延伸方向的解理，反映链状结构的特征。   图Y-10金红石的晶体结构  (a) 离子堆积方式；(b) 晶体结构格架方式及多个晶胞叠置，［TiO6］八面体同棱联接成的链，其间示出了两种［TiO6］八面体链，一种是以晶胞体心中的Ti为中心的［TiO6］八面体链，另一种是以晶胞角顶上的Ti为中心的［TiO6］八面体链。 【形状】常见无缺的四方短柱状、长柱状或针状（图Y-11），这与其构成条件有关。当有Nb、Ta、Fe、Sn等混入物存在时，常成双锥状、短柱状晶形，如伟晶岩中所见；而当结晶速度较快，则呈现长柱状、针状晶形，如含金红石石英脉中所见。双晶依(101)成肘状双晶和三连晶以及环状六连晶;依(301)故意状双晶者罕见。集合体成细密块状。                 图Y-11金红石的柱状晶体 【物理性质】常见褐红、暗红色，含Fe者呈黑色；条痕浅褐色；金刚光泽；微通明。解理平行{110}中等。硬度6～6.5。相对密度4.2～4.3。性脆。铁金红石和铌铁金红石均为黑色，不通明。铁金红石相对密度4.4，而铌铁金红石可达5.6。 【成因及产状】金红石构成于高温条件，首要产于变质岩系的含金红石石英脉中和伟晶岩脉中。此外,在火成岩中作为副矿藏呈现,亦常呈粒状见于片麻岩中。金红石因为其化学稳定性大,在岩石风化后常转入砂矿。 【判定特征】四方柱形,膝状双晶,带红的褐色、柱面解理完全为特征。溶于磷酸冷却稀释后，参加Na2O可使溶液变成黄褐色(钛的反响)。与类似矿藏锡石和锆石的区别是：锡石具较大相对密度(6.8～7.0),而锆石具较大的硬度(7.5)。 【首要用途】为炼钛的矿藏质料。钛合金广泛应用于化工、军工和空间技术，如用于喷气发动机、飞机机体和火箭等；也用于碱工业等用的反响塔、蒸馏塔、热交换器、阀门等多种设备和部件上。人工金红石可制作优质电焊条；钛可制高档白色油膝、涂料、人工丝的减光剂、白色橡胶和高档纸张的填料。

矿山位于西非塞拉利昂首都弗里顿东南270公里，靠近莫扬巴和邦地区的谢布罗岛附近的大西洋海岸，塞拉利昂冲积砂矿生成于第三纪和更新世，可望开采利用的金红石矿床较多。目前开采的是储量最大、品位最高的奠格维靡（Mogbwemo）矿床。该矿床品位最高的表层，平均TiO2含量为2.5%。整个矿层都金红石含量TiO2大于2%。此外，还伴生有锆英石和钛铁矿，因量少，目前尚未开采利用。 该矿采矿采用0.68米3多斗采砂船。船上共有68个料斗，挖掘速度26斗∕分，挖掘深度为水平而下15.25米，并可及水平面上6.1米。挖掘能力1445吨／时，船重2700吨，安装功率4200千瓦，由岸上电厂以13.2千伏电缆供电。此外，为采矿还备有一些辅助设备，包括有：D7、D9推土机备一台；D8推土机三台；Cat－950装载机一台；Manitowoc150Terane平路机一台；两台38B移动式吊车；一部Dodge运水车；两台12吨水力吊车。 采出的矿先用一台5.74米×6.71米擦洗机进行第一次洗矿，然后再给到另外两台擦洗机进行第二次洗矿。擦洗机排出的细粒级部分送到16台德里克（Darrick）高频振动筛进行筛分，筛上＋1毫米物料作为尾矿排躲，筛下物料用砂泵通过一条由浮架支撑的直径为610毫米的管道送到水上浮动湿选厂。浮动选厂为一单独选船，与采船相距600米。 水上浮动选厂，进行第Ⅰ段湿选，第二段湿选在岸上摇床选厂进行。 送到浮动湿选厂的矿石，先经两段水力旋流器脱泥，旋流器底流粒度为－1～0.063毫米，品位为TiO22～4%，干矿量580吨／时。经20台赖克特圆锥选矿机选别后，精矿品位提高到48～51%TiO2。精矿量34.5吨∕时，用一台Zimpro高压泵，通过7.62厘米（3英寸管）运往岸上储矿场，储矿场可存摇床给矿10000吨。 岸上摇床选厂包括四台八室水力分级机，首先将第Ⅰ段湿选精矿给入该分级机分级，然后给入八台三层，斯特999型摇床，摇床精矿品位提高到含TiO270%左右，重矿物含量为95%。摇床精矿重矿物组成是金红石、假金红石、锆英石、钛铁矿、独居石、石榴石及少量石英轻矿物。 摇床精矿经过滤、干燥后送干选。过滤采用2.44米直径的卧式道尔－欧利佛（Dorr－Oliver）过滤机，干燥采用直径2.2米，长18.3米的回转窑进行，回转窑为直接加热式，炉温425℃，以标准柴油为燃料，干燥能力为25吨／时。从回转窑排出到干选厂的物料温度为150～175℃。 进入干选的矿石，先经几段卡普科（Corpco）高压（28千伏）辊式电选机，使非导体矿物（锆英石，石英、独居石和石榴石）与大部分导体矿物（金红石和钛铁矿）分离。然后再经几段筛分及感应辊式磁选机分离出金红石与钛铁矿。由于锆英石与金红石分离困难，1980年在流程中配置了八台M.D.L板式静电选矿机，即保证了产品质量，又提高了回收率。 干选厂处理矿石18.7吨／时，金红石精矿产量13.2吨／时，精矿品位为TiO2 96%，ZrO2及Fe2O3的含量小于1%。 塞拉利昂年产10万吨金红石精矿选厂生产流程见图1。图1  年产10万t金红石精选厂生产流程

1.原 理     复原锈蚀法是一种选择性除铁的办法以，首先将钛铁矿中铁的氧化物经固相复原为金属铁，然后用电解质水溶液将复原钛铁矿中的铁锈蚀并别离出去，使TiO2富集成人工金红石。这种办法是澳大利亚研讨成功的，现在澳大利亚西方钛公司已建成了年产能力达79万吨锈蚀法人工金红石的工厂。锈蚀法出产人工金红石包含氧化焙烧、复原、锈蚀、酸浸、过滤和枯燥等首要工序。锈蚀法出产人工金红石工艺流程如图1所示。        ②氧化焙烧,澳大利亚在研讨和工业化初期，复原之前进行预氧化焙烧处理，所用质料是半风化的钛铁矿(TiO2含量为54%~55%，Fe3+/Fe2+=0.6~1.2)。预氧化焙烧的意图是为了削减在固相复原进程中矿藏的烧结。钛铁矿预氧化生成高铁板钛矿和金红石：                                              4FeTiO3+O2===2Fe2TiO5+2TiO2     可是现在工业化出产中，已取消了预氧化工序。     澳大利亚的氧化焙烧是在反转窑中进行，以燃油为燃料，窑中最高温度为1030℃。在空气中进行氧化焙烧，先把钛铁矿中的Fe2+氧化为Fe3+，氧化是不完全的，一般仍含有3%~7%的FeO.将氧化矿冷却至600℃左右，即进入复原窑。[next]     ③复原，钛铁矿的复原是在反转窑中进行，选用煤作复原剂和燃料，澳大利亚运用本地廉价的次烟煤，物料经氧化后，钛铁矿中的铁得到活化，可进步复原速率和复原率，并可防烧结。复原温度操控在1180~1200℃，由于温度＞1030℃时，固体碳即生成CO，CO在第一阶段将Fe3+复原为Fe2+，第二阶段将Fe2+复原为Fe，并随同有部分TiO2被复原。要防止空气进入而引起金属铁被氧化。复原可使93％~95％的铁复原为金属铁。当温度超越1200℃时，则会发作矿藏的严峻烧结而使反转窑结圈。窑内温度是经过调理加煤速度和通风速度而操控的。其反响式如下：                                            Fe2O3·TiO2+3C===2Fe+TiO2+3CO                                      Fe2O3·TiO2+2CO===FeO·TiO2+Fe+2CO2                                             FeO·TiO2+CO===Fe+TiO2+CO2     为了削减锰杂质对复原进程的搅扰，澳大利亚在复原进程中参加一定量的硫作催化剂，使矿中的MnO优先生成硫化物，削减锰对钛铁矿复原的影响，而所生成锰的硫化物，可在这以后的酸浸进程中溶解而除掉，然后可进步产品的TiO2档次。     从复原窑卸出的复原矿，温度高达1140~1170℃，有必要将其冷却至70~80℃，方可进行筛分和磁选脱焦，别离出煤灰和余焦而取得复原钛铁矿。     ④锈蚀，锈蚀进程是一个电化学腐蚀进程，是在含1％NH4C1或水溶液的电解质溶液中进行。锈蚀是放热反响，温度可升高到80℃。复原钛铁矿颗粒内的金属铁微晶相当于原电池的阳极，颗粒表面相当于阴极。在阳极，Fe失掉电子变成Fe2+离子进入溶液：                                                   Fe一2e→Fe2+     在阴极区，溶液中的氧承受电子生成OH-离子：                                           2H2O+O2＋4e→4OH-     颗粒内溶解下来的Fe2+离子，沿着微孔分散到颗粒外表面的电解质溶液中，一起通入空气使之进一步氧化生成水合氧化铁细粒沉积：        所生成的水合氧化铁粒子特别小，依据它与复原矿的物性不同，可将它们从复原矿的母体中别离出来，取得富钛料。     ⑤酸浸，选用4%的硫酸在80℃常压下，将上述富钛料进行浸出，其间残留的一部分铁和锰等杂质溶解出来，经过滤、水洗，在反转窑中枯燥、冷却，即可取得TiO2含量为92%的人工金红石。副产品氧化铁中含有1%~2%的TiO2，钛铁矿中钛的回收率可达98.5%，每吨产品耗费锈蚀剂氯化铵11kg，耗电135KW·h.澳大利亚和我国选用各自的钛铁矿制出的人工金红石产品组成见表1。 表1             复原锈蚀法人工金红石产品组成(质量分数)单位:%成分澳大利亚我国质料钛精矿人工金红石氧化砂矿人工金红石藤县矿人工金红石ΣTiO255.0392.088.0487.05Ti2O3 10.0  FeO22.204.63  Fe2O318.80 6.358.70SiO2 0.70.840.81CaO 0.030.120.31MgO0.180.150.120.22Al2O3 0.71.290.10MnO1.432.01.171.04S 0.150.0050.009P  0.0180.019C 0.150.0280.029[next]       ⑥复原锈蚀法的长处     a.人工金红石产品粒度均匀，色彩安稳；     b.用电量和氯化铵、、硫酸的量均少，复原时首要是以煤为复原剂和燃料，并可运用廉价的褐煤，因此产品本钱较低；     c.三废简单管理，在锈蚀进程中排出的废水挨近中性(pH值为6~6.5)，赤泥经枯燥可作炼铁质料，也可进一步加工成氧化铁红，污染较少。     ⑦复原锈蚀法的缺陷:仅合适处理高档次的钛铁砂矿。     由于复原锈蚀法工艺自身的原因，所出产出的产品档次只能到达92％。后来国外RGC在工艺中进行了改善，加了一道酸浸工序，使TiO2档次从92％进步到94％，并下降了产品中铀、钍放射性元素的含量。     2.浸出法     ①原理，在国外用稀浸出法制取人工金红石有两种稍有不同的办法。其间运用较广而有代表性的是美国科美基公司选用的BCA循环浸出法。这种办法首要是钛铁矿在稀中选择性地浸出铁、钙、镁和锰等杂质而被除掉，然后使TiO2得到富集而进步了档次。其首要反响如下：                                 FeO·TiO2+2HC1===TiO2+FeCl2+H2O                                 CaO·TiO2+2HC1===TiO2+CaC12+H2O                                 MgO·TiO2+2HC1===TiO2+MgC12+H2O                                MnO·TiO2+2HC1===TiO2+MnC12+H2O     在浸出进程中TiO2有部分被溶解，当溶液的酸浓度下降时，溶解生成的TiOCl2又发作水解而分出TiO2水合物：                               FeO·TiO2+4HC1===TiOC12+FeC12+2H2O                               TiOC12+(x+1)H2O===TiO2·xH2O↓+2HC1     ②BCA循环浸出法将钛铁精矿与3%~6%的复原剂(煤、石油焦)接连参加反转窑中，在870℃左右将矿中的Fe3+复原为Fe2+，复原矿中Fe2+占总铁的80%~95%，在此进程中还添加2%的硫作催化剂，以进步TiO2回收率，出窑时应敏捷冷却至85~93℃，以防止氧化。复质料经冷却参加球形反转压煮器中，用18%~20%的再生浸出4h，浸出温度130~143℃，压力0.25MPa，转速1r/min.然后用含有18%~20%的蒸腾物注入压煮器中，以供给所必需的热，防止蒸汽加热构成浸出液变稀。浸出后，固相物经带式真空过滤机进行过滤和水洗，然后在另一个窑顶用870℃煅烧制成人工金红石。     浸出母液中的铁和其他金属氯化物，经过喷雾氧化焙烧法使这些氯化物都分化为氯化氢和相应的氧化物。其间FeCl2氧化成氧化铁红：        用洗刷水吸收分化出来的氯化氢便得到，然后将这再生的回来浸出工序运用，使构成闭路循环。BCA循环浸出法制取人工金刚石工艺流程如图2所示。        BCA法年产10万吨人工金红石的工厂，若选用TiO2含量为54%的钛铁矿，则可副主氧化铁约6.5万吨。球形热压器选用钛合金材料，酸蒸腾选用石墨设备，其他为钢衬胶设备。[next]     ③BCA循环浸出法的长处     a.以含TiO254％左右的钛铁矿为质料，可出产出TiO2含量在94％左右的人工金红石，产品具有多孔性，是氯化制取TiCl的优质质料；     b.合适处理各种类型的钛铁矿；     c.浸出速度快，除杂能力强，不仅能除铁，还可除钙、镁铝和锰等杂质，可取得高档次的人工金红石；     d.循环浸出，洗刷产品的洗刷水，吸收氯化氢生成，又可循环运用。每吨产品只需弥补150kg即可。由于母液经喷雾氧化焙烧再生，并闭路循环运用，发生的废料少，污染少。    ④BCA循环浸出法的缺陷，所用的是强腐蚀性的酸，对设备腐蚀严峻，而需求专门的防腐材料来制作设备，因此出资较大；喷雾氧化焙烧再生的能耗较高。   BCA法后来被改善可以用低档次钛铁矿为质料，出产出TiO2含量在95%~97%之间的人工金红石。改善了钛铁矿的预处理技能和从浸出母液再生的技能。     3.硫酸浸出法     ①原理,日本石原工业株式会社选用印度高档次钛铁矿(氧化砂矿，TiO2含量59.5％，矿中的铁首要是以Fe3+方式存在)，先用复原剂将Fe3+复原为Fe2+，然后运用硫酸法钛白出产排出的浓度为22%~23％的稀废硫酸进行加压浸出，使之溶解矿中的铁杂质而使TiO2富集。这种出产人工金红石的办法源于石原公司，故称石原法。石原法包含复原、加压浸出、过滤和洗刷、锻烧等工序。石原公司早已建成了年产10万吨人工金红石的工厂。稀硫酸浸出法出产人工金红石工艺流程如图3所示。        ②复原以石油焦为复原剂，在反转窑中，将矿中的Fe3+复原为Fe2+，复原温度为900~1000℃，时刻为5h,复原所得的Fe2+应占总铁的95％以上，窑内要求正压操作(19.6~39.2Pa),复质料在冷却窑中于阻隔空气的情况下，冷却至80℃出料。用磁选机别离，除掉残焦，剩余的复质料，作为下道工序浸出之用。[next]     ③加压浸出在一台80m3衬有耐酸砖的浸取罐中，参加浓度为22%~23%的稀硫酸，按固液比为1:3参加复质料，压力0.1~0.15MPa，温度为120~130℃,拌和浸取8h,使矿中的Fe2+被溶解而生成硫酸亚铁进入溶液，而TiO2留在固相中。其反响式如下：                                                FeTiO3+H2SO4===FeSO4+TiO2+H2O     在酸浸进程中，TiO2也部分被溶解而后又水解分出，参加TiO2水合胶体为晶种可扩展固液两相间的浓度差，然后可加快铁的浸出速度和添加浸出率；也有助于操控产品的粒度，削减细粒产品。由于硫酸的浸出作用比差，一次浸出物中含有部分浸出不完全的矿藏，可回来复原或浸出工序，重新处理。     ④过滤和洗刷浸出后的产品经带式过滤机进行固液别离，分出的固相物经水洗、烘干即为富钛料。分出的液相是含有FeSO4的滤液，用作制取硫酸按和氧化铁红。其反响式如下：        ⑤煅烧，煅烧可除掉富钛猜中的水分和脱硫，煅烧在另一个窑中于正压(49~68.6Pa)下进行，窑头温度为900℃左右，煅烧品经冷却包装，即为人工金红石制品。     日本石原工业株式会社所用的质料钛铁精矿和产品人工金红石的组成见表2。  表2                 石原法的质料和产品的组成(质量分数)   单位：%成分质料产品印度钛铁精矿普通人工金红石焊条用人工金红石TiO259.6296.195.9FeO9.47  Fe2O324.621.71.85Al2O31.320.460.35Cr2O30.160.150.18CaO0.090.010.01MgO0.280.070.05MnO0.480.030.03P2O50.140.170.05V2O50.20.200.21SiO20.70.500.48ZrO20.860.150.16SO3 0.030.03       石原法出产人工金红石，每吨产品需求耗费上述钛铁矿1.78吨、焦油98kg，TiO2回收率可达90%。     ⑥石原法的长处     a.石原法不但可除掉矿中的铁，还可部分除掉钙、镁、铝和锰等可溶杂质，可取得TiO2含量96%的高档次产品；     b.该法运用硫酸法钛白出产厂的废硫酸，既使产品的本钱下降，又处理了钛白出产的三废管理问题；     c.浸出的副产品FeSO4,被用来加工成硫酸铵肥料和氧化铁红。     ⑦石原法的缺陷该法稀硫酸浸出能力差，只合适于处理高质量的钛铁精矿，假如钛铁精矿档次较低，则会使工艺进程变得杂乱，并会下降产品的质量。一起三废量大，副流程杂乱。

中国地质科学院矿产综合利用研究所通过对主要矿物比磁化系数的测定，发现金红石、石榴石、绿辉石和钛铁矿均为顺磁性矿物，比磁化系数最高者为钛铁矿 江苏东海毛北矿区金红石矿是一榴辉岩型原生金红石矿，矿石中富含石榴石、绿辉石和磷灰石等。原矿中TFe14.95%、TiO25.14%，主要工业矿物为金红石、钛铁矿，其次为钛磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等;脉石矿物主要为石榴石、绿辉石，其次为白云母、角闪石、石英和磷灰石等，石榴石在选矿中成为影响金红石精矿品位和回收率提高的重要制约因素。 中国地质科学院矿产综合利用研究所通过对主要矿物比磁化系数的测定，发现金红石、石榴石、绿辉石和钛铁矿均为顺磁性矿物，比磁化系数最高者为钛铁矿，其次为石榴石，金红石和绿辉石几乎相同。在适当的磨矿粒度下，采用强磁选，绝大部分石榴石和钛铁矿将富集于强磁精矿中，实现与金红石和绿辉石的初步分离。金红石与绿辉石的密度差异较大，但与石榴石差异较小，采用重选工艺，金红石和绿辉石可以获得较好的分离，但金红石和石榴石分离则较难。 项目采用全粒级或部分分粒级磁选-重选-磁选-脱泥分级-浮选联合工艺，均可获得TiO2品位为90%的金红石精矿以及纯度为88%的石榴石与绿辉石精矿，三种矿物的回收率均在67%以上。全粒级与部分分粒级工艺相比，获得的石榴石和绿辉石精矿的纯度和回收率基本相同;但在TiO2品位基本相同(90%)的情况下，部分分粒级比全粒级工艺总回收率高3个百分点。 选矿初步经济分析表明，其采用“部分分粒级磁选-重选-磁选-脱泥分级-浮选“联合工艺处理本矿，按年加工处理250万吨原料，生产TiO2品位为90%的金红石精矿、纯度为88%左右的石榴石和绿辉石3种精矿计算，其年利税金额可达64642.9万元，经济效益显著。

1、磁选实验 将金红石矿样磨至细度-74μm95%，给入磁选机进行磁选，磁场强度为0.7T。磁选成果表明，在磁场强度0.7T下，磁性产品产率为19.74%，档次为0.58%，金红石占有率为4.95%。磁选抛除了很多的磁性矿藏，非磁性产品中，金红石得到开始富集。 2、螺旋溜槽脱泥实验 金红石原矿细磨今后矿藏粒度较细，影响浮选实验的目标，所以使用螺旋溜槽进行脱泥实验。将金红石原矿5kg磨至-74μm占95%进行磁选，磁选精矿进螺旋溜槽脱去矿泥，重复三次实验。由实验成果可知，使用磁选设备对原矿进行磁选，可扔掉尾矿20%〜27%。非磁性产品使用螺旋溜槽脱泥后的产率为65.83%，回收率为90.04%。 3、浮选闭路实验 脱泥实验所得精矿进入浮选作业，以乙烯(SPA)和正辛醇(OCT)为组合捕收剂进行浮选闭路实验，浮选闭路实验流程如图所示。通过四次物料循坏，金红石产率、金属量趋于平衡，终究两次浮选目标如表所示。闭路实验的成果表明，两次成果加权均匀得到的精矿产率为4.10%，档次为70.98%，回收率为88.60%。金红石得到很好富集，金红石回收率较高。 4、浮选精矿磁选-焙烧-酸洗 浮选出的金红石精矿档次在70%左右，其间尚含有钛铁矿，少量角闪岩等杂质，少最硫和磷，需通过磁选除掉钛铁矿等杂质，焙烧酸洗除掉硫和磷，方能得到高档次的金红石。将浮选精矿磁选(湿式磁选). 由以上实验可知，通过联合工艺流程，磁选抛尾20%左右，脱泥产品进入浮选得到浮选精矿档次70.98%，作业回收率88.60%。浮选精矿经磁选-焙烧-酸洗，终究得到精矿档次89.53%，回收率74.78%。该金红石矿选用磁选-重选-浮选联合流程进行分选是可行的。

细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾办法。本发明触及一种细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾技能，属矿藏加工工程技能领域。本发明首要使用硫酸铝按捺金红石及不同程度活化硅酸盐矿藏的特性，使用油酸钠作捕收剂反浮选金红石，完成反浮选过程中有用脱泥；再使用钠和羧甲基纤维素与矿浆中的剩下硫酸铝的协同效果，组合按捺脉石矿藏，选用(或)作金红石活化剂，羟肟酸钠和苄基胂酸(或乙烯)为组合捕收剂正浮选金红石，即“先按捺金红石反浮选，再活化金红石正浮选”的“分步浮选”完成了细粒金红石粗选抛尾。该办法的金红石富集比高、回收率高，抛尾完全，能够大大下降金红石的选矿本钱。

我国天然金红石资源绝大部分为低档次的原生矿石，其储量占全国金红石资源总量的86%，而金红石砂矿仅为14%。因为金红石资源档次低、粒度纤细、矿石成份杂乱，因而选矿工艺流程长，多选用重选、磁选、浮选的联合工艺流程。现在，天然金红石价格偏高，缺少商场竞争能力，导致国内单一出产天然金红石的选矿加工厂商悉数停产。因而，简化工艺，下降出产成本，进步矿石归纳使用水平是开发使用我国金红石资源的要害。 某金红石矿石，档次较低，嵌布粒度细，其间＜0.0005～0.005mm占10%，0.006～0.008mm占15%，且金红石单体解离度也低。对该细粒嵌布的金红石来说，若用重选抛尾作为金红石选其他预选作业，分选功率很低，很多细粒金红石就会流失掉。依据该矿石特性，本研讨欲经过浮选工艺先抛除其间的一部分脉石矿藏，浮选所得精矿再进人下一步选矿作业，以到达下降出产成本，进步金红石选别收回率的意图。因而，浮选抛尾作为金红石选其他预选作业，其选别作用的好坏，将影响终究的选别目标。 一、原矿性质 原矿的化学成分分析成果及钛物相分析成果别离见表1和表2。 表1  原矿化学成分分析成果/%表2  原矿钛物相分析成果由分析成果可知，该金红石矿为细晶闪长岩型金红石原生矿床，含TiO 5.07%，其首要钛矿藏为金红石，含TiO 4.71%，占总量的92.90%，而钛铁矿和钛磁铁矿中TiO含量甚微，故金红石矿藏是仅有选矿意图物。 该金红石的颗粒微细，大都由次生改变构成，其嵌连联系杂乱。与绿泥石、绢云母、水白云母包裹或连生，属微细嵌布、包裹严峻的难选金红石矿。 二、浮选抛尾实验 （一）磨矿实验 磨矿的意图是使意图矿藏单体解离并得到适宜的选别粒度，磨矿细度实验流程如图1所示，实验成果见表3。图1  磨矿细度实验流程 表3  磨矿细度实验成果磨矿细度实验成果阐明，当磨矿细度由－200目94.06%添加到98.0l%时，浮选精矿档次和收回率均添加；再添加磨矿细度，目标反而有所下降。从表3可知，磨矿细度为－200目98.0l%时能获得最佳的浮选目标，其精矿档次为6.59%，收回率为67.53%。 （二）浮选抛尾实验 经过很多实验和研讨，发现选用NaCO，作调整剂(pH＝9)，六偏磷酸钠和CMC联协作按捺剂，可有效地削弱捕收剂与该矿藏中其他非意图矿藏的作用，即到达进步金红石收回率的意图。用作活化剂，用羟肟酸和乙烯联协作捕收剂，可有效地完成对金红石中TiO的捕收。用2油作起泡剂，用量为2Og/t。其浮选抛尾实验成果见表4。 表4  浮选抛尾实验成果/%从表4可知，选用上述药剂准则进行浮选，能够得到浮选粗精矿档次为15.16%、收回率为89.26%的目标，一次性抛尾到达72.27%，为后续的分选发明了有利的条件。 三、重选实验 尽管一次性抛尾的状况比较抱负，但富集比小，假如在此基础上进一步用浮选进行精选，要得到合格金红石精矿，难度是很大的。可是，经过浮选抛尾，很多的脉石矿藏被按捺在尾矿中，然后浮选精矿的组成相对简略，所以在浮选粗精矿中，金红石与脉石矿藏的密度差异就愈加显着。因而，能够选用重选来进一步进步档次。其重选流程见图2，重选实验成果见表5。图2  重选实验流程 表5  重选流程实验成果/%从表5能够看出，经过浮选抛尾得到档次为15.16%的金红石浮选粗精矿，经过重选，档次可进步到43.56%。 四、精选实验 金红石经过浮选抛尾后摇床重选即“浮选一重选”联合工艺得到档次为43.56%的粗精矿，要进一步进步档次得到合格精矿，需进行精选。在镜下调查粗精矿，还存在许多连生体，所以精选前要进行磨矿处理。磨矿能够使金红石进一步单体解离，但因为该金红石粒度太细，解离状况仍不抱负，能够合作酸浸来溶解金红石表面的污染杂质，改进浮选作用。 精选选用浮选的办法，其流程如图3所示，实验成果见表6。图3  精选实验流程 表6  精选流程实验成果/%从表6能够看出，摇床粗精矿经过磨矿、酸浸、三次精选能够得到档次为90.28%、作业收回率为85.45%的金红石精矿。 五、定论 （一）该金红石矿中金红石含TiO 4.71%，矿石首要特点是嵌布纤细，矿藏成分杂乱，绿泥石、碳酸盐矿藏是金红石的首要包裹体和载体，属难选微细粒金红石矿。 （二）经过体系的选矿实验研讨，断定选用浮选抛尾－重选－再磨酸浸－浮选的工艺流程，可获得含TiO为90.28%、收回率为47.37%的金红石精矿。 （三）预选作业选用浮选抛尾，可使意图矿藏开始富集，浮选粗精矿中的矿藏组成相对简略，意图矿藏与其他脉石矿藏在密度上的差异愈加显着，为后续的精选作业发明了有利条件，有效地进步了金红石档次。 参考文献 1、余新阳,陈禄政,等.尾矿中钛资源归纳收回的研讨[J].矿山环保,2003(6):5～7. 2、岳铁兵,曹进成,等.细粒金红石矿重选抛尾工艺研讨[J].化工矿藏与加工,2005(1):15～17. 3、张云,管永诗,等.我国金红石资源开发使用现状[J].矿产维护与使用,2000(5):27～30． 4、高利坤,张宗华,李春梅.河南方城金红石矿选矿实验研讨[J].矿产归纳使用,2003(3):3～8.

由于军事工业的需要和发展以及其他工业的需要，增加了对钛铁矿和金红石的需要量。据现有资料的不完全统计,全世界每年生产的钛精矿大约超过4500000t以上。 钛铁矿、金红石分原生矿、陆地砂矿和海滨砂矿,但不论原生矿或砂矿,都必须经过重力选矿预先富集,然后再电选,否则是极不经济的。此外，冶炼和各行业要求钛精矿中含TiO2大于48%以上。四川某厂钛铁矿先经重选，然后采用热风干燥，分级电选，所用电选机为Φ300×2000mm三鼓筒高压电选机，精矿含TiO2近乎48%。 就全世界来说，目前钛铁矿和金红石大部分是从海滨砂矿中回收，这是当前最主要的来源,现在产量在不断增加。最早是在美国佛罗里达州(Florida)的海滨砂矿中回收钛铁矿和金红石,现美国每年钛精矿的产量达400000t以上。此后,澳大利亚从海滨砂矿中回收钛矿物，产量居世界第一位，每年至少在1500000t以上。近几年统计,该国就有八家公司的生产厂矿使用电选回收钛铁矿和金红石等。西非塞拉利昂(Sierra)现在年产100000t金红石和钛铁矿精矿。此外,苏联也用电选分选砂矿的钛精矿，年产量在100000t以上，还有其他国家从海滨砂矿或陆地砂矿中回收钛矿物，年产量也不低。我国海滨矿具有相当数量的资源，目前主要集中在广东海南和广西海滨一带,每年回收一定数量,但产量不高。 海滨砂矿最突出的特点是矿物都已单体解离，因此不需要前面的破碎和磨矿这些大量的作业,一般每立方米海滨砂中含有用重矿物在1~3kg以上不等，且还有一个优点，就是细粒级(-150~200目)含量极少。这些海砂均是在海滨建立重选粗选厂得出的含有磁铁矿、钛铁矿、金红石、锆英石和独居石等这一类型的粗精矿,然后在海滨或陆地集中精选,而电选则是从其中得出合格钛精矿、铅英石和独居石等的主要选别手段。图1 广东某厂精选流程图 例如南方某精选厂的主要粗精矿就是来自海南岛，原料在海滨或陆地用重选方法预先富集,然后集中至该厂精选。入精选厂的原料中含钛矿物的TiO2为30~38%,ZrO2为6~7%,总稀土TR2O3为0.63~0.7%。矿物组成为钛铁矿、锆英石、金红石、独居石、磷钇矿、磁铁矿、褐铁矿、白钛石,并有少量锡石、黄金、钽铌矿。脉石矿物有石英、石榴子石、电气石、绿帘石、十字石和兰晶石等，所采用的流程如图1所示。 由于原料来自各个地区，性质也比较复杂，因此采用的流程也是比较复杂的，但它具备有灵活性,其分选指标如表1所示。 表1 选矿精选指标产品名称品位，%回收率，%注TiO2ZrO2TR2R3Y2O3钛铁矿金红石锆英石独居石磷钇砂原矿5085   35 60~65   6.5   55 0.65    300.0585658272681001. 金红石精矿是指金红石、板铁矿、锐钻矿、白钛石组成高钛矿物。2.原矿中TiO2是指总含量。该厂采用的电选机为Φ120×1500mm双辊电选机(20kV)。国外澳大利亚的海滨砂矿的精选主要依靠电选得到高质量的钛精砂，采用美国的Carpco型高压电选机，另外还磁选配合精选，每年得出高质量的钛精矿100000t,金红石65000t,锆英石9000t。 美国Florida以产钛精矿著名，据称采用Carpco型高压电选机和图2的工艺流程后，效果很好。图2 美国处理海滨砂矿电选原则流程图 给矿为重选粗精矿或浮选粗精矿，含重矿物达80~95%，给矿粒度为-16+400目，采用Carpco型电选机分选,矿石预先加温到93，每台设备处理能力14t/h;最大达50t/h。所得最终精矿以含钛矿物计算,达99%,回收率98%,指标比较先进。

钛铁矿、金红石砂矿选矿技能，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 钛铁矿、金红石砂矿选矿技能，为了进步资源的利用率和经济效益，削减中矿、尾矿的积压和对环境的污染，咱们曾专题研讨了“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利用学术会议论文集，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—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>20000Oe磁选的非电磁性重矿藏尾矿中，钛铁矿、金红石砂矿选矿技能选用电选，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。

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术指标如图 3.5.10。采矿的回采率> 95 %，贫化率 为了进步资源的利用率和经济效益，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利用学术会议论文集，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 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。