（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。

一、概  述    钒钛磁铁矿是一种多金属元素的复合矿，是以含铁、钒、钛为主的共生的磁铁矿。攀枝花矿是经过磁选后的钒钛磁铁精矿，由于是一段磨矿工艺，粒度非常粗，精矿中粒度小于0.074mm者含量仅为35%～40%,从化学成分看，TiO2高达12%～13%,铁品位则只有51.5%左右,Al2O3也偏高，达4.5%左右，由于钒钛磁铁精矿的物化性能的特殊性，造成了钒钛磁铁精矿烧结的一些特殊之处。    二、钒钛磁铁精矿的特点    由一段磨矿磁选得到的钒钛磁铁精矿的主要特点有：    (1)精矿粒度粗。小于0.074mm的精矿占30%～40%,且颗粒表面平整、边缘光滑，其大小差异较小，成球性差，从而造成烧结料层透气性差、烧结利用系数低。强化普通精矿制粒的有效措施，用于强化攀枝花钒钛磁铁精矿制粒，其效果较差。    (2)精矿铁品位低。钒钛磁铁矿本身成矿的理论含铁量低，加之钛磁铁矿中的脉石矿物难以选别所致。这是造成钒钛烧结矿品位低，高炉冶炼渣量大的原因。    (3)磁铁精矿SiO2含量低，TiO2含量高。由于精矿中SiO2含量低，烧结时产生的液相量不足，烧结矿难以得到很好地粘结;TiO2含量高，不仅降低了烧结料的铁分，且烧结温度高，同时，因CaO•TiO2的形成不利于烧结矿的固结，致使钒钛烧结矿脆性大、强度差、返矿率高。这也是导致钒钛烧结矿烧结利用系数低的另一个重要原因。    (4)Al2O3含量高。这对烧结矿强度和高、低温还原性均有不利影响。    这些特点同矿石的矿物组成和选矿工艺有着密切的关系，从而决定了其烧结性能。    三、钒钛磁铁精矿烧结    钒钛磁铁精矿是烧结用主要含铁原料，在攀钢烧结生产中，占70%～80%,其余含铁原料为普通富矿粉。国产矿含铁品位都较低。   （一）钒钛磁铁精矿烧结生产的特点    1.钒钛磁铁精矿烧结的难点    钒钛磁铁精矿烧结的难点为：    (1)成球性不好，球粒热强度低，料层透气性差。精矿成球性与亲水性、粒度粗细、粗细粒级比例、颗粒表面粗糙度、孔隙率等因素有关。    攀枝花钒钛磁铁精矿润湿热值较大，表明其亲水性较好，但其粒度太粗，小于0.074mm精矿含量仅占35%左右，比表面积仅为491.1723cm2/g,孔隙率低，在不添加任何粘结剂的情况下，其成球性指数最小，表明其成球性最差。    另外，不添加任何粘结剂时，已制粒混合料中准颗粒强度极差。烧结过程中烧结矿带、燃烧带、预热带和过湿带的阻力损失依次为1176Pa、3332Pa、4312Pa、1960Pa,预热带最薄，但是阻力最大，这表明在受热和挤压时，准颗粒严重粉化，这必然影响整个料层的透气性。    (2)烧结矿强度差、成品率低。由于攀精矿TiO2和Al2O3含量较高，而TFe和SiO2含量较低，采用目前的熔融型烧结方法，生成的烧结矿中普通硅酸盐粘结相量仅有15%～20%,钙钛矿本身的抗压强度低，仅为复合铁酸盐(SFCA)的1/4,而且，钙钛矿的熔化温度高，表面张力小，在烧结过程中最先析出，充填于硅酸盐、钛磁铁矿和钛赤铁矿晶粒之间，使得烧结矿孔隙率高，各种矿物之间的粘结力减弱，因此，烧结矿的强度差，成品率低。[next]    2.钒钛磁铁精矿烧结生产的特点    钒钛磁铁精矿烧结生产的特点是利用系数和强度低，返矿和工序能耗高。    攀钢投产前用攀枝花和承德钒钛铁精矿做烧结试验，结果表明，在没有强化措施的条件下，系数仅达到1.0t/(m2•h).攀钢设计利用系数为1.08t/(m2•h),从投产到1982年，系数一直徘徊在1.0t/(m2•h)左右。后来采取了一系列强化措施，通过研究和应用，逐步地使利用系数提高到1.15h/(m2•h)左右，1999年已达到1.275t/(m2•h).同国内主要烧结厂相比，利用系数偏低。这表明钒钛磁铁精矿烧结的强化要比普通精矿难得多，其主要原因是混合料的透气性差。影响透气性的主要因素是精矿粒度粗。由于粒度粗、混合料成球性差，必然导致料层透气性不好。科研人员曾对大于3mm的混合料颗粒进行压试，结果表明，几乎不存在由精矿本身形成的大于3mm的小球。所有大于3mm的小球都是由返矿、富矿粉、石灰石粉、焦粉颗粒形成的。将大于3mm混合料进行水洗，把粘附的精矿粉洗除，然后把骨架颗粒烘干和分级，检测出的形成大于3mm的混合料骨架颗粒中，小于3mm的颗粒只有10%～15%,说明小于3mm的颗粒很难形成大于3mm的颗粒。混合料中大部分大于3mm颗粒来自返矿和粉矿。    由于烧结矿强度低，钒钛磁铁精矿实际上是处于高返矿量下进行烧结生产。为消除返矿的恶性循环，使返矿量在适宜水平下平衡，采取了诸如尽可能提高料层厚度，确保铺平烧透提高成品率，控制适宜FeO含量范围，定期更换筛板等措施，使冷返矿中大于5mm部分不大于15%,热返矿量不大于10%,返矿率已从1990年的50%降至1999年的30%.    钒钛磁铁精矿烧结的长期生产表明，混合料含碳低，一般为2.8%～3.0%,但工序能耗却比较高。从工序能耗结构上分析，固体燃料消耗占81.06%,煤气消耗占4.24%,电力占14.04%,其他为0.66%.固体燃料消耗高，其主要原因是成品率低，返矿量大，热量消耗在返矿循环上；另外因料层薄(料层1999年才达到450mm),料层自动蓄热作用不好，热利用差。    3.钒钛磁铁精矿烧结工艺    钒钛磁铁精矿烧结既有“低硅”难烧的特点，又因含TiO2(12%～13%)高形成与普通低硅烧结不同的特点。表现在操作上为混合料适宜水分和含碳量都较低，点火温度高，料层薄，实际生产操作可归纳为：大风、低水、低碳、较薄料层。    (1)大风。烧结过程必须有足够风量通过料层以满足燃料燃烧和进行物理化学反应的需要。钒钛磁铁精矿含FeO高(30%～31%),而烧结矿中FeO低，因此在烧结过程中，钛磁铁矿被氧化形成钛赤铁矿需要氧多。据理论计算，烧结每吨钒钛磁铁精矿，比普通精矿多耗39m3空气。若考虑空气过剩系数和漏风率，则单位耗用风量高150m3因此，根据钒钛磁铁精矿烧结实践，设计时必须考虑耗用风量高的特点。    (2)低水。钒钛磁铁精矿适宜水分比普通精矿低。主要是由于钒钛磁铁矿中，含钛矿物以钛磁铁矿为主，其结构致密，亲水性差而湿容小。据西昌烧结试验结果，在未预热的条件下混合料适宜水分为5.6%～6.5%,有蒸汽预热的条件下则为7.0%～8.0%.攀钢实际生产所控制的适宜水分为7.0%左右。根据钒钛磁铁矿烧结对水分敏感性强的特点，操作中加足一次水达7.0%,加少量二次水补充，以保持稳定的料层透气性。    (3)低碳。钒钛磁铁精矿烧结含碳量比普通精矿低。主要原因为烧结时生成液相量少，铁精矿含FeO高而烧结时氧化放热多，混合料水分蒸发和汽化耗热少等，因此混合料固定碳含量较低，一般为2.8%左右。    (4)料层较薄。钒钛磁铁精矿由于成球性差，烧结时料层较薄。尽管进行研究并采用了一系列提高料层厚度的措施，使料层由80年代的240mm左右提高到近年的450mm,但仍比国内普通矿500～550mm料层厚度低。    4.钒钛磁铁精矿烧结的强化    为强化钒钛磁铁精矿烧结，已采取了烧结普通精矿行之有效的措施，但烧结利用系数仅提高到1.275t/(m2•h).这表明钒钛磁铁精矿烧结的强化之难。强化措施如下：    (1)松料器的应用。1982年安装了双层潜管式松料器，后改进为三层潜管式松料器，再后又改为扁钢型松料器，使料层提高40～60mm,产量提高2%,固体燃料节省1.2kg/t.    (2)用生石灰强化烧结。普通精矿采用消石灰和生石灰强化烧结，国内从60年代初开始，是有效且至今已普及的措施。科研人员曾在位于承德、北京、西昌等地的有关工厂进行过钒钛磁铁精矿强化烧结试验，结果表明，生石灰或消石灰使用量占熔剂量的40%,增产的效果为10%～18%.在130m2烧结机进行加消石灰的工业试验，配加量为总熔剂量的50%，使料层提高30～40mm,产量提高13%～17%,烧结矿转鼓指数提高2%，固体燃料消耗降低10%.1998年生石灰投入使用，配比为4.5%～5.0%,增产6%～8%左右，固体燃耗下降5kg/(t矿)。生石灰主要起到以下作用：    1)改善了烧结混合料的原始透气性。生石灰消化后的消石灰胶体颗粒极细，平均比表面积达30m2/g,分散度高，粘结力强，大大改善了攀精矿的成球性、制粒，混合料中小于3mm者粒度含量下降了大约10%，从而使垂直烧结速度由19.58mm/min上升到20.3mm/min.    2)改善了准颗粒的热稳定性。由于细微分散的消石灰胶体颗粒的吸水保水性以及受热收缩性，在烧结过程中减轻过湿层的形成，从而减轻了准颗粒在过湿层的破碎,使用生石灰时，过湿层中小于0.8mm颗粒仅为37.29%,而使用石灰石时达到71.89%.另外，准颗粒受热时，由于其中消石灰胶体微粒收缩，使准颗粒中各组分相互靠近，强度不但不像普通准颗粒那样下降，反而有所提高。    3)改善了物料的烧结反应条件。使用生石灰时，CaO直接与其他各种矿物进行接触，促进了固液反应，减少了游离CaO,有利于各种矿物的结晶发育，从而提高了烧结矿的质量。[next]    (3)高负压烧结。为研究钒钛磁铁精矿烧结高负压强化效果，于1986年将抽烟机负压由11760Pa,提高到(14210±490)Pa,相应料层厚度由281mm提高到307mm,机速增加54mm/min,主管负压升高666Pa.实际台时产量升高6.09t,转鼓指数提高2.9%,固体燃料消耗(标煤)下降0.38kg/t.全厂已推广高负压烧结。    (4)实行煤焦分用。攀钢烧结用固体燃料为焦粉和无烟煤粉，当混破混用时，由于两者破碎性能差异大，难以使两者都达到合适的粒度。为防止无烟煤的过粉碎或焦粉粒度过粗以及因煤粉和焦粉的燃烧性的差异和混用时难以稳定两者的比例，引起烧结过程的波动和热量的利用得不到发挥。为此，采用煤、焦分破、分用。实践表明，分破分用利于烧结工艺稳定，节能效果显著，固体燃料消耗(标煤)下降5.4kg/t.    (5)燃料二次分加技术的应用。国内外研究证明燃料二次分加工艺可以改善燃料燃烧条件，具有明显的增产节能效果。钒钛磁铁精矿烧结采用这一技术，也同样达到了增产降耗效果。攀钢于1995年进行工业性试验，1997年正式在两台烧结机上推广应用，燃料分加比例为50:50,取得了增产6.17%,降耗(标煤)1.04kg/t的良好效果，且焦粉分加效果优于无烟煤。    (6)进一步提高混合料温度。钒钛磁铁精矿烧结由于料层透气性差、垂直烧结速度慢，为了进一步改善透气性，采用了矿槽内蒸汽预热混合料方法，使混合料温度达到70℃以上，减少了过湿层危害，料层透气性进一步提高。    (7)烧结矿喷洒卤化物。钒钛烧结矿由于含TiO2(高达8.9%～9.0%)、Al2O3,低温还原粉化率高达52.75%,严重影响高炉料柱透气性，鉴于此攀钢于1995年开始对成品烧结矿进行卤化物溶液喷洒，使烧结矿低温还原粉化率降至20%以下，高炉使用喷洒卤化物烧结矿增产4%～8%,节焦1.3～2.4kg/t的显著效果，炉况顺行，瓦斯灰吹出量明显减少。    (8)富氧点火。增加点火助燃空气含氧浓度提高点火燃气燃烧效率，强化烧结过程。钒钛矿烧结采用富氧点火后(富氧水平为24.4%),成品率、利用系数均有所上升。    (9)热风烧结。钒钛矿采用热风烧结热风温度140℃,热风面积为烧结面积1/4,表层烧结矿强度提高，成品率上升约1%.    (10)降低成品矿运输过程落差。钒钛烧结矿由于矿物结构TiO2•CaO的存在，导致烧结矿性脆，不耐摔打。而攀钢由于地处山区，烧结机、高炉布置不在一个平面上，运输距离长，落差大，例如:6号烧结机至4号高炉运输过程落差高达60m左右，因此成品矿在运输过程中经多次转运摔打，平均粒度大大降低。特别对于钒钛烧结矿而言，降落差意味着减少烧结矿摔打，意味着烧结矿成品率提高，产量上升。近10年，采用了许多方法改善工艺流程，降低烧结矿在运输过程中落差，减少落差20多米，烧结矿中大于20mm者粒度含量上升了5%左右。    (11)添加钢渣粉技术。攀钢钢渣成分其特点是：含1.5%左右的V2O5,其矿物组成主要有:1)硅酸三钙，约占体积的50%;2)钒钙钛氧化物[Ca(TiV)2O7],约占体积的30%;3)镁方铁矿，占体积的15%。攀钢烧结配加钢渣粉技术于1988 年投入工业应用。当每吨烧结矿配加80kg钢渣粉时，收到了增产2.97%,烧结矿贮存性能改善的效果，不配加钢渣的烧结矿贮存7天后小于5mm者粒度含量增加4.5%，而配加钢渣后仅增加1.74%.每台烧结机配用3%的钢渣粉时，石灰石粉单耗下降，工序能耗下降1.55kg/t,转鼓指数上升0.93%.取得上述效果的主要原因有:1)钢渣粉较粗，大于3mm的渣粉约占30%,平均粒度为2.14mm,配入烧结混合料中后改善了混合料的粒度组成后，大于3mm者粒度含量增加了5%左右，从而改善了料层透气性；2)钢渣粉中多为低熔点硅酸盐矿物，取代部分石灰石粉配入烧结混合料中后，可降低混合料的熔点，省去被取代石灰石粉的分解过程及所需热量，因而可以改善固、液相反应的条件，加快烧结速度，提高烧结强度。另外，配加钢渣后，减少了烧结矿中游离的CaO的数量，故可改善贮存性能。    (12)厚料层技术。提高料层厚度，可以发挥厚料层的自动蓄热作用，延长料层的高温保持时间，确保各种渣相的形成和各种结晶相的发育生长。另外，可减少配碳量，提高料层气氛的氧位，从而抑制钙钛矿的生长，发展铁酸盐优质粘结相。所以，厚料层烧结，是提高烧结矿质量的重要途径。    攀钢烧结自投产以来，在采取各种措施改善混合料透气性的前提下，不断提高料层的厚度，从投产初期的200mm左右提高到了1999年的440mm左右。

概 况 钒在地壳中的含量大约是地壳分量的0.02%，散布较广，但涣散。含钒矿藏已发现的就有70多种，其间的绿硫钒矿、钒云母矿和钒铅锌矿等含钒氧化物高达8-20%，钒钛磁铁矿含钒档次低，一般含v2o5为0.2-1.4%，但它的储量最多，国际储量在400亿吨以上，是提取钒的首要质料。 全球的钒铁磁铁矿和钒资源恰当丰厚，已查明国际钒铁磁铁矿的储量为400亿吨以上，且会集在少数几个国家，有前苏联、美国、我国和南非，首要赋存于钒钛磁铁矿、磷块岩矿、含铀砂岩和粉砂岩型矿床中。此外还有许多钒赋存于铝土矿和含碳质的原油、煤、油页岩和沥青沙中。 据美国矿藏局统计资料标明，按现在挖掘规划，已探明的钒资源可继续挖掘150年，且会集散布在南非洲、亚洲、北美洲等区域，(南非占47.0%，前苏联占24.6%，美国占13.1%，我国占9.8%，其他国家总和占小于6%)。 钒具有杰出的可塑性和可锻性，常温下可制成片、拉成丝和加工成箔。但少数的杂质，特别是空隙元素(如碳、氢、氧、氮)会显着影响钒的物理性质。如钒含氢0.01%时引起脆变，可塑性下降;含碳2.7%时其熔点升高到2458。K。钒的熔点高，硬度大，电阻率高，呈弱顺磁性，线胀系数小，钒的弹性模量密度和钢附近，可用作结构材料。 钒是重要的战略物资之一，首要用于冶金工业，作为合金元素增加剂，改进钢材的结构、功能，进步强度和耐性，次之与钛制成具有高温高强度合金，再次之是化学工业，以钒的氧化物形状，用作出产催化剂、触媒等等。 国外钒的提取基本上是从副产品中收回的，如南非、芬兰、前苏联等国家是从钒钛磁铁矿炼铁中收回，美国大部分钒是钾钒铀矿及磷铁矿中收回，加拿大是从焚烧石油焦搜集的尘中收回，少数国家还从石煤中提取钒。总归，国际上钒首要是从钒钛磁铁矿中收回的，现在从钒钛磁铁矿收回的钒，每年约为7万吨左右，约占总产量的%。 钒的产品分为初级产品、二级产品和三级产品。初级产品包含含钒矿藏，精矿、钒渣、作废的粹的废催化剂，作废触媒和其他残渣。二级产品包含v2o5，也可所以一种可用的工业产品，即出产硫酸的触媒和粹用的催化剂。三级产品包含钒铁、钒铝合金、钼钒铝合金、硅锰钒铁合金及钒化合物，其间钒铁是最为重要钒材料，它占钒消费量的85%。各国钒铁标准可分为50-60%和70-85%的二类。 我国钒工业起步于20世纪50年代，1958年康复并扩建锦州铁合金厂提钒车间，以承德大庙含钒铁矿精矿为提钒质料，1960年今后我国的其他提钒厂相继建成投产，70年代攀枝花钢铁公司建成投产，从此我国的钒工业便进入一个新的历史时期，至80年代中已成为国际首要产钒国家之一，能出产各种钒制品，钒的推广运用也取得较快的开展。 从含钒质料提取纯钒化合物的技能，视质料不同而有所差异。钒钛磁铁矿、钒铁精矿、含钒石煤、石油渣、钒铀矿、钒磷铁矿等等，现分述收回技能。 一、 钒钛磁铁矿提钒技能： 钒钛磁铁矿提钒能够概括为火法和湿法两大类。火法流程能够处理含钒档次低的质料，能够经过火法富集，然后处理收回，也称之为简接法;湿法流程具有流程短、收回率高的长处，但要求处理的质料含钒档次相对较高，也称之为直接法。 1.火法工艺流程 将选出的钒铁精矿参与高炉或电炉炼铁，矿石中的钒大部分进入铁水中，将含钒铁水送入转炉吹炼成钢，钒高度富集在表面渣中，即钒渣，钒渣再经破碎、焙烧、浸出、过滤即得到V2O5。这是前苏联、挪威和南非等国所选用的办法。我国也选用相似的办法收回钒。 2、湿法工艺流程 选用含钒铁精矿加芒硝制团、焙烧、水浸，使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为V2O5沉积，过滤后直接得到V2O5，水浸后的球团用于炼铁质料。 南非海威尔德公司是西方国家一起运用以上两流程(即生铁—钒渣流程和焙烧浸出流程)的典型比如。 生铁—钒渣流程 含钒铁精矿 料仓配料 回转窑预复原 含钛炉渣 炼铁 暂存堆积未处理 含钒铁水 板坯 氧气 吹炼 出售 钢水 顶吹炼钢 半钢 钒渣 钢坯 出产V2O5 焙烧浸出流程 含钒铁精矿 H2O 芒硝(碱或Na2SO4)NaCl 配料制团 钠化氧化焙烧1000℃ 水浸 过滤 铵盐 球团 溶液 炼铁 过滤 H2SO4 废液废液 V2O5 含钒铁精矿或钒渣的浸出首要化学反响为 (1)4FeO.V2O3+4Na2CO3+5O2=8NaVO3+2Fe2O3+4CO2 (2)4FeO.V2O3+8NaCl+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4Cl2 (3) 4FeO.V2O3 +8NH4Cl +5O2=2Fe2O3+8NH4VO3+4Cl2 (4)2NaVO3+H2SO4=V2O5 + Na2SO4+H2O (5)2NH4VO3+H2SO4=V2O5 + (NH4)2SO4+H2O 3、生铁—钒渣流程主体设备 ① 首要视炼铁的主体设备，曾经苏联炼铁主体设备是高炉，挪威、南非等国则是电炉。 ② 吹炼：不同国家选用的设备也不相共同 a.底吹转炉提钒:前苏联丘索夫联合公司是将含钒铁水装入底吹转炉吹炼,在炼半钢进程氧化表面构成含钒渣,钒渣经破碎、焙烧、水浸收回V2O5，然后炼成钒铁。从精矿到钒铁、钒的总收回率为60%左右。 b.顶吹转炉双联提钒：前苏联下塔吉尔钢厂则用顶吹转炉将含钒铁水吹成半钢和钒渣。就铁水到钒渣钒的收回率达92%—94%。我国的承钢、马钢和攀钢也用该法出产钒渣，钒的收回率为80%—88%。 c.高炉铁水雾化法提钒，该法实际上是将含钒铁水倾入中间缸，然后进雾化器，经雾化反响之后，使钒由V2O3氧化成V2O5、 V2O4、V2O3的混合物流入半钢缸，半钢面上构成钒渣。该法由我国攀钢首要实验成功并投入出产运用的，并且是我国钒渣出产的首要办法，钒的氧化率达85~90%,收回率为73.6%，半钢收回率为93.9%。该法的首要长处是：炉龄长(最高炉龄已达12000炉)、处理才干大(可达366吨/时)、可半接连化出产、设备简略、操作简略。 d.曹式炉提钒：我国马钢曾用槽式炉吹炼提钒，槽式炉才干为70T/h,实验的首要技能目标，钒的氧化率达88.5~95.2%，钒的收回率为81.3~90.49%,半钢率90.20~94.1%，出产目标不如实验目标。该法的长处是能接连出产、设备简略、出产本钱低，缺陷、钒渣含铁高、钒收回率还欠低。因而现在已停止运用，需求进一步完善，仍不失可供挑选的好办法之一。 4、焙烧浸出流程设备 湿法流程即焙烧浸出流程的中心首要是使钒氧化然后转化构成水可溶性的钒酸盐，选用何种焙烧设备，完成其意图。 a. 南特殊特腊厂，所运用钒钛磁铁矿成分： Fe 50~60%,V2O5 2.5% ,TiO2 8~20%, Al2O31~9%, Cr2O31%,选用回转窑焙烧完成氧化和转化。 b. 前苏联和澳大利亚阿格纽克拉夫有限公司都选用欢腾炉焙烧使97~98%的钒转化可溶性钒而被浸出。 c. 芬生奥坦馬基，运用原矿成分Fe40%,TiO215.5%,VO26%(V2O5:0.71%)原矿制团,在竖炉焙烧和转化,转化率达80~90%。 二、钾钒铀矿和磷铁矿收回钒技能 1、 美国钒的出产供应商处理的质料的以钾钒铀矿石、铀钼钒矿和磷铁矿石为主，钾钒铀矿的化学式为：K2(VO2)2(V2O8)" 3H2O或K2O" 2UO2"V2O5"3H2O。最近澳大利亚西部伊利里的钙结石乐岩中发现大型钾钒铀矿，我国陕西、湖南区域也发现钒铀共生矿。国际上最大的矿冶公司——美国联合碳化物公司从钾钒铀矿石出产钒的工艺流程是焙烧、浸出、沉积、复原和再浸出。该法钒铀浸出率别离为70~80%和90~95%，其流程如下： 钾钒铀矿 6~9%NaCl 钠化氧化焙烧 (多膛炉850℃ φ5m.8层) 1~2%Na2CO3 急冷 浸出 H2SO4 浸出液中和煮沸 PH：3 NaOH或NH3 沉积PH7 钒滤液 滤饼 沉积 Na2CO3 或NaCl 复原熔化 钒化含物 H2O 浸出 钒溶液 含铀沉积物收回铀 酸法和碱法浸出含钒溶液，可用离子交换法、溶剂萃取法、或挑选性沉积法进行别离提纯。该公司年产V2O8454吨，V2O51360吨。 2、 钒铁矿的处理与钾钒铀矿有所不同，钒铁矿运用真空揉捏和焙烧炉，先将矿粉与盐混合，送揉捏机揉捏成条、堵截，焙烧浸出提纯沉积后得V2O5。 3、 钒磷铁矿的处理 钒磷铁矿电炉出产单质磷和磷肥的副产品(含钒磷铁)用来作提钒质料，美国的克尔麦吉(KerrMeGee)化学公司所用的含钒磷铁含钒3.26%~5.2%，磷24.7%~26.6%，铁59.9%~68.5%,铬3.4%~5.7%,镍0.84%~1.0%。 先将含钒磷铁磨至粒度小于0.42mm，配入1.4倍纯碱和0.1倍的食盐在回转窑中770~800℃下焙烧，钒便转变成水溶性的钠盐，焙砂在沸水中浸出，钒、铬、磷均溶入浸出液，过滤后滤液结晶折出磷酸钠晶体，粗磷酸钠可再行纯化直至产品合格。磷酸钠结晶母液含磷>0.98g/L,可参与适量CaCl2,使其以磷酸钙(CaPO4)沉积，然后水解收回钒，随后往母液中参与以沉积。此工艺的钒、铬和磷的收回率别离能够到达85%、65%和94%。 三、含钒褐铁矿收回钒技能 含钒褐铁矿五氧化二钒含量为0.5~2.5%，Fe20~40%，SiO230~65%. 矿石首要由针铁矿、赤铁矿和脉石组成。脉石以石英为主，其次是泥质还有少数的绢云母。钒在褐铁矿中没有呈独立矿藏存在，而是以离子型吸附状况存在于铁和泥质中。处理的准则流程是：破碎球磨 焙烧 浸出 沉积Nu4VO3 或V2O5。 研讨标明褐铁矿V2O5含量不同，钒的转化率受矿石组分的影响，其间首要影响要素是矿石CaO的含量,跟着的CaO的含量增加，影响钒的转化，焙烧温度的进步能进步钒的转化率。不同含钒矿石，最高转化率的温度是有差异的。 四、含钒石油渣提钒技能 一般讲，原油和石油砂都含有钒，虽然有些国家至今仍未把油含钒列为钒资源，但这些原油确是钒的潜在资源，全球的石油中钒的含量改动很大，委内瑞拉、墨西哥、加拿大和美国原油含钒为220~400ppm，是全球石油含钒量较高的少数几个国家。 美国、日本、德国、加拿大和俄罗斯等国家从石油渣，石油灰中提钒，提钒的终究产品首要是V2O5，但也能够直接炼成钒铁。提取的办法许多，首要依据质料成分或性质上的差异，挑选不同的工艺。 1、 从石油会集收回钒技能 委内瑞拉的原油经过裂化处理得到石油焦含0.4%V,石油焦用作蒸气锅炉的燃料,焚烧后烟尘用电收尘器收尘,尘含V2O5达15%,作为收回钒的质料。收回办法是将搜集烟尘直接酸浸，经过滤滤液加次(NaClO4)将钒氧化成五价，滤液由兰色变黄色后，加NH3调PH由0.3至1.7,使钒以铵盐方式沉出，然后枯燥锻烧得V2O5或V2O5熔化铸片。流程图： 石油焦尘埃 酸 浸出 滤液 残渣NaClO4氧化 沉积 调PH 洗刷 滤块 残渣 洗液 抛弃 烘干 锻烧 V2O5 首要化学反响：酸浸工序： V2O5+6HCl 2VOCl2+3H2O+Cl2 或V2O5+2H2SO4 VOSO4+2H2O NaClO4氧化： VOCl2+NaClO4 NaVO3+2NaCl+Cl2VOSO4+NaClO4 NaVO3+NaSO4+Cl2 沉积锻烧 NaVO3+NH4Cl NH4VO3+NaCl2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2、 从炼油渣中收回钒技能 美国Amax和CRIVentures公司就是处理炼油渣、归纳收回钒、钼、钴、镍和铝。他们处理的工艺：炼油渣与烧碱混合磨矿进行加压浸出，在高温和加压下氧化，硫转化硫化物，碳氢化合物大部分分化，钒、钼溶入溶液，经过滤别离，从溶液收回钒钼。或石油渣加Na2CO3或NaCl配料后，在硫化物和硫酸盐存鄙人进行电炉熔炼，取得钒渣和镍锍。钒渣首要惯例处理办法制取工业V2O5。美国是20世纪80年代末开端用石油渣，石油灰为质料出产钒的，现在仍然是该质料出产钒的最大出产国。 五、石煤提炼钒技能 在普查磷矿时意外地发现了石煤含有钒，进而发现石煤中还有铀、铜和镍等金属和非金属60多种，就当时的技能水平而言，具有挖掘和商业价值的只要钒。我国的石煤资源非常丰厚，估计石煤中钒的总储存量为钒钛磁铁矿中钒总储存量的七倍。但石煤中含钒档次各矿相差甚大。现在条件下石煤含钒超越0.8%，才有挖掘价值。美国内华达州含钒页岩分为风化页岩(V2O30.93%)和碳质页岩(V2O50.84%)。我国石煤资源会集在南边各省,现有钒的厂20多家,年产量为2500~3000吨,本钱2.5~30万元/吨。 石煤提钒选用加食盐焙烧、浸出、萃取、沉积的出产工艺。含钒碳质页岩是用于烧锅炉或液态化床发电的脱碳焚烧，在焚烧进程中钒富集在烟灰中，富集钒烟灰加NaCl或Na2Co3进行化焙烧，使钒转变为水溶性的NaVO3和Na2V2O5. 4FeOV2O3+4Na2CO3+5O2=4Na2OV2O5+2Fe2O3+4Co2 NaCl+1/2O2= Na2O+Cl2 Na2O+V2O3=2NaVO3 用热水浸出钠化焙烧产品，钒酸钠和偏钒酸钠便溶于热水而与大部分不溶杂质别离，含钒浸出液经提纯和别离，产出钒的纯化合物。 美国内华达对含钒页岩提钒流程： 页岩 ↓ 破碎、枯燥 ↓ 焙烧 ↓ H2O 残渣←弱酸浸出 H2SO4 NH3 ↓ 浸出液除硅 PH值由2.5调至5 ↙ ↘ 硅渣 含钒溶液 PH5调回PH3 ↓ 萃取(三级) 萃取有机相 萃取废液 ↓ 再生萃取 ←二级反萃 ←NaCO3 溶液 有机相 ↓ 含钒溶液 ↓ NH4Cl →钒酸铵沉积 ↓ 过炉、洗刷、枯燥→废液 ↓ 制品 阐明：除硅需将溶液调至PH值5，但萃取别离又需将溶液PH从头调回至PH3，用的萃取剂是混合十三胺(DITDA)，偏钒酸胺煅烧脱后能够得到V2O5。 在我国，已建有从含钒石煤中提取钒的工厂，各厂依据其资源特色开发出具有必定特色的提钒工艺流程，他们的准则流程是： 石煤提钒的准则流程 石煤破碎、磨矿 ↓ 加水→配料←NaCl ↓ 成球 ↓ 平窑焙烧 ↓ 水浸 ↙ ↘ ↙H2SO4或HCL 浸出渣 浸出液 ↙ ↘ 粗钒 废水 ↓ NAOH → 碱熔 ↓ NH4CL 水溶 ↙ ↘ 废水↓ 热分化 ↓ 五氧化二钒 石煤提钒的新工艺有：1.石煤加食盐，欢腾焙烧—酸浸—离子交换法。2.石煤无盐焙烧—酸浸—溶剂萃取法。3.酸浸—中间盐提钒 新工艺的所谓新，会集在二个环节上，首要是焙烧所选用的炉型，由平窑焙烧转而运用欢腾炉，回转窑，竖炉等，成果是竖炉的操作条件不简略操控，转化率不稳定，劳动条件差，未能在工业上取得大规划运用。回转窑广泛运用于钒渣的钠化氧化焙烧，但石煤含硅(SiO2)较高(65%--68%)，在焙烧进程中简略呈现粘窑、结圈、影向回转窑正常操作和钒的转化率，故不宜作为石煤焙烧设备，作为石煤焙烧设备最好是欢腾炉。 其次的环境是溶液的处理，除已有的化学沉积法外引证了离子交换法和溶剂萃取技能，因为新技能的引证，能够带来技能目标的进步，削减废水的处理，视操作的差异，或许影响加工本钱。 六、废催化剂和触媒的提钒技能： 钒的化合物具有杰出的催化功能，即它自身不参与化学反响，但在它的参与下，可加快反响的进行。用钒化合物与其载体作成的能改动某些化学反响速率，而自身又不参与反响的化学试剂，称之为催化剂。钒催化剂(V2O5•NH4VO3)替代铂用于出产硫酸，使SO2转化为SO3。在石油工业中，钒首要用做裂解催化剂(VS)，以及脱硫剂。在橡胶工业中，用乙烯和的交联合成橡胶的催化剂(VCl4)。化学工业上的氧化成马来酐，蔡氧化成酞酐的钒催化剂(NH4VO3)等等。特别是化学工业和石油工业运用过的废钒催化剂数量较大，是很好的钒二次资源，不只能够从中收回许多的钒，并且一起收回镍、钼等价金属。 1. 石油裂解用废催化剂(VS)的收回技能 废硫化钒催化剂经焙烧得到产品，能够选用高温浸法，钒废质料在参与压煮器中，473。K温度下用1—14MOL/L浓度的压煮4小时，钒酸铵便溶于中，经过炉别离后，将钒酸铵滤液的温度降至323。K，便分出钒酸铵结晶，结晶浆液经过滤、水洗、枯燥后，在473--873。K温度下煅烧，便得到V2O3，结晶的母液回来浸出循环运用。 除以上办法外，也能够用碱浸出从这种钒废猜中收回钒，用NaOH或Na2Co3溶液在363--378。K温度下浸出1-6个小时，然后过滤别离，在浸液中通入和二氧化碳，坚持298--308。K温度，按1MOL钒参与1.5—5MOL量，并将溶液PH调至6—9。经处理，坚持308。K，便能够沉积出钒硫铵。滤液送解吸器，用蒸气驱逐液体中的NH3和CO2，然后回来浸出，钒硫铵处理同前。 2. 从原油脱硫用的废催化剂的收回技能： 废催化剂在1073。K温度下进行氧化焙烧，先制得含钒10.88%，钼5.49%，钴2.03%，镍1.94%，铝35.48%的焙烧料，然后按150g焙烧猜中参与300ml含溶液NaOH15%的溶液，在333。K温度下拌和浸出3小时，浸出料液在323。K温度下过滤，浸出液由323。K降至278。K，便分出含钒结晶体，母液回来运用，结晶体经水洗、枯燥、煅烧后得到V2O3。 除此之外，焙烧料也可用酸浸流程，催化剂除钒外，其他有价元素Mo、Ni、Co等都转入流液，除杂后钒用萃取别离法收回。 美国AMR是一家从石油裂变废催化剂提钒大公司，其处理的废催化剂的量占全美的50%，年处理废催化剂16000吨，能够归纳收回1500吨V2O3，1000多吨Mo，400—600吨Ni，110—180吨Co，还有部分Al2O3. 3、从《制酸废触媒(V2O5，NH4VO3)》收回钒技能 硫酸工业上用矾触媒进程中，因为SO2气体中的AS2O5和触媒中V2O5构成络合物，在触媒的正常操作温度480摄氏度下该络合物随气体蒸发掉。蒸发量占V2O5总量的40—50%，除此以外还有K2SO4和SiO2。新废触媒成分如下： 成分称号 V2O5 K2SO4 SiO2 新触媒成分 9---------10% 20-------------22% 20% 废触媒成分 5---------6% 10------------12% 80% 因而废触媒中的三中首要成分都是名贵资源。废触媒的处理，工业上能够选用①直接酸浸工艺②化焙烧水浸工艺： 直接酸浸工艺：为了下降溶液杂质和游离酸，削减酸碱耗费。用两段逆流浸出，一段为弱酸浸，二段为高酸浸。高酸浸出液参与到新加废触媒进行弱酸浸出。二段浸出成果钒浸出率可达88.5-91.1%，浸出渣含V2O5能够降到0.59%，当进步二段浸出酸浓度到80—100G/T，渣含V2O5可降到0.3%。溶液的净化选用N235或P204萃取，碱反萃取，用NH4Cl沉，煅烧得到V2O5。 考虑到直接酸浸液除钒外，还含有许多Fe离子为溶液处理带来费事。经过预焙烧使钒氧化成高价钒，一起使其转型，削减了提钒的困难。因为废触媒自身含有10%硫酸钾组分，因而氧化焙烧水浸流程可分为不加钠盐和加钠盐两种。前者焙烧温度900摄氏度到达最佳转化率(~80%)。再高或再低温度的焙烧，钒的转化率都不抱负，后者增加5%的Na2CO3在800摄氏度下焙烧2小时，钒的转化率可达92%，是比较抱负的。 焙砂进行两段浸出，即先水浸后酸浸或碱浸，它的特色是先将钾盐、钠盐和近80%钒水浸进入低酸溶液。这种溶液杂质少，易处理，可收回运用钾盐。酸浸或碱浸意图在于不容于水的钒盐尽或许多地溶解，以进步钒的收回率。 溶液中的钒用N235萃取别离，碱返萃，NH4CL沉积，煅烧得V2O5。 总归，流程的挑选，要视供应商的现状，以为钠化氧化焙烧水浸提钒工艺较好。物料过滤功能好，浸出液中钒呈高价，杂质少，下步钒别离、净化进程简略，也能够直接用NH4CL沉积，省去萃取进程，下降产品加工本钱。 七.钒铁出产技能： 钒和铁组成铁合金，首要在炼钢中用作合金增加剂，高钒钒铁还用作有色合金的增加剂。常用的钒铁含钒40%、60%和80%三种，国内外首要选用电炉铝热法和硅热法冶炼钒铁的工艺，先分述如下： 1. 铝热法： 电炉铝热法冶炼钒铁的质料，可所以V2O5或贱价氧化钒混合物(V2O4、V2O3等)或钒铁渣。用铝作复原剂，在碱性炉衬条件下进行。 首要反响：V2O5+ AL(豆或粒状)=V+AL2O3 V2O4(V2O5)+AL= V+AL2O3 铝热法冶炼钒铁反响为放热反响，反响速度快，因而冶炼进程V2O5喷溅丢失严峻，为削减丢失，进步钒的收回率，特意将V2O5加工成片状，一起将铝粒改为铝豆，恰当减缓反响，下降放热量。 以贱价氧化钒为质料时，则冶炼进程反响速度缓慢，反响热量合适，削减进程的喷溅。然后进步钒的收回率，一起吨铁钒节省了铝复原剂40—60公斤，钒铁含钒60—80%，钒的收回率达90—95%。 2. 硅热法： 该法的本质是：片状V2O5用75%的硅铁和少数铝作复原剂，在碱性电弧炉中，经复原，精粹两个阶段炼得合格产品。复原期是把复原剂和V2O5进行硅热复原。当渣中V2O5小于0.35%时，即可作为废渣处理(或作建筑材料用)，作为冶炼作业讲，即能够转入精粹期，此刻再参与部分V2O5和CaO，用以脱除合金液中过剩的硅、铝等。当合金成分到达要求即可出渣和出含金，精粹期渣含V2O5达8—12%，此渣可回来冶炼复原期收回。合金液可铸成圆锭后破碎成制品。此法出产的钒铁含钒40—60%，钒收率可达98%。 除此之外，还开发了高钒铁、硅钒铁、硅锰钒铁、碳化钒、碳氮化钒、氮化钒铁以及金属钒等产品，在此不再赘述。 八、几点观点： 1.依据所用的含钒质料有：含钒铁水，钒铁精矿，钒渣、钒铀铁矿，钒磷铁矿，含钒石煤，含钒褐铁矿，含钒石油渣，以及化学石油以及橡胶工业用过的废催化剂等。 2.提取钒的流程遍及都存有：焙烧、浸出与净化、溶液中钒的提取和提取尾液处理四大过程组成，前两过程最为重要： ①焙烧：含钒质料和Na2CO3 NaClNa2SO4等钠盐混合在回转窑、竖炉、平窑、多膛炉或欢腾炉，在800—1000。C下进行氧化和转化，使钒转变为XNa2O•YV2O5以便溶于水。 单个情况下，含钒质料可加石灰或石灰乳(Ca(0H)2)，在上述提取各种炉内进行焙烧，它的意图与钠化焙烧正好相反，使钠转化为不溶于水，但溶于碳酸盐溶液，构成钒酸钙，到达与其他杂质别离的意图。 ②浸出：焙烧熟料浸出有：水浸、酸浸、碱浸和碳酸化浸出等四种办法，水浸时，钒酸钠进入溶液，酸浸则不同，能够有三种办法：A、含钒物料直接酸浸;B、含钒物料经焙烧后酸浸;C、含钒熟料经水浸之后再进行酸浸，酸浸还能够适用于处理其他物料，为钾钒铀矿、磷钒铁矿、含钒灰烬、废钒催化剂等。常用碱浸出剂有NaOH、Na2CO3或两者混合等，碱浸时还有必要使钒成高价态才行。氧化剂有氧气、空气、富氧空气，、、次、等。 溶液净化：含钒浸出液悬浮物可经过弄清除掉Fe、Mn、Si、Al可用中和沉积除掉，可用钙盐、镁盐沉积除掉P、AS，对高碱度溶液可用电渗析脱钠、收回碱。 ③溶液中钒提取：有沉积法、溶剂萃取和离子交换法 沉积：A、铵盐沉积：生成(NH4)2V6O16沉积,生成Na2(NH4)4V10O28.11H2O沉积，生成NH4VO3沉积。 B、水解沉积：加H2SO4，分出赤色钒酸钙沉积，Na2H2-X.V12O31。 C、钙盐或铁盐沉积： 碱性溶液用CaCl2或其他CaO、Na(OH)2沉积出钒酸钙，或用高铁盐沉积出钒酸铁(XFe2O3•YV2O5•2H2O)。 溶剂萃取：钒和铀别离法：用二乙基已基磷酸 磷酸三丁酯及N235 离子交换：合适处理碱性溶液 ④尾液处理：五价钒和六价铬离子游离酸、盐都是有毒的，有必要处理好才干扫除，工业上有三种处理办法： A、 复原中和扫除法 B、 气体中二氧化硫复原法 C、 离子交换法 3、已探明的钒储量，按现在挖掘规划够150年运用，年产钒量已处在供需平衡状况，钒的供需改动随合金钢产量改动而改动

[next]     从钒钛磁铁矿中提取钒的方法可概括为两种：火法是通过钒铁精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒铁精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。    火法提钒工艺：将选矿产品钒铁精矿直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部分进入铁水，再将含钒铁水入转炉送氧吹炼，使钒富集于渣中，成为钒渣。钒渣经焙烧、浸出、过滤、即得五氧化二钒。这一方法的最大优点是钒回收率高，特别适用于低品位钒矿石的利用。缺点是矿石处理量大，而生产规模小，与大规模的钢铁工业生产不相适应。    湿法提钒工艺：将钒铁精矿加芒硝制团，经焙烧、水浸、使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为五氧化二钒。水浸后的球团再用于炼铁。湿法的优点是工艺流程短，钒的回收率高。    上图是钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺的流程。    近20年来我国积累了大量有关钒钛磁铁矿提钒工艺的经验，并首创高炉炼铁-雾化提钒法。目前攀枝花钢铁公司用此种方法大规模生产钒渣。高炉炼铁-雾化吹钒渣法的要旨是，将铁水在中间罐内撇渣和整流，在雾化器中雾化，雾化后的铁水进入雾化炉反应，提钒后的铁水（即“半钢”）流入半钢罐，使之在半钢罐面上形成钒渣层，将半钢分离即得钒渣（下图）。1978年攀枝花钢铁公司已建成两座120t雾化炉，其设计能力为年产8.31～8.9万t钒渣。

从钒钛磁铁矿中提取钒的方法可概括为两种：火法是通过钒铁精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒铁精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。 火法提钒工艺：将选矿产品钒铁精矿直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部分进入铁水，再将含钒铁水入转炉送氧吹炼，使钒富集于渣中，成为钒渣。钒渣经焙烧、浸出、过滤、即得五氧化二钒。这一方法的最大优点是钒回收率高，特别适用于低品位钒矿石的利用。缺点是矿石处理量大，而生产规模小，与大规模的钢铁工业生产不相适应 。 湿法提钒工艺：将钒铁精矿加芒硝制团，经焙烧、水浸、使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为五氧化二钒。水浸后的球团再用于炼铁。湿法的优点是工艺流程短，钒的回收率高。 上图是钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺的流程。 近20年来我国积累了大量有关钒钛磁铁矿提钒工艺的经验，并首创高炉炼铁-雾化提钒法。目前攀枝花钢铁公司用此种方法大规模生产钒渣。高炉炼铁-雾化吹钒渣法的要旨是，将铁水在中间罐内撇渣和整流，在雾化器中雾化，雾化后的铁水进入雾化炉反应，提钒后的铁水(即“半钢”)流入半钢罐，使之在半钢罐面上形成钒渣层，将半钢分离即得钒渣(下图)。1978年攀枝花钢铁公司已建成两座120t雾化炉，其设计能力为年产8.31～8.9万t钒渣。

钒钛磁铁矿是一种以含铁、钛、钒为主的共生磁性铁矿，钒的绝大部分和铁矿物质呈类质同象赋存于磁铁矿中。该类矿在世界上赋存量巨大，在世界六大洲均有大型矿床分布，世界上钒产量的88%是从钒钛磁铁矿中提取出来的。本文首先归纳我国开发的提钒技术，然后再介绍国外从钒钛磁铁矿和铁矿中提钒的成熟流程。          从钒钛磁铁矿中回收钒，常用的方法是将钒钛磁铁矿在高炉或电炉中冶炼出含钒生铁，再通过选择性氧化铁水，使钒氧化后进入炉渣，得到钒含量较高的炉渣作为下一步提钒的原料。         目前含钒铁水的处理方法有三种：1、吹炼钒渣法：此法是在转炉或其他炉内吹炼生铁水，得到含V2O512~16%的钒渣和半钢，吹炼的要求是“脱钒保碳”。此法是从钒钛磁铁矿中生产钒的主要方法，较从矿石中直接提钒更经济。目前世界上钒产量的66%是使用这种方法生产的。2、含钒钢渣法：此法是将含钒铁水直接吹炼成钢。钒作为一种杂质进入炉渣，钢渣作为提钒的原材料。但这种钢渣中氧化钙含量高达45~60%，使提钒困难。这种方法不仅省去吹炼炉渣设备，节省投资，而且回收了吹炼钒渣时损失的生铁，是新一代的提钒方法。3、钠化渣法：此法是把碳酸钠直接加入含钒铁水，使铁水中的钒生成钒酸钠，同时脱除铁水中的硫和磷。该种渣可不经焙烧直接水浸，提取五氧化二钒。所获得的半钢含硫、磷很低，可用无渣或少渣法炼钢。

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。

该项目是河北省国土资源厅立项的科技项目，由河北省地矿中心实验室完成，于2008年1月通过了河北省国土资源厅组织的验收。 承德超贫钒钛磁铁矿是国内著名的大庙式钒钛磁铁矿的一个亚矿种，也是近年来河北省成功开发利用的新矿种。超贫钒钛磁铁矿除富含铁元素外，还伴生有钒（V）、钛（Ti）、磷（P）等矿产。但在矿山开发利用中，绝大多数矿山企业还未综合回收利用钒、钛、磷等伴生矿产，仅少数矿山企业综合回收利用钛、磷等资源，综合回收利用率较低，大量宝贵的不可再生的钒、钛、磷等资源难以回收。为推进资源综合回收，2007年承德市国土资源局规划设计院与河北省地矿中心实验室合作，开展并完成了《河北省承德市超贫钒钛磁铁矿（尾矿）钒、钛、磷等元素综合回收利用研究》项目。 研究工作在借鉴以往“大庙式”钒钛磁铁矿伴生元素综合回收工艺的基础上，首先采用光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、光谱分析、化学分析、物相分析和电子探针分析等方法，对矿石物质组成、矿石性质及矿石加工技术综合分析研究；选择了8个具代表性矿区，针对矿石性质，利用矿物磁化系数、比重及可浮性等物化性能的差异，采用磁选、浮选和重选等方法，对磁铁矿、磷灰石和钛铁矿的可选性进行了选矿试验对比，总结推荐出单一选铁及综合选磷、选钛流程，即“粗磨磁选、粗精矿再磨磁选－摇床－强磁选钛工艺流程”或“原矿－磁选－浮选－钛回收流程”。矿石中磁铁矿，可用弱磁法回收；钒无单独矿物，而以类质同象形式赋存于钒钛磁铁矿中，通过冶炼回收；钛铁矿中单晶可用强磁法或重磁浮联合流程回收；磷灰石可浮性良好，可用浮选法从铁选尾矿中直接回收。流程为提高超贫钒钛磁铁矿资源中钛、磷等元素综合利用水平提供了选矿工艺参考和借鉴；同时，依据现行的铁矿、磷矿地质勘查规范，在类比分析基础上提出对原矿中钛、磷等伴生组分的综合利用最低工业指标建议。 通过研究、可选性工业实验以及矿山生产实际表明，从尾矿中选钛、选磷技术上可行、经济上合理，钛、磷平均入选品位均在2%左右，磷精矿品位可达33%以上，钛精矿品位达46%以上。 另外，项目还研究了尾矿对地质环境的影响和尾矿的利用问题，提出利用建议。 该项目是河北省国土资源厅立项的科技项目，由河北省地矿中心实验室完成，于2008年1月通过了河北省国土资源厅组织的验收。 承德超贫钒钛磁铁矿是国内著名的大庙式钒钛磁铁矿的一个亚矿种，也是近年来河北省成功开发利用的新矿种。超贫钒钛磁铁矿除富含铁元素外，还伴生有钒（V）、钛（Ti）、磷（P）等矿产。但在矿山开发利用中，绝大多数矿山企业还未综合回收利用钒、钛、磷等伴生矿产，仅少数矿山企业综合回收利用钛、磷等资源，综合回收利用率较低，大量宝贵的不可再生的钒、钛、磷等资源难以回收。为推进资源综合回收，2007年承德市国土资源局规划设计院与河北省地矿中心实验室合作，开展并完成了《河北省承德市超贫钒钛磁铁矿（尾矿）钒、钛、磷等元素综合回收利用研究》项目。 研究工作在借鉴以往“大庙式”钒钛磁铁矿伴生元素综合回收工艺的基础上，首先采用光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、光谱分析、化学分析、物相分析和电子探针分析等方法，对矿石物质组成、矿石性质及矿石加工技术综合分析研究；选择了8个具代表性矿区，针对矿石性质，利用矿物磁化系数、比重及可浮性等物化性能的差异，采用磁选、浮选和重选等方法，对磁铁矿、磷灰石和钛铁矿的可选性进行了选矿试验对比，总结推荐出单一选铁及综合选磷、选钛流程，即“粗磨磁选、粗精矿再磨磁选－摇床－强磁选钛工艺流程”或“原矿－磁选－浮选－钛回收流程”。矿石中磁铁矿，可用弱磁法回收；钒无单独矿物，而以类质同象形式赋存于钒钛磁铁矿中，通过冶炼回收；钛铁矿中单晶可用强磁法或重磁浮联合流程回收；磷灰石可浮性良好，可用浮选法从铁选尾矿中直接回收。流程为提高超贫钒钛磁铁矿资源中钛、磷等元素综合利用水平提供了选矿工艺参考和借鉴；同时，依据现行的铁矿、磷矿地质勘查规范，在类比分析基础上提出对原矿中钛、磷等伴生组分的综合利用最低工业指标建议。 通过研究、可选性工业实验以及矿山生产实际表明，从尾矿中选钛、选磷技术上可行、经济上合理，钛、磷平均入选品位均在2%左右，磷精矿品位可达33%以上，钛精矿品位达46%以上。 另外，项目还研究了尾矿对地质环境的影响和尾矿的利用问题，提出利用建议。

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。

从岩浆型钒钛磁铁矿中提钒，钒钛精矿中钒的提取用冶炼方法有火法与湿法两种。火法是通过钒钛精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒钛精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。火法提钒工艺。将选矿产品钒钛精矿，直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部进入铁水，再将含钒铁水入转炉送氧吹炼，使钒富集于渣中，成为钒渣。钒渣经焙烧、浸出、过滤，即得五氧化二钒。这一方法的最大优点是钒回收率高，特别适用于低品位钒矿石的利用。缺点是矿石处理量大，而生产规模小，与大规模的钢铁工业生产不相适应。 从钒钛磁铁矿中提钒的生铁-钒渣滓工艺流程见图4。  图4钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺流程 近20年我国积累了大量有关钒钛磁铁矿提钒工艺的经验并首创高炉炼铁-雾化提钒法目前攀枝花钢铁公司已用此法大规模生产钒渣。其工艺特点是，将铁在中间罐内撇渣和整流，在雾化器中雾化，雾化后的铁水进入雾化炉反应，提钒后的铁水(半钢)流入半钢罐，使之在半钢罐面上形成钒渣层，将半钢分离即得钒渣，钒渣经熔烧、浸出、过滤则得五氧化二钒产品。见图5。  图5 攀枝花钢铁公司雾化吹钒渣工艺

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。图1   攀枝花钒钛铁矿选矿工艺　　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——重磁选别离-TiO2。 　　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。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。

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——重磁选别离——TiO2 　　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。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。

钒钛磁铁矿选矿技术：钒钛磁铁矿石以Fe与Ti形式致密共生赋存在钛磁铁矿中的TiO2(约占攀西地区TiO2总储量的53%)，由于赋存状态、粒度，以及在高炉冶炼绝大部分没有被还原而以TiO2形式进入炉渣的化学反应特性等因素，目前还难以用机械选矿方法回收利用。但是，随着攀枝花钢铁研究所和北京钢铁研究总院对钛磁铁矿的铁、钛、钒综合回收而对冶炼工艺和技术的改进与提高，现已基本上打通流程，取得了积极的成果。钒钛磁铁矿选矿技术此外，还开展了还原磨选制取铁粉和综合回收钒钛的试验。

钒钛磁铁矿选矿设备可以由不锈钢或者其他耐磨塑料材料制成。分选筒也可以由其他不会阻碍磁力线的耐磨材料制成。 根据处理量的不同，分选筒可以制造成不同的尺寸。例如，分选筒的直径可以在0.5米至10米的范围内。分选筒的长度可以在3至15米的范围内。可以理解的是，根据所要选别的材料类型和转速，分选筒的尺寸可以根据具体的情况来确定，只要在分选筒的选别腔室内的矿料受到了足够大的磁场的作用，能够被吸附到分选筒的内壁上。 供料机构250布置在分选筒210的左侧的末端，出料机构260布置在分选筒210的另一末端。在图中所不的实施方式中，分选筒是两端开放的，分选筒在进料端的开口小于在出料端的开口。例如，分选筒可以在供料机构的一侧设置用于阻止矿料流出的减缩部。 可以理解的是，分选筒也可以是一端开放，另一端封闭的筒体。相应的，供料机构和出料机构布置在同一侧，也即布置在分选筒的开放的一侧，在此情况下，供料机构包括有将矿料输送至分选筒的另一侧(入料端)的管道。 在其他实施方式中，分选筒也可以设置成自入口端朝向出口端向下倾斜。也即，分选筒中心轴线在出口的一端低于位于进口的一端。 钒钛磁铁矿选矿设备式中，分选筒可以是截头圆锥形的筒状结构，该分选筒从入口端朝向出口端逐渐扩大，从而使得物料可以在重力的作用下自入口朝向出口缓慢运动。分选筒的锥度在2至15度的范围内。 在选矿过程中，分选筒的转速可以在5-20转/分钟，优选地在8至15转/分钟。可以理解的是，分选筒转速也可以是其他适宜的转速。 此外，还需要根据实际的情况选择适当的供料速度。在根据本发明的选矿设备中，进入分选筒内的矿料的供料速度例如可以是每小时20吨(T)。最大可以高达100-200T每小时。 磁场发生装置220围绕分选腔室215布置。磁场发生装置可以是布置在筒体圆周方向上的两组磁板，从而在分选筒的周向上产生磁场。其中每组磁板包括两个磁极相互对应的磁板，并且N极和S极间隔布置，所述磁板可以是由永磁体制成的磁板。在其他的实施方式中，在筒体上可以布置更多组的磁板，例如3至10组磁板(图1B中所示为4组)。可以理解的，根据筒体的尺寸，可以在初选机或者精选机上布置适宜数量的磁板，以便在选矿机的筒体的圆周上产生磁场。 磁场发生装置中的磁板也可以是电磁装置。 在分选筒的出料端设置挡料磁环(未示出)。具体而言，在分选筒的靠近出口的一端设置一个环向的强磁场，用于阻止具有磁性的物质、能够感应出磁性的物质，或者其他能受到磁场影响的物质流出分选筒。该环向强磁场的磁场强度优选地大于4000gs (高斯)，进一步该磁场的磁场强度大于5000gs。 在根据钒钛磁铁矿选矿设备的磁场发生装置中，不同磁板组的磁场强度可以是不同的，在选别腔室内产生用于选项矿物的变化磁场。构成磁场发生装置的磁板的磁场强度可以在大约3000gs (高斯)至6000gs之间。当用于对矿粉进行精细选别时，磁板的磁场强度可以在O至2000gs的范围内。不同强度的磁板可以交替分布或连续分布。

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）钒钛磁铁矿石     岩浆型钒钛磁铁矿石是我国钛和钒的主要资源。矿石中主要有用矿物有钛磁铁矿和钛铁矿，以中粒嵌布为主；脉石主要是硅酸盐矿物，有的也有碳酸盐矿物和磷灰石等；常伴生钒、硫和钴等成分。钒和钴常呈铁的类质同像分别赋存于钛磁铁矿和黄铁矿中。此类矿石的选矿，一般是先用弱磁选分出钒铁精矿，再用重选、强磁选、浮选、电选联合方法从尾矿中回收钛铁矿和用浮选回收黄铁矿，钒铁精矿所含的钛是选矿无法除去的，可以在冶炼中分离。为了满足高钛渣炼铁必需的渣量，过分提高钒铁精矿的铁品位，有时是不合理的。从磁选尾矿中回收钛的流程，首先要保证得到优质钛精矿。研究了重选、浮选、重选-浮选、重选-强磁选-浮选、重选-强磁选等各种流程。钛铁矿精矿用电选精选，可将二氧化钛品位提高到48%以上，钛铁矿的浮选是在酸性矿浆中进行的，浮选黄铁矿回收钴应在浮选钛铁矿前进行，如果矿石含有碳酸盐矿物，必须预先浮出。     钒铁精矿中钒的提取用冶炼方法有火法和湿法两种，火法提钒是钒铁精矿经高炉冶炼得含钒铁水，再经转炉吹炼钒渣，钒渣进一步用湿法提炼得含钒产品。火法提钒已用于工业生产中，但钒的回收率较低，湿法提钒是铁精矿直接进行钠化焙烧浸出，得到含钒和含铁产品，含铁产品送往炼铁。湿法提钒，资源的综合利用较好，钒的回收率较高，但尚处在工业试验阶段。热液型含钒铁矿石的提钒方法与以上相同。     （二）钛铁矿砂矿     钛砂矿中钛矿物以钛铁矿为主，金红石、白钛石和锐钛矿等较少；常与锆英石和独居石等共生，重砂矿物呈细粒状态；脉石以硅盐矿物为主，生产上采用重选，磁选和电选联合流程。砂矿先经圆锥选矿机、扇形溜槽、螺旋选矿机、跳汰或摇床等预先富集，得到含重砂矿物的粗精矿，再用中、强磁选回收钛铁矿；强磁选回收独居石；摇床除脉石;电选分离锆英石与金红石，得到多种精矿。为了得到合格精矿，一般粗精矿的精选流程作业多，变化大，有时钛铁矿精矿用浮选进一步除磷。     除钒钛磁铁矿石和钛砂矿外，还有少数钛的脉矿。对变质基性岩型金红石矿石用重选-强磁选-电选、浮选和浮选-焙烧磁选等流程试验，得到金红石精矿。对辉长岩型含磷灰石钛铁矿石用浮选-重选流程试验，得到钛铁矿和磷灰石两种精矿。     由于高钛矿物资源有限，研究了从钛铁矿制取入造金红石的各种方法，例如，选择氯化法和还原锈蚀法等。     （三）含钒炭质板岩     沉积型含钒炭质板岩也是我国钒矿资源中重要的一种，目前还处在研究阶段。矿石中钒呈微业嵌布的钒云母等矿物或及附状态存在，用选矿方法不易富集，因而研究了湿法冶金提钒。矿石先经煅烧除去炭质，然后进行钠化焙烧和水浸出。水浸残渣再用酸浸可以进一步提高钒的浸出率，有时原矿选经浮选富集成含钒粗精矿，再焙烧浸出，可以显著降低酸耗。

由攀钢矿业公司承担的《攀枝花钒钛磁铁矿提质稳钛增能工程技术研究》，针对攀枝花钒钛磁铁矿矿石多金属共生、含铁品位低、硬度大、剩磁大、矫顽力高、矿石类型多、性质差异大的特点，在详细充分的矿石工艺矿物学研究的基础上，进行了高频振动细筛提高铁精矿品位工业试验、旋流器替代螺旋分级机提高分级效率的工业试验、模拟两段磨矿工业试验、16撑系列提质稳钛增能技术工业试验及工程化改造等一系列工业试验研究和工程化技术研究，其中，自主开发的湿式脱磁器与合作开发的18m2外滤式过滤机解决了生产中的脱磁和过滤难题，高频振动细筛提高铁精矿品位工业试验达到了提高铁精矿品位的目的，解决了普通筛板筛分攀枝花钒钛铁矿不耐磨的难题;旋流器替代螺旋分级机提高分级效率的工业试验解决了工程化改造场地不足的问题，突破了提质稳钛增能工程技术的瓶颈;采用“旋流器+高频细筛”组合分级，确保了二段分级作业分级效率，铁精矿品位的稳定和改造方案的实施，为系统工业试验提供了技术支撑。 该项目研究密切结合生产实际，实现了工程化，将攀枝花钒钛磁铁矿铁精矿品位提高到54%以上，铁精矿中TiO2含量控制在13%以下，使磨选系统原矿处理量和铁精矿产量得到显著提高，解决了原有一段磨矿磁选流程结构不能适应矿石性质变化和生产高品位铁精矿的需要，为低品位复杂共生矿得到高效利用提供了技术依据，可大幅度提高资源利用率，延长矿山开采年限。特别是对白马铁矿和其它钒钛磁铁矿开发利用的工艺技术和设备配置具有重要的推广应用价值，为实现攀钢(集团)公司“精料方针”、提高整体经济效益打下了坚实的基础。

京唐公司炼铁部日前研制出产出天然镁烧结矿，并将其成功应用到冶炼进程中，完成了镁元素合理移转与最佳装备立异工程的全面完成，走在了国内大钢铁厂的前列，为进一步降本钱增效益发明了有利条件。　　天然镁烧结矿是指在烧结矿出产中不有意配加白云石等富含氧化镁的辅料，而制品烧结矿中所必需的氧化镁成分则由各类原燃料本身带着。研制出产天然镁烧结矿存在两个难题：一是有理论文献中，关于氧化镁对烧结工艺、烧结矿强度及高炉渣系的影响没有构成共同的观念，缺少必要的理论指导；二是各个供应商的做法不同很大，没有固有的操作经历可供学习。面临困难，京唐公司炼铁部烧结分厂烧结技能人员强化本身对烧结矿技能的基础研讨，构成了一整套支撑天然镁烧结矿研制出产的技能理论。并先后进行了氧化镁含量对烧结进程中液相机理的研讨；分析了氧化镁对烧结液相构成和活动的影响；对烧结进程中铁矿粉与熔剂的高温反响进程进行系列调查与比照；展开了低氧化镁烧结杯实验和工业实验。在此基础上，烧结分厂从2013年5月份开端，逐渐将白云石配比下降，经过不断探索实验，8月下旬，停配白云石，正式出产天然镁烧结矿。　　虽然他们闯过了出产关，但将天然镁烧结矿投入高炉冶炼出产却具有较大危险。高炉冶炼中需求坚持必定的渣中镁含量，以此保持炉渣的活动性，确保高炉正常出铁出渣。渣中镁的来历主要由入炉烧结矿中的氧化镁供给，而烧结矿是高炉冶炼的大宗质料，一旦烧结矿中的氧化镁含量大幅动摇，会对高炉渣中镁的含量形成巨大冲击，严重影响高炉炉渣的活动性，会给出产秩序带来很大危害。炼铁部知难而进，全力推动天然镁烧结矿的运用。他们拟定了紧密的办法，各单位彼此和谐，体系推动天然镁烧结矿的运用。质料小组精确把握入炉质料的氧化镁含量，确保氧化镁在烧结矿与球团矿之间获得平衡；球团分厂经过安稳造球工艺，安稳了球团矿中的氧化镁含量；高炉出产技能人员根据渣系成分改变，当令优化质料配比，精准操控渣中氧化镁含量，确保渣系安稳；烧结分厂优化操作，下降燃料配比削减热量耗费。　　京唐公司这一技能的成功运用，使镁元素在烧结矿与球团矿之间完成了合理移转，使镁元素份额在球团矿、烧结矿和高炉渣系中完成了最佳装备。在确保高炉安稳顺行及渣系安稳的前提下，天然镁烧结技能能有用促进球团矿与烧结矿质量的提高和本钱的下降。

Abstract：The existent test technology and the problems of the sinter at Jigang are analyzed and automatic reconstruction project are brought forward aiming at the test technological process.This system has the features such as apparatus being simple,the cost being lower,test data being objective,rapid, continuous and exact and can be used to guide production directly. 烧结矿质量的稳定性已越来越成为整个铁前系统能否保持良好运行的关键。而济南钢铁集团总公司(简称济钢)对烧结矿的检验以现有的检验方式和装备已无法满足生产工艺的需要，造成检验周期长、检验结果严重滞后。尤其是产品质量异常时，既不能及时调整烧结生产又无法及时指导高炉生产，而且经调研发现，国内多数企业均存在类似问题。所以，能否实现烧结矿的在线自动化检验将直接影响烧结、炼铁生产的稳定。下面针对济钢第一烧结厂90m2烧结机成品7#皮带处的自动化检验系统改造的预想方案，作为提高烧结矿检验自动化水平的有益尝试。 一、现有检验过程及存在的问题 （一）检验工艺过程 1、取样地点：济钢第一烧结厂成品7#皮带头部。 2、现有装备：ZC90-1自动取样机1台、ISO-1型转鼓机1台、ZS95-2五级自动振筛1台以及破碎机、研磨机等。 3、检验工艺：按照预先设定的程序每40min接取一个子样。5～7次接取后，形成一个大样作为物理、化学检验的样品(重量约120kg)。送至烧结质量检查站进行物理试验和化学分析。内容包括：试样的粒度筛分、转鼓、试样的2次破碎、缩分、研磨制成化验试样送化验室。化验室必须在之后的2h内外报化学成分，用以指导生产。一次物理—化学检验的周期约为4h。 （二）存在的问题 1、检验设备自动化水平低、周期长，结果的及时性差。 2、由于无法全过程取样，导致样品的代表性差。 3、生产异常时无法有针对性地提供质量数据及时指导生产。 4、劳动强度大、检验成本高、材料消耗多。 5、检验工序多，易产生人为影响，导致准确性的降低。 二、改造方案 （一）电气控制 电气控制系统见图1。现场安装五级自动振筛(以下简称“振筛”)、全自动转鼓机、破碎机与现有的成品7#取样机用导料管相互连接，成品7#皮带电气自动控制系统与自动取样 机、振筛的电气自动控制系统相连接，共同形成一个检验电气自动控制系统。通过电气自动控制达到取样机每次按自动的开-闭程序取一个子样的同时相继开启振筛、自动称量装置 、ISO全自动转鼓机，直至最后的返料装置。图1 烧结矿自动检验电气控制系统 （二）自动检验系统的工作原理 烧结矿自动化检验工艺控制见图2。ZC90-1自动取样机通过导料管连接振筛，单个子样经振筛进行粒度筛分后振筛的各级受料盘托架上的4个压力传感器获得相应的信号传输。图2 烧结矿自动化检验工艺控制 系统说明：1 筛分接料及自动称量电子压力传感器未注明，需现场安装时确定位置。2 可以实现从样品采集到物理检验直至制样的全过程自动化，无人为因素。3 通过计算机网络实现检测数据的动态的信息化管理，更好地指导生产。4 可以快速对烧结矿的物理指标进行检验。 数据处理系统与具有记录和显示功能的计算机相连，每个子样的筛分粒度将直接显示，可以用于指导烧结生产(根据GB10122-88的要求，烧结矿粒度筛分样品重量应大于100kg，故所显示数据只代表取子样时间内的产品质量，只能用于指导生产)，对几个子样按不同粒级分别进行重量累加，每当遇到累计达到100kg的子样时，做一次数据处理(累计几个子样的总重以及5个粒级各占总重的百分比),列出按GB10322-88进行检验的筛分粒度，不但用于对炼铁厂与烧结厂的结算,而且还用于指导炼铁生产。 在配备振筛的同时配套1台新型ISO全自动转鼓机(该产品符合GB8029-87)，并用导料管与自动称量系统的倒料装置相连。直接利用计算机进行两个粒级的配鼓后，自动做出转鼓强度。 配套2级破碎机、缩分器、研磨机各1台，可以在现场将样品直接加工成化验试样。从而，减轻了检验人员的劳动强度。 三、系统特点 （一）本方案的实施突出体现在用现有的设备稍加配套、改造，以较少的投资实现提高检验结果的及时性、精确性和科学性。不但最大程度地减少了检验过程的人为因素影响，而且实现了对铁前各中间产品从任一时间到全过程的全方位检测。既可以随时检测出某段产品的质量情况，又能够清楚地判定生产全过程的产品质量波动情况，从而更好地指导调整生产工艺。同时，国家标准所规定的条件下检测出的数据还能够为内部结算与经济考核提供准确、合理的依据。 （二）通过技术与管理的创新，及时、准确地反馈质量数据，以充分发挥铁前系统工艺技术参数的自动调节能力，更加有针对性地为生产中出现的异常情况提供分析和判断的依据。尤其是目前较为先进的智能化烧结工艺更加需要物理性能及时反馈，以便于实现计算机全过程自动控制。 （三）与某些国外在线自动检验装置设计原理不同：这些装置是取每个子样后称量，累计达到100kg时，再自动进行检验。所以，要求每个单体设备处理量大、数量多，而大部分时间处于闲置状态，造成整个系统的造价昂贵。这些装置检验数据反馈慢，只是自动化水平很高。 本方案设计的系统是基于对每个子样进行粒度筛分，用计算机控制整个系统和称量后的数据处理，无论是自动化程度还是系统的检验精度都毫不逊色于国外的同类装置。正是这一独特的思路，使单体设备处理量不需很大，还可以省略很多输送小皮带、给料机等辅助设备，从而大大降低整个系统的造价，而且检测数据更直观、快速。 四、结语 以该设想方案为基础，济钢技术监督处已作出对所有人造富矿的检验实现在线自动化改造的整体方案，目前已通过有关部门的可行性研究，正式纳入2002年济钢技术改造项目，并且已推广到对焦炭的自动化检验上。相信随着该项目的实施，济钢铁前系统产品的检验将跨入国内先进水平。这一自动化检验系统，在国内也将有着更为广阔的发展前景。

钒钛磁铁矿石属于晚期岩浆分凝矿床的矿石。就其矿石粒度嵌布特征和矿物磁学性质而言，这种类型矿矿石是磁选较易处理的对象。目前在我国和国外已具有一定的生产规模，且有较广阔的发展远景。矿石中除含有磁铁矿外多伴生有钛铁矿和钒钴镍等有用元素。脉石矿物多为辉长岩。  我国攀枝花冶金矿山公司处理的就是钒钛磁铁矿。矿石的主要金属矿物有钛磁铁矿、钛铁矿、另有少量磁赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、硫钴矿、硫镍钴矿、黄铜矿及墨铜矿等。脉石矿物主要以钛普通辉石、斜长石为主、其次为橄榄石、钛闪石，还有少量的绿泥石、蛇纹石等。  该公司采用一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程分选磁性矿，见下图，同时结合其他方法回收钛矿物和钒钴镍矿物。磁选指标为：原矿品位30.81%，精矿品位51.59%，尾矿品位14.17%，回收率74.5%。   攀枝花钒钛磁铁矿磁选流程

石煤是我国特有的能够作为独自矿床挖掘的钒矿资源，其矿石类型首要是炭质、硅质岩，钒简直悉数赋存于含钒水云母（伊利石）、高岭石等黏土矿藏中，与铝、钾、铁以类质同象方式存在于矿藏晶格中，直接提取难度很大。西北某石煤钒矿属硅质岩夹炭质泥岩型，钒以类质同象方式存在于水云母中。实验选用氧化焙烧-硫酸浸出-复原-溶剂萃取-铵盐沉积工艺研讨了从该矿石中提取五氧化二钒，断定了最佳提取条件。     一、矿石与试剂     矿石首要化学成分为：1.07% V2O5，78.60% SiO2，2.60% Fe2O3，3.13% Al2O3，0.97% CaO，0.68% K2O，0.47% P2O5，0.95% S，1.40% C，烧失量3.94%。     试剂：硫酸，，，均为分析纯；铁屑，P2O4（二 (2-乙基己基）磷酸，TBP磷酸三丁脂），磺化火油，均为工业级。     二、实验办法     经过焙烧，先将V（Ⅲ）氧化为V（Ⅳ）或V（V）后用酸溶解，然后用对四价钒具有高挑选性的P2O4进行萃取，再用硫酸水溶液反萃取，反萃取液中的V（Ⅳ）氧化成V（V）后，再用铵盐沉积法沉积红钒，沉积的红钒经洗刷、烘干、热解，得到五氧化二钒产品。工艺流程如图1所示。    三、实验成果评论     （一）浸出探究实验、     矿石粒度0.089mm，温度95℃，直接酸浸实验成果（见表1）标明：在强化的浸出条件下，五氧化二钒浸出率较低。矿石造球后焙烧，然后用硫酸浸出（质料粒度0.124mm，造球Φ10mm；浸出温度90℃，浸出粒度-0.71mm，液固体积质量比1.2，浸出2h）实验成果（见表2）标明：以氧化焙烧－酸浸工艺处理该矿石，五氧化二钒浸出率比直接酸浸时有明显进步。 表1  直接酸浸探究实验成果序号浸出时刻/h液固体积质量比硫酸用量/%V2O5浸出率/%1 2 3 4 5 66 6 6 6 10 101.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.212 15 20 30 30 4024.75 31.81 40.20 65.13 67.15 71.05 表2  造球-焙烧-浸出探究实验成果序号焙烧温度/℃焙烧时刻/h硫酸用量/%V2O5浸出率/%1 2 3 4850 850 850 9002 2 2 210 15 20 2565.14 77.50 83.50 87.83     （二）焙烧实验     原矿磨细至-0.074 mm占90%，制球Φ10～20 mm，枯燥后焙烧。浸出温度90℃，浸出矿样粒度-0.71mm，硫酸用量25%，浸出时刻2h。     1、焙烧温度的影响     焙烧时刻2h，焙烧温度对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图2所示。能够看出：随焙烧温度升高，五氧化二钒浸出率升高，但温度升到900℃后，浸出率趋于稳定，这可能是因为烧结使钒被包裹或生成了捆绑钒的方钠石类与霞石类矿藏，使钒难于浸出的原因；但较低的焙烧温度缺乏以彻底氧化贱价钒，使得钒浸出率偏低。实验断定焙烧温度以900℃为宜。    2、焙烧时刻的影响     焙烧温度900℃，焙烧时刻对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图3所示。能够看出：焙烧1h，五氧化二钒浸出率仅为84.61%，钒浸出不彻底，这可能是焙烧时刻缺乏、矿藏结构未能彻底损坏而使得贱价钒氧化不充分；焙烧1.5h，钒浸出率达92.43%，再延伸焙烧时刻，浸出率改变不大。断定焙烧时刻为1.5h。    （三）浸出条件的断定     断定焙烧温度900℃，焙烧时刻1.5 h；焙砂破碎至-0.71mm，液固体积质量比1.2。     1、硫酸用量的影响     浸出温度90℃，时刻2h，硫酸用量对钒浸出率的影响实验成果如图4所示。能够看出：矿石焙烧后，仍需较高的酸度才干取得抱负的浸出率，这可能是矿石中耗酸物质较多的原因。浸出液pH升高，现已浸出的五价钒发作水解而沉积，使五氧化二钒的浸出率下降。实验选定酸参加量为20%。    2、浸出温度的影响     浸出时刻1h,硫酸用量20%，浸出温度对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图5所示。     由图5看出，温度对五氧化二钒浸出率的影响不明显。为下降能耗和削减温度对设备的更高要求，实验选定在常温下浸出。     3、浸出时刻的影响     常温下，硫酸用量20%，浸出时刻对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图6所示。    从图6看出：随浸出时刻的添加，五氧化二钒浸出率略有进步；浸出2h后，浸出率趋于稳定。实验断定浸出时刻以2h为宜。     （四）萃取-反萃取-铵盐沉钒     1、萃取-反萃取     浸出液经中和、铁屑复原后制得萃原液，V2O5的中和、复原回收率为97.52%。萃原液V2O5质量浓度为5～6g/L，pH值为2.2～2.45。混合时刻单级萃取实验成果见表3；质料pH值单级萃取实验成果如表4；萃取剂浓度单级萃取实验成果如表5。 表3  混合时刻单级萃取实验成果混合时刻/min萃取率/%3 5 7 1071.94 74.66 74.32 74.48     实验条件：萃原液ρV2O5=5.88g/L；比较（Va/Vo）=1；萃取剂V（P2O4），V （TBP ），V（火油）＝15︰5︰80；弄清时刻7min；料液pH＝2.2。 表4  质料pH值单级萃取成果质料pH值萃取率/%1.50 2.20 2.30 2.5025.85 74.66 76.50 81.29     实验条件：萃原液ρV2O5=5.88g/L；比较（Va/Vo）=1；萃取剂V（P2O4），V （TBP ），V（火油）＝15︰5︰80；混合时刻5min；弄清时刻7 min。 表5  萃取剂浓度单级萃取成果V（P2O4）︰V （TBP ）︰V（火油）萃取率/%10︰5︰85 15︰10︰75 20︰15︰6566.15 85.74 85.86     实验条件：萃原液ρV2O5=5.88g/L；比较（Va/Vo）=1；混合时刻5min；弄清时刻7min；料液pH值2.38。     由表3看出：萃取反响很快，两相触摸时刻在5min以内即达萃取平衡。实验断定萃取混合时刻为5min，弄清时刻挑选7min。     由表4看出，随料液pH升高，五氧化二钒萃取率升高，但当pH值到达2.5时，开端呈现少数絮状物，可能是水相中的杂质如铁、铝沉积所造成的。pH操控在2.3～2.5之间比较适合。     从表5看出，单级萃取时，萃取剂最佳组成为15%P2O4＋10%TBP＋75%火油。     在最佳条件下进行5级逆流萃取，成果见表6。 表6  5级逆流萃取实验成果萃取级数萃余液中ρ（V2O5）/（g·L-1）V2O5萃取率/%1 2 3 4 51.21 0.75 0.26 0.10 0.0776.69 85.55 94.99 98.07 98.48     萃取条件：萃原液V2O5质量浓度5.19g/L，萃取剂为75%磺化火油＋15%P2O4＋10%TBP，比较（Va/Vo）=1︰1，1，混合时刻5min，弄清时刻7min。     5级逆流萃取后，V2O5萃取率达98.48%，负载有机相V2O5质量浓度为5.28g/L，萃取剂经处理后可循环运用。萃取后的负载有机相用1.5moL/L硫酸溶液5级逆流反萃取，成果见表7。 表7  5级逆流反萃取实验成果反萃取级数贫有机相中ρ（V2O5）/（g·L-1）V2O5反萃取率/%1 2 3 4 51.00 0.16 0.01 0.003 0.00181.06 96.97 99.81 99.94 99.98     实验条件：Va/Vo=8︰1，混合时刻10min，弄清时刻10min。     5级逆流反萃取后，贫有机相中V2O5质量浓度为0.001g/L，V2O5反萃取率99.98%，反萃取液中V2O5质量浓度在45g/L以上。     2、产品五氧化二钒的制备     选用铵盐沉积法沉积红钒。实验条件为：反萃取液中V2O5质量浓度47.08g/L，参加质量浓度200g/L的溶液，60℃下拌和1h，操控氧化复原电位在-900MV以上；以调pH至2.1，在92℃左右拌和2h，沉积得红钒；红钒经洗刷、烘干、热解，得棕黄色粉状产品。沉钒过程中，V2O5沉积率为97.50%，V2O5煅烧回收率98.50%。终究产品成分分析成果为：98.78% V2O5，0.11% Si，0.30% Fe，0.0093% As，0.05% P，0.003%S，（0.026＋0.041）%（Na2O＋K2O），产品质量到达GB3283－1987冶金98标准。     四、定论     （一）对西北某石煤钒矿选用造球-氧化焙烧-浸出-中和-复原-萃取-氧化沉钒-煅烧工艺提取V2O5。原矿磨细至0.074mm占90%以上，造球后在900℃条件下氧化焙烧1.5 h，焙砂破碎至 0.84mm，常温下用硫酸溶液浸出1h，钒基本上彻底浸出。     （二）浸出液经中和、复原处理后，选用15% P2O4＋10%TBP＋75%磺化火油系统萃取、1.5moL/L硫酸溶液反萃取，反萃取液用按盐沉积红钒，红钒在550℃下锻烧，得到合格产品。     （三）工艺中五氧化二钒浸出率为88.66%，中和复原回收率97.52%，萃取率98.48%，反萃取率99.98%，沉积率97.50%，煅烧回收率98.5%，五氧化二钒总回收率81.76%。     （四）选用该工艺，五氧化二钒回收率较传统钠化焙烧工艺有大幅进步，且契合环保要求，有利于完成工业化。

陕西某钒矿提钒新工艺研讨   李洁  海  马晶   西北有色地质研讨院       摘  要 传统的钠化焙烧提钒工艺本钱较低，可制得纯度达98%以上的五氧化二钒；新工艺则具有无污染的长处，在实验目标附近的情况下，出产本钱不高，有杰出的经济效益，环境效益和社会效益。     关键词 超细磨矿 焙烧 钒       陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。   1  矿石性质       矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。   表1  原矿多元素分析成果        成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016   2  提钒工艺   2.1 实验想象       矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。   2.2首要因素对焙烧转浸率的影响   2.2.1磨矿细度对焙烧转浸率的影响：       磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。[next]   表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果       磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00     实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。   2.2.2焙烧温度对转浸率的影响      焙烧温度对转浸率的影响成果见表3  表3  焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13       实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。   2.2.3  焙烧时刻对转浸率的影响       焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4   表4  焙烧时刻对转浸率的影响    焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38     实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。   2.3  新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较       焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。   表5  钠化法与新工艺异同点    相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88[next]   2.4  其他作业       原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。   3 成果评论       新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。 材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理：     2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑     4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。     V2O3 + O2= V2O5     2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。   4 定论      （1）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。    （2）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。   参考文献   1  戴文灿等  《石煤提钒归纳利用新工艺的研讨》 2  邹晓勇等   《含钒石煤无盐焙烧出产五氧化二钒工艺的研讨》

有效提高石煤钒矿的综合利用率，降低成本，钒的浸出率是关键。为了提高钒的浸出率，科研工作者做了大量的工作，所采用的方法有钠化焙烧-浸出、氧化焙烧-浸出、钙化焙烧-浸出等焙烧-浸出法、氧压浸出法及直接高酸浸出法。其中焙烧-浸出法投资大，由于工艺复杂，处理成本高，也不太容易大工业化应用，更为致命的是，由于矿石性质的复杂性，焙烧过程中会产生大量的废气，给周围环境造成严重的破坏;氧压浸出法目前尚处在实验室阶段，处理成本也较高，工业化尚待时日;直接酸法浸出法是目前较为先进的工艺，但是，石煤钒矿中钒的赋存状态较为复杂，在直接酸浸中，钒的浸出率高低就成为工艺应用的关键。陕西五洲矿业公司中村钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主，相对较易浸出，直接采用硫酸浸出，浸出率可达80%。为了进一步提高浸出率，降低成本，我们对该矿石进行了深入的研究，通过添加助浸剂，使浸出率大幅度提高，浸出率可达93%以上。 一、矿石性质 矿石矿物组成以非金属矿物为主，金属矿物较少。金属矿物以褐铁矿为主，次为黄铁矿、钒铁矿、铁钒锐钛矿等;非金属矿物以石英、泥质为主，次为方解石、石墨、碳质等，副矿物为磷灰石。通过岩矿鉴定、电子探针等手段对钒的赋存状态研究认为，钒主要以吸附状态存在，在碳硅泥岩建造的泥硅质岩与碳硅质岩界面附近，电子探针分析V2O5含量可达9.42%～13.31%;钒有少量的独立矿物钒铁矿(V205989%)、钒铁锐钦矿(V205 26.11%)，铁质结核中铁矿物含V205可达5%左右。依据矿石矿物成分、结构、构造，主要矿石类型为碳硅质岩夹互泥岩型钒矿石，局部为(碳质)泥岩型钒矿石。 (一)碳硅质岩夹互泥岩型钒矿石：由黑色碳硅岩夹互泥岩或互层组成，具有碳硅质岩型与泥岩型矿石的双重矿物成分和结构、构造，黑色碳硅岩组成矿物以石英为主，石英含量65%～95%;其次为戮土矿物(水云母、高岭石)10%、碳质10%、方解石1%、褐铁矿5%～7%、黄铁矿0.5%等。矿石呈隐晶结构。泥岩组成矿物以黏土矿物高岭石、水云母为主，黏土矿物含量≥75%，碳质5%～15%，次为黄铁矿、石英等，隐晶一泥质结构、粉砂质结构。 (二)(碳质)泥岩型钒矿石：主要由泥(页)岩组成，可含个别碳硅质岩细条。组成矿物以黏土矿物高岭石、水云母为主，黏土矿物含量≥75%，碳质泥岩型矿石中碳质5%～15%，次为黄铁矿、石英等，隐晶一泥质结构、粉砂质结构及藻屑结构。 二、试验方法 原矿经破碎到-2mm后缩分为每包500g备用。每次取矿样一包(500g)加入锥型球磨机(XMQ-67型)中，加入350mL自来水进行磨细，磨至-0.2mm95%，将矿浆过滤后，在105℃以下烘干，均分成每包l00g备用。每个浸出试验取1包(100g)矿粉，置于500mL玻璃圆底烧瓶中，加人助浸剂和浸液(一定浓度的硫酸)，配可调速磁力机械搅拌装置和可调温度控制装置，并用100℃温度计测量物料温度。在相应的条件下，浸出完成后，用9mm布氏漏斗配合水抽对浸出体系进行抽滤和洗涤，浸出液标至一定体积，浸出渣105℃下烘干、称重;浸出液与浸出渣分别按国标进行分析化验。 三、试验结果与讨论 (一)硫酸用工对钒浸出率的影响 首先进行的是硫酸用量试验，试验结果见图1。其它试验条件：液固比1︰1，浸出温度90℃，浸出时间8h从图1所示结果可见，钒的浸出率随硫酸用量的增大而升高，当硫酸用量为8%时，钒的浸出率仅为53.71，当硫酸用量为15%时，钒的浸出率为74.82%，当硫酸用量达20%时，钒的浸出率为84.86%，虽然获得了较为理想的浸出效果，但是，随着硫酸用量的增大，浸出液中的游离酸浓度也随之升高;当硫酸用量达20%时，游离硫酸浓度高达2.20mol/L(H-浓度为4.40mol/L)，而这么高的游离酸浓度会给后续的提钒处理工序带来较大的困难，增加生产成本;为此，我们研究以助浸剂A配合硫酸混合浸出以期获得满意的效果。 (二)助漫剂用量对钒浸出率的影响 图2和图3分别为硫酸用量10%和12%下助浸剂A的用量对浸出率的影响。从图2和图3可以总结出两点：(1)助浸剂的作用非常大，可大幅度提高钒的浸出率。当硫酸用量为10%时，不加助浸剂时钒的浸出率仅58.25%，加入2%的助浸剂时，钒的浸出率达到77%;当硫酸用量为12%时，不加助浸剂时钒的浸出率为63.25%，加入2.5%的助浸剂时，钒的浸出率达到88.38%。图2 硫酸用量为10%时助浸剂用量对钒浸出率的影响 其它试验条件：液固比1︰1，浸出温度90℃，浸出时间8h(2)助浸剂的最佳用量随着硫酸用量的增大而增大，当硫酸用量为10%时，助浸剂的最佳用量2%;当硫酸用量为12%时，助浸剂的最佳用量2.5%，这可能与助浸剂需要消耗酸有戈，助浸剂A之所以能有效地提高钒的浸出率，估计与其能破坏硅酸盐结构，使钒从矿石中释放出来，从而能被硫酸作用而进入水相的结果。图3 硫酸用量为12%时助浸剂用量对钒浸出率的影响 其它试验条件：液固比1︰1，浸出温度90℃，浸出时间8h其它试验条件：液固比1︰1，硫酸10%，助浸剂A2.5%，浸出时间8h (三)浸出温度对钒浸出率的影响图4为浸出温度对浸出率的影响。从试验结果来看，提高浸出温度对钒的浸出非常有利;但考虑到这是常压浸出，如果温度超过90℃，浸出体系产生蒸汽挥发，既会恶化操作环境，也使得能耗增大，因此，综合相关因素，浸出温度以90℃为宜。 (四)浸出时间对钒浸出率的影响浸出时间对钒浸出率的影响见图5。由图可见，随着时间的增长，浸出率也随之增高;浸出时间为4h时，浸出率为74.45%;浸出时间为8h时，浸出率为77.45%;浸出时间为20h时，浸出率达到84.79%。四、工业试验结果通过实验室的系统研究，获得了理想的试验结果，在此基础上，我们在现场进行了工业试验，试验结果见表1。 表1 工业试验结果%浸出率助浸剂A用量原矿品位V205浸出渣品位V20500.990.24680.1520.8940.11293.05工业试验的条件为：磨矿细度-0.2mm95%;浸出液固比为1︰1;浸出硫酸用量10%;浸出温度90℃;浸出时间24h。工业试验结果验证了实验室试验的结果，在同等条件下，添加2%的助浸剂A，钒的浸出率从80.15%提高到93.05%，大幅度提高了钒的浸出率，降低了生产成本，提高了资源利用率。 五、结论 (一)所采用的助浸剂A具有特效作用，可破坏硅酸盐矿石结构，大幅度提高石煤钒矿中钒的浸出率。(二)工业试验中，在同等浸出条件下，添加2%的助浸剂A，钒浸出率从80.15%提高到93.05%。(三)助浸剂A的最佳用量与硫酸的用量有关，硫酸用量越大，助浸剂A的最佳用量就越大。

陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。          一、矿石性质          矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果 成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016     二、提钒工艺     （一） 实验想象          矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。          （二）首要因素对焙烧转浸率的影响     1、磨矿细度对焙烧转浸率的影响：     磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。 表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果 磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00         实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。     2、焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度对转浸率的影响成果见表3表3  焙烧温度对转浸率的影响   焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13     实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。     3、焙烧时刻对转浸率的影响          焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4 表4  焙烧时刻对转浸率的影响  焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38         实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。     （三）新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较     焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。 表5  钠化法与新工艺异同点   相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88     （四）其他作业     原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。     三、成果评论     新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。     材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理： 2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑ 4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。 V2O3 + O2= V2O5 2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。     四、定论     （一）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。     （二）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。

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。

以钒钛磁铁矿为质料直接出产V2O5的工厂主要有南非、芬兰及澳大利亚等国的钒厂。钒钛磁铁矿中钒主要以类质同象替代尖晶石中的铁，但各地的钒钛磁铁矿仍有其成矿的差异。 一、芬兰 芬兰劳塔鲁基公司的奥坦马基矿含40%的磁铁矿，含V 0.25%～0.3%。钒存在于钛磁铁矿晶格中。矿石先磁选去掉脉石，然后细磨至0.1～0.2mm，湿式磁选得含钒磁铁矿精矿，成分如下： 成分     V       Fe     TiO2     SiO2 %     0.65     69.5     1.8      0.5 该流程的特色为用球团矿在竖炉中焙烧。加3%～6%的纯碱制成10～12mm的球团入炉，1200℃逗留约11h。冷却至600～700℃出炉。用水浸36h。钒浸取率大于95%。加Al2（SO4）3除硅，清液加硫酸铵沉淀出。浸取后的球团作为炼铁质料。 木斯塔瓦拉是该公司在1962年发现的新基地，1976年建成投产。矿石含Fe 17%、V 0.2%。其工艺流程基本上与奥坦马基类似。钒的总回收率为77%。沉钒率为99.8%，年产V2O5 3kt。制品成分如下：制品V2O5V2O4Fe2O3SiO2Na2OK2ONH3H2O钒酸铵/%900.60.020.10.10.15.63.2熔片/%926.00.050.150.10.1二、南非 南非德兰士瓦的布什维德火成岩有约20亿t钒钛磁铁矿。主矿层含V2O5 1.5%左右，54%～60%的Fe及12%～14%的TiO2。 （一）德兰士瓦的威特班克钒厂 其质料成分如下：成分FeV2O5TiO2Al2O3Cr2O3%50～60～2.58～201～9～1.0 其出产流程如图1。矿石经磨细至70%－200目，脱水，配加纯碱、食盐、芒硝，在反转窑内1200℃氧化焙烧。排出的HCl气体，先喷水冷却，然后用中和，通过循环吸收，NH4Cl到达150～180g/L，用作沉钒剂。焙烧料比严重、多孔，用水渗滤浸取。浸取液用NH4Cl沉钒得。在50℃下枯燥，为白色结晶，作为产品出售。进一步煅烧脱，得赤色氧化钒作催化剂用。进一步熔化，可制成熔片出售，成分如下：成分V2O5Na2OSiO2FeAsPS/%77.10.10.10.050.010.010.01红氧化钒熔片/%99.30.20.20.20.010.010.01图1  南非威特班克厂流程 从矿石至产品，钒的总收率约60%。沉钒后液经蒸腾、浓缩后可分出NaCl，与NH4Cl母液，均可回来运用。 （二）米德尔堡的瓦斯帕克洛夫厂 该厂于1974年投产。也用布什维德矿作质料。成分（%）如下：成分VFeTiO2SiO2%0.9255.612.72.2 矿石先碎至30mm，烘干，再磨细至70%－0.09mm，增加芒硝，用Na2SO4返液造粒，粒径10～12mm。先在链箅机上枯燥、预热至900℃，然后在反转窑1270℃焙烧60～110min，转化率大于92%。研讨以为，使用返液中的V5＋在焙烧中起催化作用，可促进矿石中的三价钒与芒硝反响转化为可溶性V2O5。矿石中的SiO2对钒的转浸率有显着影响。由2可见，SiO2大于2.5%才有显着的晦气影响，碱与硅酸的结合随温度升高及时刻延伸而增加。图2  氧化硅对钒浸出率的影响 1－增加7%Na2SO4；2－增加14%Na2SO4 焙烧后的球团在串联的大型浸取塔使用热水作逆流浸取，温度对浸取率有显着影响，如图3所示。进步温度至125℃可显着缩短浸取时刻。图3  浸出温度对钒浸出率的影响 所得浸取液含35～70g/L V，1g/L SiO2左右，悬浮物3～7g/L。除硅时参加Al2（SO4）3，用量每mol的SiO2为1.2mol。 沉钒时参加（NH4）2SO4用量每mol的V2O5为1.2mol，pH＝7.5～9，温度为25～35℃，得到的含Na2O小于0.1%，在反转窑内分化、熔化成V2O5熔片出售。 选用钒钛磁铁矿直接化焙烧后，浸取渣含钠高时，不宜再用作炼铁质料，或只能部分用作炼铁质料，是本法的严重缺陷。