一般以为，碳质页岩与石煤中的钒主要是呈涣散状况，无法经过物理选矿办法选出独立相。现在，主要是选用平窑钠法焙烧法从石煤中提取钒。因为生产供应商多为乡镇厂商，生产规划小，不正规，钒的转化率和总回收率低，烟气中所含的氯及氯化氢等有害成分难处理，对环境构成的污染严峻，许多不正规的小厂商多被撤销，故其总的生产规划一向不大，产值也不高，约占全国钒产值的5%左右，且多为化工产品。可是最近，贵州101地质队在镇远县发现一个钒矿石量近8000万吨、五氧化二钒金属量60多万吨的多层独立钒矿床，这是迄今贵州发现的最大的独立钒矿床。贵州101地质队是在进行1：5万铅、锌、银化探反常查验时发现这个矿的。经过进一步的地质勘查作业证明，该钒矿床坐落一级结构单元扬子准地台西南缘与江南造山带的过渡带，矿层呈层状产出于黑色的硅质岩与炭质页岩互层地层中，共3层，为独立钒矿床，并伴生具有归纳利用价值的铀、铂、钯等稀有金属。该独立钒矿的发现，改变了以往大多数人以为钒以伴生状况存在，并只要单层的知道，对进一步正确点评和寻觅该类型钒矿有着重要的含义。2.钒主要以类质同像赋存于钛铁矿-磁铁矿系列中，并构成规划很大的钒钛磁铁矿矿床。但因为钒在钛铁矿-磁铁矿系列中过于涣散，无法经过物理选矿取得钒的独立相，而只能取得含钒的铁精矿，精矿中含钒量跟着铁档次的进步而进步。含钒铁精矿经烧结与冶炼，钒进入铁水。再选用雾化吹钒工艺，生产出钒渣。然后由水浸法提取钒，然后完成钒与铁的别离。

第一，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。 第二，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。 第三，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。

铝土矿实际上是指工业上能利用的，以三水铝石、一水软铝石或一水硬铝石为主要矿物所组成的矿石的统称。铝土矿在我国工业领域有着广泛的用途，每年我国的铝土矿需求量十分庞大。本文就来为您简单介绍一下铝土矿主要的选矿工艺。 铝土矿又称铝矾土，一般是由一水硬铝石、一水软铝石和三水铝石三种矿物，以各种比例构成的细分散胶体混合物。铝土矿经常与铁的氧化物和氢氧化物、锐钛矿及高岭石、绿泥石等粘土矿物共生。有时还含钙、镁、硫等矿物。铝土矿石按其所含杂质可分为高碱铝土矿、高钛铝土矿、高铁铝土矿三类。 从铝土矿矿石中分选出铝土矿精矿的过程其实就是一个除去脉石矿物和有害杂质，分离高铝矿物和低铝矿物，以获得高铝硅比的精矿的过程。 铝土矿的主要选矿方法有洗矿、浮选、磁选、化学选矿等。洗矿是提高铝土矿铝硅比的最简单、有效的方法，通过洗矿一般可将矿石铝硅比提高约2倍，对质地疏松矿石的分选更为有效。洗矿常与其他分选方法结合组成洗矿(筛洗)一分级——手选流程。 浮选法可用于分离水铝石和高岭石，用氧化石蜡皂和塔尔油作捕收剂，在碱性介质中进行。磁选用于分离含铁矿物。化学选矿主要有焙烧脱硅，这是基于矿石中主要含硅矿物是含水铝代硅酸盐，焙烧后部分Si()z转变为无晶形易溶于碱的氧化硅微粒而提高了物料的铝硅比。 一般来说，铝土矿的主要选矿流程会根据矿石的不同类型，采用不同的选矿工艺流程。如三水铝石-高岭石类铝土矿的选矿流程，常采用先进行泥、砂分选，粗级别磨矿后用磁选除铁，矿泥磨矿后浮选。浮选药剂用油酸、塔尔油、机油按1：1：1配制。 铝土矿浮选精矿品位含氧化铝49.65%，回收率45.3%。A1203/SiO2为12.3。而高硅铝土矿脱硅选矿流程，则采用浮选法较有效，铝矿物捕收剂有脂肪酸和磺酸盐类，调整剂有六偏磷酸钠、丹宁酸、焦磷酸钠、苏打、碳酸钠。高铁铝土矿选矿流程会根据铁矿物的含量、种类及嵌布特性，采取不同的除铁方法。常见的有磁选、焙烧磁选、载体浮选脱铁。 总的来说，铝土矿的选矿方法纷繁复杂，在选矿的过程中要根据矿石的类型及特点来选择相应的选矿工艺。目前我国的铝土矿多用浮选法进行矿石分选。

钒钛磁铁矿经选矿富集后，经过高炉炼出含钒生铁，在雾化炉或转炉吹炼过程中提取钒渣。钒渣经破坏后配加钠盐(纯碱、食盐或无水芒硝)进行化焙烧，使钒成为可溶的偏钒酸钠(NaVO3)，浸取净化后加硫酸铵沉淀出[(NH4)2V6O16]，再经脱熔化，铸成片状五氧化二钒。要求成分为V2O597～99%，P 电硅热法 片状五氧化二钒用75%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。复原期将一炉的悉数复原剂与占总量60～70%的片状五氧化二钒装入电炉，在高氧化钙炉渣下，进行硅热复原。当渣中V2O5小于0.35%时，放出炉渣(称为贫渣，可弃去或作建筑材料用)，转入精粹期。此刻，再参加片状五氧化二钒和石灰，以脱除合金液中过剩的硅、铝等，俟合金成分到达要求，即可出渣出铁合金。精粹后期放出的炉渣称为富渣(含V2O5达8～12%)，鄙人一炉开端加料时，回来使用。合金液一般铸成圆柱形锭，经冷却、脱模、破碎和清渣后即为制品。此法一般用于含钒40～60%的钒铁冶炼。钒的回收率可达98%。炼制每吨钒铁耗电1600千瓦/时左右。

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。

铝热法 用铝作还原剂，在碱性炉衬的炉筒中，采用下部点火法冶炼。先把小部分混合炉料装入反应器中，即行点火。反应开始后再陆续投加其余炉料。通常用于冶炼高钒铁(含钒60～80%)，回收率较电硅热法略低，约90～95%钒和钻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、电选联合选矿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、重选一浮选、重选一强磁选一浮选、重选一强磁选等各种流程。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。 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。矿石中钒呈微粒嵌布的钒云母等矿物或吸附状态存在，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，酸浸可以进一步提高钒的浸出率。有时原矿先经浮选富集成含钒粗精矿，再焙烧浸出，可以显著降低酸耗。

钽铌矿选矿粗选一般选用重选法，精选则选用重选、浮选、电磁选或选冶联合工艺，处理粉矿或原生泥含量多的矿石，洗矿作业必不可少，一起选用高效磨矿分级设备，以下降钽铌矿藏的泥化。        钽铌浮选常用捕收剂有脂肪酸类、胂酸类、类、羟肟酸类、阳离子型捕收剂等，捕收剂的环境污染及药剂本钱问题至关重要。       一、钽铌矿矿藏工艺学特性     铌铁矿－钽铁矿的化学通式为AB2O6，二者简称铌钽铁矿。A为铁、锰，B为铌、钽。    铌铁矿－钽铁矿的磁化率为（22.1～37.2）×10－6。铌铁矿的介电系数为10～12，钽铁矿为7～8。矿藏的密度5.15～8.20（随钽的含量增高而增大）。       二、钽铌矿选矿技能     钽铌矿选矿一般选用重选先丢掉大部分脉石矿藏，获得低档次混合粗精矿，进入精选作业的粗精矿矿藏组成杂乱，一般含有多种有用矿藏，分选难度大，一般选用多种选矿办法如重选、浮选、电磁选或选冶联合工艺进行精选，然后到达多种有用矿藏的别离。       （一）国外钽铌选矿       处理粉矿或原生泥含量多的矿石，洗矿作业必不可少。澳大利亚格林布斯矿风化伟晶岩冲积粘土粗选厂，设两个洗矿体系，原矿用直径1.5m，孔径10mm的圆筒筛两次洗矿后，筛下当选，筛上大块及粘土球进自磨机磨矿约4mm，再用孔径10mm的圆筒筛筛分，筛下物料当选，筛上物料丢掉或回来再磨。洗矿耗水5m3/t，圆筒筛处理量达350吨／小时•台。       国外钽铌选矿厂注重选用高效磨矿分级设备，以下降钽铌矿藏的泥化。格林布斯矿原生伟晶岩粗选厂用周边排矿棒磨机与振荡筛闭路获得较好成果。加拿大伯尼克湖钽矿经不断改进，现在选用的磨矿流程很有特征。该矿用一台Ф2.4m×3.6m马西型格子球磨机A－C水平振荡筛（直线筛）闭路，筛分粒度2.5mm，筛下用德瑞克筛按0.2mm分级，－2.5＋0.2mm粒级用螺旋选矿机选别，其尾矿经弧形筛脱水后回来再磨。球磨机有两种产品构成循环，即选用一台磨机完成两段闭路磨矿。该磨矿回路经调整后循环负荷率一般为180%左右，循环负荷小易构成过破坏。       国外对钽铌铁矿矿石的粗选仍以重选为主，并多用高效的重选设备，流程简略。如格林布斯矿对－10mm原矿直接用跳汰机粗选。加拿大伯尼克湖钽矿80年代构成的重选－浮选－重选流程日趋完善，该流程仍以重选为主，浮选只用于处理细泥。重选设备体用了GEC螺旋选矿机、3层悬挂式戴斯特摇床、霍尔曼矿泥摇床、横流皮带选矿机。前苏联选用浮选对重选精矿中钽铁矿、细晶石与黄玉进行别离，捕收剂为异羟肟酸，调整剂为草酸，在介质中（pH2）浮选，当给矿含Ta2O5 2.52%时，精矿档次27%，收回率90%。     （二）国内钽铌选矿     1、钽铌矿粗选       国内钽铌矿原矿档次一般很低，其矿藏性脆、密度大。为了确保磨矿粒度，防止过破坏，一般选用阶段磨矿阶段选别流程。江西宜春钽铌选矿厂选用侧向弧形筛替代直线振荡筛进行筛分，现场探究实验成果标明：筛上夹细可下降14.70%，筛下夹粗可削减4.3%，筛分功率可进步17.72%。该设备的实验成功，为现场一段磨矿筛分改造供给了新途径。福建南平是一个大型花岗伟晶岩矿床，1998年由广州有色金属研讨院对该矿石进行选矿实验研讨，为建厂供给规划依据，依据钽铌和锡石矿藏粒度嵌布特征，提出选用阶段磨矿、阶段选别工艺。一段选用棒磨机，并与筛子构成闭路，以削减过破坏。二段磨矿选用球磨机，并与高频振荡细筛构成闭路，除能严格控制粒度外，还可添加处理才能，进步磨矿功率。该矿粗选选用单一重选流程。重选设备有GL螺旋选矿机、螺旋溜槽和摇床。该矿当选原矿含（TaNb）2O5 0.0499%，Sn 0.0598%，经粗选后获得的粗精矿产率为0.248%，含（TaNb）2O514.94%（其间Ta2O5 10.79%），对原矿收回率为74.30%（Ta2O5 收回率为74.96%）；含Sn 15.71%，对原矿收回率为65.11%。    2、钽铌矿精选       粗选工艺获得的粗精矿一般是混合粗精矿，需进一步精选别离出多种有用矿藏。如福建南平钽铌精选先用6%的溶液清洗矿藏表面，再用弱磁选除掉强磁性矿藏及铁屑，烘干并筛分红＋0.2、＋0.1和－0.1mm三个等级，分别用干式强磁选机经一次粗选、一次扫选获得钽铌精矿，精选成果：钽铌精矿产率0.0764%，含（TaNb）2O5 45.64%（Ta2O5 32.57%），对原矿收回率69.92%（Ta2O5 收回率69.071%），精选作业收回率94.11%；       3、细粒钽铌矿浮选       江西大吉山钨矿中的69号矿体是一个大型含钽铌钨花岗岩矿体，该矿中钽铌铁矿藏嵌布粒度很细，大部分粒度在40～74μm，因而选用惯例的重选办法，选矿收回率较低，钽收回率仅25%～33%。广州有色金属研讨院选用重－浮联合流程收回钽铌矿藏，在浮选给矿Ta2O5 0.0145%时，浮选精矿产率为0.7%，精矿含Ta2O5 1.8%，钽的收回率87%，精矿富集比在100倍以上。然后再重选富集，水冶别离钽和钨。使钽的选冶收回率达44%。    包头白云鄂博矿的矿石性质非常杂乱，特别是铌矿藏以贫、细、杂难选闻名于世，广州有色金属研讨院用浮选法对稀土浮选尾矿进行铌矿藏富集，选用Pb（NO3）2为活化剂，D－1为钙矿藏的按捺剂，以羟肟酸为主的组合捕收剂，在pH6的介质中进行铌浮选，经浮选富集的铌粗精矿脱硫后，选用弱磁－摇床工艺精选，获得富铌铁精矿和铁精矿。富铌铁精矿1 含Nb2O5 1.66%，精矿2 含Nb2O5 0.59%，铌总收回率35.58%。陈根源等人对白云鄂博矿的稀土浮选尾矿研讨后提出，稀土浮选尾矿浓缩脱泥后，添加氧化石腊皂、水玻璃反浮萤石及剩余的稀土矿藏，槽内产品浓缩后，添加铵、氧化石腊皂浮选铁矿藏得到铁精矿，选铁尾矿加硫酸、羧甲基纤维素、水杨羟肟酸、C5－9羟肟酸和草酸，经一次粗选、三次精选得到含Nb2O5 1.67%，收回率40.14%的铌浮选精矿，该精矿再经强磁进行铁、铌别离，得到非磁性产品的铌精矿和磁性产品的铌次精矿。       三 钽铌矿浮选药剂的研讨现状及发展    （一）钽铌矿藏捕收剂       钽铌矿比较有用的捕收剂有脂肪酸类、胂酸类、类、羟肟酸类、阳离子型捕收剂。       1、脂肪酸类捕收剂  前苏联波立金和格拉德基赫两人曾选用氧化矿捕收剂：油酸、油酸钠、十三烷酸钠、硫酸烷脂钠和异辛基磷酸钠具体研讨铌铁矿－钽铁矿可浮性。实验标明：运用脂肪酸作捕收剂时，饱满烃基的捕收才能比不饱满的差。当pH值为6～8时，用油酸钠浮选铌铁矿－钽铁矿极有成效，在强酸性介质和强碱性介质中都受按捺。对脂肪酸进行改性，能进步其挑选捕收性。例如，在分子中引进新的有用活性基团磺酸基、多羧基、硫酸基、卤素、胺（）基、胺基酰基和酰胺基等。    2、胂酸类捕收剂  胂酸能与钽、铌等稀有金属矿藏构成结实的表面化合物，烃基向外，使矿藏疏水。但与脉石矿藏不存在这种化学吸附，因而捕收才能强、挑选性好。缺陷是含胂物质在出产和运用上都存在污染问题。苄基胂酸和甲是钽铌矿藏的有用捕收剂，胂酸与黄药混用能大大进步钽铌矿藏收回率。    3、类捕收剂  用双捕收铌铁金红石的研讨标明：在矿浆pH值为2～4时，双是铌铁金红石杰出的捕收剂，其收回率到达90.87%～91.70%，一起以为双在铌铁金红石表面被吸附，吸附方式首要为化学吸附。    4、羟肟酸类捕收剂  我国某地钽铌细泥矿用工业异羟肟酸配以变压器油进行粗选，当给矿含Nb2O5 0.094%时，可得粗精矿档次Nb2O5  0.9～1.0%，收回率90%左右。    5、阳离子捕收剂  研讨标明，十二烷基醋酸胺在中性介质中能有用地浮选铌铁矿类矿藏。    6、其它捕收剂  运用新药剂N2对钽铌矿藏进行捕收功能研讨标明，高碳链的N2是钽铌矿藏的有用捕收剂。用N－亚胲胺浮选白云鄂博铌矿石获得较好成果。前苏联探究实验标明，烃基硫酸酯也习惯于伟晶岩矿床铌铁矿－钽铁矿的浮选。       许多浮选剂，特别是捕收剂，独自运用时，作用不太抱负，但当某些药剂按必定份额组合运用后，呈现的作用不是简略的加和作用，而是增效作用，即1＋1＞2的协同作用。如黄药与羟肟酸组合浮选氧化铜；油酸钠与羟肟酸组合浮选红柱石；胂酸与黄药混用，铜铁灵与甲羟肟酸混用，甲羟肟酸与塔尔皂混用，浮选黑钨细泥；F2O3与水杨氧肟酸混用浮选锡石细泥都获得较好成果。     （二）钽铌矿浮选调整剂     钽铌矿首要脉石矿藏是硅酸盐类矿藏、萤石和碳酸盐矿藏。这些矿藏的典型按捺剂是水玻璃、六偏磷酸钠、淀粉、焦磷酸、磷酸氢钠、木素磺酸钠、丹宁、乳酸、柠檬酸、酒石酸等。pH值对钽铌浮选进程有较大影响，常用于调整pH值的调整剂有硫酸、、、苏打等。     （三）钽铌矿浮选存在问题分析       1、捕收剂的捕收性问题。分子中含有官能团－COOH、－SO4H、－SO3H的捕收才能强、挑选性差，只适用于浮选矿藏组成简略、以石英为首要脉石的钽铌细泥。羟肟酸对钽铌细泥的捕收才能较脂肪酸弱，但挑选较好。对钽铌矿捕收才能比较强。       2、捕收剂的环境污染及药剂本钱问题。胂酸能与钽、铌等金属矿构成结实的表面化合物，烃基向外，使矿藏疏水，而与脉石矿藏不存在这种化学吸附，因而捕收才能强、挑选性好，一起胂酸对Ca2＋、Mg2＋离子不灵敏，对含方解石高的矿石习惯性强。但胂酸毒性较高，或许形成环境污染。在钽铌细泥浮选中，运用药剂量大，并且报价高；一起，有些药剂毒性较大，需添加环保费用，然后使选矿本钱上升。运用羟肟酸浮选时，作用较好，但药剂用量较大。    近年来，国内涵钽铌浮选药剂研讨方面获得了必定发展，但由于药剂报价太高，现在只要国外少量铌矿山选用浮选办法，如加拿大奥卡选矿厂、巴西阿拉克萨矿。

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

（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。

根据稀土矿物与伴生脉石及其他矿物物理、化学性质的不同，稀土矿的选矿通常采用以下方法： 一、辐射选矿法 主要利用矿石中稀土矿物与脉石矿物中钍含量的不同，采用γ-射线辐射选矿机，使稀土矿物与脉石矿物分开。辐射选矿法多用于稀土矿石的预选。目前，这种方法在工业上未广泛采用。 二、重力选矿法 利用稀土矿物与脉石矿物密度的不同进行分选。常用的重选设备有圆锥选矿机、螺旋选矿机、摇床等。采用重选主要使稀土矿物与密度低的石英、方解石等脉石矿物分离，以达到预先富集或者获得稀土精矿的目的。重选广泛用于海滨砂矿的生产;在稀土脉矿的选矿中有时也用来作为预先富集的手段。 三、磁选分离法 有些稀土矿物具有弱磁性。可利用它们与伴生脉石及其他矿物比磁化系数的不同，采用不同磁场强度的磁选机使稀土矿物与其他矿物分离。在海滨砂矿的选矿中，常采用弱磁选使钛铁矿与独居石分离;也可以采用强磁选使独居石与锆英石、石英等矿物分离。在稀土脉矿的选矿中，为了简化浮选流程和节省浮选药剂，有时也采用强磁选使稀土矿物预先富集。随着强磁技术的不断发展，强磁选将越来越广泛地用于稀土矿的选矿流程之中。 四、浮选法 利用稀土矿物与伴生矿物表面物理化学性质的差别，采用浮选法使之与伴生脉石及其他矿物分离而获得精矿，是目前稀土脉矿生产中广泛采用的主要选矿方法。美国帕斯山(MountainPass)稀土矿就是采用浮选法生产稀土精矿。在海滨砂矿的生产中，在用重选获得重砂之后，也常常采用浮选法从重砂中获得稀土精矿。 五、电选法 稀土矿物属于非良导体，可利用其导电性能与伴生矿物有所不同，采用电选法使之与导电性好的矿物进行分离。电选常用于海滨砂矿重砂的精选作业。 六、化学选矿法 对于以离子形态吸附在高岭土或粘土上的稀土矿床。可充分利用稀土离子易溶于氯化钠或硫酸铵溶液中的特点，采取先浸出而后沉淀的化学选矿方法予以回收。对于易溶于酸或在高温下发生相变的氟碳酸盐稀土矿物，可先采用浮选方法预先富集，随后采用化学选矿方法(酸浸或高温焙烧)提纯。

铝土矿实际上是指工业上能利用的，以三水铝石、一水软铝石或一水硬铝石为主要矿物所组成的矿石的统称。铝土矿在我国工业领域有着广泛的用途，每年我国的铝土矿需求量十分庞大。本文就来为您简单介绍一下铝土矿主要的选矿工艺。 　　铝土矿又称铝矾土，一般是由一水硬铝石、一水软铝石和三水铝石三种矿物，以各种比例构成的细分散胶体混合物。铝土矿经常与铁的氧化物和氢氧化物、锐钛矿及高岭石、绿泥石等粘土矿物共生。有时还含钙、镁、硫等矿物。铝土矿石按其所含杂质可分为高碱铝土矿、高钛铝土矿、高铁铝土矿三类。 　　从铝土矿矿石中分选出铝土矿精矿的过程其实就是一个除去脉石矿物和有害杂质，分离高铝矿物和低铝矿物，以获得高铝硅比的精矿的过程。 　　铝土矿的主要选矿方法有洗矿、浮选、磁选、化学选矿等。洗矿是提高铝土矿铝硅比的最简单、有效的方法，通过洗矿一般可将矿石铝硅比提高约2倍，对质地疏松矿石的分选更为有效。洗矿常与其他分选方法结合组成洗矿(筛洗)一分级——手选流程。 　　浮选法可用于分离水铝石和高岭石，用氧化石蜡皂和塔尔油作捕收剂，在碱性介质中进行。磁选用于分离含铁矿物。化学选矿主要有焙烧脱硅，这是基于矿石中主要含硅矿物是含水铝代硅酸盐，焙烧后部分Si()z转变为无晶形易溶于碱的氧化硅微粒而提高了物料的铝硅比。 　　一般来说，铝土矿的主要选矿流程会根据矿石的不同类型，采用不同的选矿工艺流程。如三水铝石-高岭石类铝土矿的选矿流程，常采用先进行泥、砂分选，粗级别磨矿后用磁选除铁，矿泥磨矿后浮选。浮选药剂用油酸、塔尔油、机油按1：1：1配制。 　　铝土矿浮选精矿品位含氧化铝49.65%，回收率45.3%。A1203/SiO2为12.3。而高硅铝土矿脱硅选矿流程，则采用浮选法较有效，铝矿物捕收剂有脂肪酸和磺酸盐类，调整剂有六偏磷酸钠、丹宁酸、焦磷酸钠、苏打、碳酸钠。高铁铝土矿选矿流程会根据铁矿物的含量、种类及嵌布特性，采取不同的除铁方法。常见的有磁选、焙烧磁选、载体浮选脱铁。 　　总的来说，铝土矿的选矿方法纷繁复杂，在选矿的过程中要根据矿石的类型及特点来选择相应的选矿工艺。目前我国的铝土矿多用浮选法进行矿石分选。

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。

一种钽铌矿选矿的方法，属于矿业技术领域。本发明是这样实现的：主要是先对矿粉进行三级磁选处理，再经湿料磁选，磁选所选用的磁场强度为大于2000GS，磁力滚筒转速为200～420转/分。磁选后的尾矿经螺旋分级机浓缩脱泥，返砂进球球磨机细磨，球磨排矿进螺旋溜槽粗选，螺溜精矿经摇床选别得到最终钽铌精矿。该联合工艺方法，矿石利用率可达80%，工艺过程中用水量少，节省水，降低成本，减少污染，磁选中的粉尘由除尘装置捕集，不会造成空气污染。

(1)捕收剂 稀土矿藏的浮选药剂的研讨和运用可以分为3个阶段。 油酸类捕收剂的研讨和运用是第一个阶段，因为油酸选择性不高，只能运用于矿藏组成比较简单的矿石，并且首要用于氟碳铈矿的浮选。 螯合剂羟肟酸类捕收剂的研讨和运用是第二阶段，它是氧化铜矿藏(孔雀石和硅孔雀石)、黑钨矿、钙钛矿、锡石、氧化铁矿、磷灰石、烧绿石和稀土矿藏等的杰出捕收剂。 第三个阶段是高效、新式捕收剂的研讨和运用阶段。其间一个很重要的原因是很难再将氟碳铈矿和独居石的混合稀土精矿中这两种矿藏别离，因为它们的密度、比磁化系数、介电常数以及可浮性等十分挨近，我国的白云鄂博稀土矿开始就是如此。 现在，稀土矿藏的捕收剂首要有油酸类、或膦脂类、烷基磺酸类、羟肟酸类、802号、804号和H894等。 (2)调整剂 调整剂包含稀土矿藏的活化剂、非稀土矿藏的按捺剂(以及pH调整剂)。 ①活化剂稀土矿藏的活化剂首要是钠，其首要效果有三：清洗稀土矿藏表面氧化污染膜和黏附的矿泥，康复其纯洁的表面，按捺硅酸盐矿藏，增强稀土矿藏表面与捕收剂的效果活性。 因为稀土矿藏的最佳浮选pH值在8.5～9.5，钠此刻的离解、水解依照下式进行：以上反响发生的许多离子和分子对石英、长石和其他硅酸盐矿藏具有按捺效果。 ②按捺剂硅酸盐矿藏是稀土矿藏伴生的首要矿藏，水玻璃是有用的按捺剂。它不只按捺硅酸盐矿藏。并且也按捺稀土矿藏和铁矿藏。可是，在中等碱性介质中(pH=8.0～9.5)，稀土矿藏可浮性最高，而其他矿藏的可浮性较差，然后可以到达有用的按捺效果。水玻璃在稀土矿藏的浮选中的首要运用目标为： a.有用成分含量，即xNa2O和ySiO2的总含量，一般为40 %～50%; b.模数，即m=SiO2/Na20(稀土浮选时，m=2.0~3.0。 (3)起泡剂运用油酸类和烷基羟肟酸类作稀土矿藏的捕收剂时，因为它们自身具有较强的起泡性，所以不需要参加起泡剂。跟着新式捕收剂H205和H894的运用，也呈现了新式的、高效的、非离子型的表面活性起泡剂，如210、J102、H103等。 (1)用NaCl从离子吸附型矿石中提取稀土是现在处理这种类型矿石的首要化学选矿办法之一。从采场运来的矿石，送进一个长方形水泥池中浸泡，浸出液经过池底的过滤层从排出口排出，浸渣用人工铲除，浸出液在饱满的草酸溶液中沉积，经过滤，滤液经石灰中和并补加食盐回来再用;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。该工艺现在存在的首要问题是浸渣含NaCl高，形成土壤盐化。 (2)硫酸铵法用(NH4)2S04从离子吸附矿石中提取稀土，是最近几年研讨成功的一种办法。与NaCl法不同之处在于，用1%～2%的(NH4)2S04溶液浸泡矿石，随后用草酸沉积而取得稀土草酸盐，再经一次灼烧即可取得含REO>90%的混合稀土氧化物，滤液经补加硫酸铵回来再用。与NaCl法比较，其浸渣不会形成土壤盐化问题。

锂是一种重要的战略性资源物质，广泛运用于电池、陶瓷、玻璃、铝、润滑剂、制冷剂、核工业及光电等新式范畴，是现代高科技产品不可或缺的重要质料。 一、锂矿散布 到2008年末，全国已查明的矿石锂矿区(大都为锂、铍、铌、钽综合性的内生矿床)42处，查明资源储量(折合，下同)241.21万吨，其间根底储量101.78万吨(包含储量81.05万吨)，散布在9个省区，其间，资源储量()在全国总资源储量所占份额排序较前的依次为：四川占52.8%，江西占24.1%，湖南占15.0%，贵州2.9%。新疆原为矿石锂资源大省，但因首要矿区经40多年来的大规模挖掘，故保有储量很多削减，保有资源储量仅占全国的2.4%。以上5省区算计占97.2%。已查明的锂辉石矿区有6处，保有资源储量5.49万吨，其间根底储量2.24万吨，占40.8%。散布在3个省区，其间，江西占53.0%，新疆45.5%。 二、发展前景 从近年来锂的各种用处占比改变来看，锂在电池范畴的增加速度超越其他用处，已成为第一大运用范畴。现在全球碳酸锂的需求量在14万吨左右，估计在全球消费电子、新能源轿车需求增加的带动下，全球碳酸锂的需求量将坚持年均15%~20%的复合增速，到2016年将抵达30万吨以上，而新能源轿车对碳酸锂的消费占比也将从2012年的9.7%提升至2017年的37.8%。 假如全球新能源轿车，特别是以美国Tesla为代表的纯电动轿车的产值增加较快，那么到2016年全球碳酸锂的需求量将到达26万吨。而碳酸锂供应方面，因而到2016年全球碳酸锂的供需将呈现缺口。 三、锂矿的选矿设备 荥矿机械出产的锂矿选矿设备有破碎机，球磨机，跳汰机，浮选机等，还有一些辅佐设备组成完好的出产线。 四、锂矿选矿办法 (1)手选法 手选法是根据锂矿藏与脉石矿藏在色彩和外观上的差异而到达分选意图的一种选别办法。其选别粒度一般为10～25毫米，选别粒度下限的断定，取决于经济效益。手选是锂矿出产史上最早运用的选矿办法，美国早在1906年就选用此法从南达科塔州布莱克山区域伟晶岩矿床中出产锂辉石精矿。除锂辉石外，手选还用于出产锂云母、透锂长石、锂磷铝石等锂精矿。 花岗伟晶岩锂矿手选准则流程 手选法因为劳动强度大、出产功率低、选矿目标差、资源糟蹋大，已遍及为浮选或其他办法所替代，但在劳动力廉价的区域，手选仍不失为一种从粗嵌布锂矿中出产锂精矿的重要办法。 (2)浮选法 锂辉石的浮选有两种不同的流程：一是正浮选，二是反浮选。 ①正浮选流程即优先浮选锂辉石的流程，其实质是：磨细矿石在或碳酸钠构成的碱性介质中，高浓度、强拌和并屡次洗矿脱泥后，增加脂肪酸或其皂类作捕收剂直接浮选锂辉石。 ②反浮选流程就是在石灰调理的碱性介质中以糊精、淀粉一类调整剂按捺锂辉石，用阳离子捕收剂将硅酸盐类脉石矿藏作泡沫浮出，槽内产品即为锂辉石精矿。 手选和浮选是选别锂辉石的首要办法，其他办法如热裂法、磁选法、重选法在锂辉石精矿出产中起着辅佐的和非有必要的效果。 (3)热裂选矿法 热裂选矿法是选别锂辉石矿的一种办法。该法是根据天然锂辉石在1100℃左右焙烧时，其晶体从α型改变为β型，一起体积胀大，易碎成粉末，然后可用选择性磨矿和筛分到达锂辉石与脉石矿藏间的别离。此法在加拿大选厂、我国、苏联实验室内运用过。我国选矿工作者曾用含1.58%Li3O的原矿进行实验，先在1050℃温度下焙烧一小时，冷却后置于橡皮球磨机中进行选择性磨矿，最后用150网目筛子筛分，成果取得的筛下精矿档次4.9%Li2O，回收率74%。 运用热裂选矿法有必要留意两点： ①操控焙烧温度在1100℃上下，温度过高时，矿石中存在的云母会烧结;温度过低时，锂辉石从α向β型的改变不完全。 ②矿石中不能含有很多的、焙烧时易熔融的矿藏或具有热裂特性的其他矿藏，不然达不到别离锂辉石的意图。 (4)重介质选矿法 因为锂辉石与伴生脉石矿藏在密度上的不同不大，选用一般的跳汰、螺旋选矿和摇床选矿等重选办法是不适于锂辉石矿的选别。但重介质选矿或重液选矿却是锂辉石矿的一种有用的选别办法。在美国南达科塔州和北卡罗莱纳州锂矿出产中都先后选用过重介质选矿法。在南达科塔州一选厂以-200网目硅铁为加剧剂制备出密度为2.7克/厘米3的介质，运用重介质圆锥选矿机选别该厂3.3~3.8毫米锂辉石矿，成果出产出的锂辉石精矿档次到达5.31%Li2O作业回收率78%。在北卡罗莱纳州金丝山矿除重介质圆锥选矿机外，还运用过重介质旋流器选别粒度规模更细的锂辉石。此外美国矿山局选矿人员还用四作重液(密度2.9529克/厘米3)进行了重液旋流器选别锂辉石矿的接连实验，取得了适当满意的成果，给矿粒度为-35网目，含锂辉石20%，所得精矿中含锂辉石92~95%，回收率86~89%，重液回收率在95%以上，多年实践阐明只需有杰出防护，四是能够大规模运用的。 (5)磁选法 磁选一般作为一种辅佐办法用以进步锂辉石的精矿质量。如美国北卡罗莱纳州金丝山选厂浮选出产的锂辉石精矿含铁高，只能作化工级精矿出售，为了满意陶瓷工业的要求，该厂选用磁选除铁。此外因为铁锂云母具弱磁性，可用磁选作为出产铁锂云母精矿的首要办法。

铁：(1)矿石破碎;(2)磨矿工艺;(3)选别技能;(4)烧结球团技能; 锰：机械选(包含选矿、筛分、重选、强磁选和浮选)，以及火法副集，化学选矿法等。 铬：选用跳钛机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别，也用水力分选别过摇床中矿。 钛钒磁铁矿：是在对它经一段磨矿，一粗、一精、一扫的磁选流程磁选出磁铁矿精矿之后的磁尾进行。 铜：浮选、磁选、重选等办法或湿法冶炼等。 铅锌：一般用磁-浮、重-浮、重-磁-浮等联合选矿办法。 铝：一般选用手选。 镍：(1)浮选;(2)选用破碎、筛分等工序预先除掉分解程度弱，含镍低的大块基岩。 钴：一般选用浮选。 钨：按矿石类型钨选矿分为黑钨和白钨。选矿办法有手选、重选、浮选、磁选、和电选等办法。 锡：选矿办法为重力选矿、浮选工艺。 钼：主要是浮选法。 ：有手选、重选和浮选，其间以浮选使用广泛也最有用。 锑：主要有手选、重选、浮选等办法。 铂族：(1)合理球磨，选用适宜的旋流器分级;(2)回收率; 金：金在矿石中含量极低，提取黄金需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法使金分离出来。主要是重选和浮选。 银：(1)浮选法;(2)单一浮选法和浮-重选法、浮选化法的联合流程，其间以浮选最为重要。 铌钽铍锂：手选法、浮选法、化学或化学-浮选联合法、火热选法、放射性选法、粒浮选矿法。 ：重石社天青石选矿中最常用的办法，最遍及的结构流程为以跳汰-摇床为主体的流程。 稀土金属：一般选用磁选、浮选得到精矿含稀土氧化物约60%。

1.铜铅别离办法     方铅矿与黄铜矿等铜矿藏的可浮性相近，一般在处理铜铅锌矿石时，常将铜铅选为混合精矿，然后再进行铜铅别离。     关于铜铅别离也有浮铜抑铅和浮铅抑铜两种计划。传统的计划是选用重按捺方铅矿，浮选黄铜矿；或选用按捺黄铜矿浮选方铅矿。由于这两种计划都存在着环境污染问题，因而，近些年来各国广泛开展了无无铬或少少铬的研讨，已取得了较大的成效。据不彻底统计，现在我国在处理杂乱硫化矿中，彻底不运用的选矿厂约60%，运用少数（如10g/t）和依然运用的选厂各占20%，但这些选矿厂正朝着不用或铬酸盐方向过渡，几种出产实践中选用的铜—铅别离办法有:     (1)氧硫法。其实仅仅用SO2或盐合作各种按捺剂组成组合药剂按捺方铅矿浮选黄铜矿。其特色是，它能较强的按捺方铅矿，而对黄铜矿有必定的活化作用，且不溶解贵金属。     氧硫法所包含的按捺剂组合有：     ①SO2（或）+淀粉；     ②+；     ③硫代硫酸钠+；     ④碳酸钠+硫酸亚铁。     （2）法。虽有毒，但别离作用好，仍被运用。为了削减用量，常与其他按捺剂合作运用。     （3）羧甲基纤维素（CMC）+水玻璃（或焦磷酸钠）法。某矿选用CMC与水玻璃按质量比1：100的混合剂或CMC与焦磷酸钠按质量比1：10的混合剂分选铜—铅混合精矿，取得了较好的目标。     该矿的首要金属矿藏有方铅矿、铁闪锌矿、闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿等。原矿含Pb1.82%，Zn2.36%，Cu0.1~0.15%，S5%，Fe10~15%。选用铜铅混合浮选流程，铜—铅别离用水玻璃（200g/t）+CMC（10g/t）抑铅浮铜，取得铜精矿含Cu21.36%，回收率45.83%；铅精矿含Pb68.48%，回收率87.2%的目标。 铜铅混合浮选后的尾矿增加硫酸铜选锌，锌精矿含Zn46.8%，回收率88.64%。     实践标明，CMC对方铅矿有较好的按捺作用，但对铜矿藏的浮游性也有较大的影响，水玻璃对方铅矿的按捺作用较弱，且对铜矿藏影响较小，铜回收率较高。依据这两种药剂的特色，混合作用作为方铅矿的按捺剂，发挥了两种药剂的作用，完成了铜铅别离。[next]     （4）加温法  这是为了消除公害，进步工艺目标，逐渐发展起来的一种办法。先用蒸汽把Cu—Pb混合精矿加温到60℃左右，在酸性和中性矿浆中，黄铜矿的可浮性进步，方铅矿被按捺。分选时不用另加其它药剂，所得铜精矿档次高，含Pb，Zn低，由于不需参加药剂，故可削减环境污染，加温分选的机理认为是挑选性地解吸方铅矿表面的捕收剂，并使其表面氧亲水。     除了不加药的加温别离，还有加按捺剂的加温别离。如某选矿厂铜铅混合精矿别离时，用蒸汽加温矿浆，还增加Na2CrO4作按捺剂。操控条件是：温度60℃，PH=7.5～8。Na2CrO41.5kg/t。     2.别离办法挑选     以上对几种别离办法作了扼要的叙说。挑选办法时，应从如下几方面来考虑：     （1）矿藏组成。铜铅混合精矿中的矿藏组成，是挑选别离办法的首要依据。就方铅矿而言，未经过活化或表面氧化的，简单受重铬酸盐、类按捺，被铜离子活化了的，按捺作用就更差。铜矿藏品种较多，方铅矿与黄铜矿，或与斑铜矿及砷黝铜矿的别离，可选用类的药剂；方铅矿与辉铜矿，可用。     （2）混合精矿中的铜铅比。从抑多浮少的观念动身，铜铅比是值得考虑的。Cu/Pb比较大时，用抑铜浮铅的办法多；Cu/Pb比较小时，则用抑铅浮铜的办法多。这是由于“抑多浮少”，能够削减泡沫产品的搀杂进而得到较好的工艺目标。    （3）应从工艺目标、环境保护、经济本钱诸方面归纳考虑挑选计划，从环境保护动身，近年来许多厂矿、将本来运用的法，改为其他办法，如蒸汽加温法，法等。但并不是在所有情况下，都排挤的使用，至少在现在，对含斑铜矿的混合精矿别离，依然是这组药剂的作用较好。

工业上常以各种含钒矿石为原料制备钒。如在钒炉渣中加入NaCl，经空气焙烧后，先生成NaVO。

（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。

根据稀土矿物与伴生脉石及其他矿物物理、化学性质的不同，稀土矿的选矿通常采用以下方法： 一、辐射选矿法 主要利用矿石中稀土矿物与脉石矿物中钍含量的不同，采用γ－射线辐射选矿机，使稀土矿物与脉石矿物分开。辐射选矿法多用于稀土矿石的预选。目前，这种方法在工业上未广泛采用。 二、重力选矿法 利用稀土矿物与脉石矿物密度的不同进行分选。常用的重选设备有圆锥选矿机，螺旋选矿机机、摇床等。采用重选主要使稀土矿物与密度低的石英，方解石等脉石矿物分离，以达到预先富集或者获得稀土精矿的目的。重选广泛用于海滨砂矿的生产；在稀土脉矿的选矿中有时也用来作为预先富集的手段。 三、磁选分离法 有些稀土矿物具有弱磁性：可利用它们与伴生脉石及其他矿物比磁化系数的不同，采用不同磁场强度的磁选机使稀土矿物与其他矿物分离。在海滨砂矿的选矿中，常采用弱磁选使钛铁矿与独居石分离；也可以采用强磁选使独居石与锆英石、石英等矿物分离。在稀土脉矿的选矿中，为了简化浮选流程和节省浮选药剂，有时也采用强磁选使稀土矿物预先富集。随着强磁技术的不断发展，强磁选将越来越广泛地用于稀士矿的选矿流程之中。 四、浮选法 利用稀土矿物与件生矿物表面物理化学性质的差别，采用浮选法使之与伴生脉石及基他矿物分离而获得精矿，是目前稀土脉矿生产中广泛采用的主要选矿方法。美国帕斯山（Mountain Pass）稀土矿就是采用浮选法生产稀士精矿。在海滨砂矿的生产中，在用重选获得重砂之后，也常常采用浮选法从重砂中获得稀土精矿。 五、电选法 稀土矿物属于非良导体，可利用其导电性能与伴生矿物有所不同，采用电选法使之与导电性好的矿物进行分离。电选常用于海滨砂矿重砂的精选作业。 六、化学选矿法 对于以离子形态吸附在高岭土或粘土上的稀土矿床，可充分利用稀土离子易溶干氯化钠或硫酸铵溶液中的特点，采取先浸出而后沉淀的化学选矿方法予以回收。对于易溶于酸或在高温下发生相变的氟碳酸盐稀土矿物，可先采用浮选方法预先富集，随后采用化学选矿方法（酸浸或高温焙饶）提纯。

钽铌矿选矿粗选一般选用重选法，精选则选用重选、浮选、电磁选或选冶联合工艺，处理粉矿或原生泥含量多的矿石，洗矿作业必不可少，一起选用高效磨矿分级设备，以下降钽铌矿藏的泥化。 钽铌浮选常用捕收剂有脂肪酸类、胂酸类、类、羟肟酸类、阳离子型捕收剂等，捕收剂的环境污染及药剂本钱问题至关重要。 一、钽铌矿矿藏工艺学特性 铌铁矿-钽铁矿的化学通式为AB2O6，二者简称铌钽铁矿。A为铁、锰，B为铌、钽。铌铁矿-钽铁矿的磁化率为(22.1～37.2)×10-6。铌铁矿的介电系数为10～12，钽铁矿为7～8。矿藏的密度5.15～8.20(随钽的含量增高而增大)。 二、钽铌矿选矿技能 钽铌矿选矿一般选用重选先丢掉大部分脉石矿藏，获得低档次混合粗精矿，进入精选作业的粗精矿矿藏组成杂乱，一般含有多种有用矿藏，分选难度大，一般选用多种选矿办法如重选、浮选、电磁选或选冶联合工艺进行精选，然后到达多种有用矿藏的别离。 (一)国外钽铌选矿 处理粉矿或原生泥含量多的矿石，洗矿作业必不可少。澳大利亚格林布斯矿风化伟晶岩冲积粘土粗选厂，设两个洗矿体系，原矿用直径1.5m，孔径10mm的圆筒筛两次洗矿后，筛下当选，筛上大块及粘土球进自磨机磨矿约4mm，再用孔径10mm的圆筒筛筛分，筛下物料当选，筛上物料丢掉或回来再磨。洗矿耗水5m3/t，圆筒筛处理量达350吨/小时•台。 国外钽铌选矿厂注重选用高效磨矿分级设备，以下降钽铌矿藏的泥化。格林布斯矿原生伟晶岩粗选厂用周边排矿棒磨机与振荡筛闭路获得较好成果。加拿大伯尼克湖钽矿经不断改进，现在选用的磨矿流程很有特征。该矿用一台Ф2.4m×3.6m马西型格子球磨机A-C水平振荡筛(直线筛)闭路，筛分粒度2.5mm，筛下用德瑞克筛按0.2mm分级，-2.5+0.2mm粒级用螺旋选矿机选别，其尾矿经弧形筛脱水后回来再磨。球磨机有两种产品构成循环，即选用一台磨机完成两段闭路磨矿。该磨矿回路经调整后循环负荷率一般为180%左右，循环负荷小易构成过破坏。 国外对钽铌铁矿矿石的粗选仍以重选为主，并多用高效的重选设备，流程简略。如格林布斯矿对-10mm原矿直接用跳汰机粗选。加拿大伯尼克湖钽矿80年代构成的重选-浮选-重选流程日趋完善，该流程仍以重选为主，浮选只用于处理细泥。重选设备体用了GEC螺旋选矿机、3层悬挂式戴斯特摇床、霍尔曼矿泥摇床、横流皮带选矿机。前苏联选用浮选对重选精矿中钽铁矿、细晶石与黄玉进行别离，捕收剂为异羟肟酸，调整剂为草酸，在介质中(pH2)浮选，当给矿含Ta2O52.52%时，精矿档次27%，收回率90%。 (二)国内钽铌选矿 1、钽铌矿粗选 国内钽铌矿原矿档次一般很低，其矿藏性脆、密度大。为了确保磨矿粒度，防止过破坏，一般选用阶段磨矿阶段选别流程。江西宜春钽铌选矿厂选用侧向弧形筛替代直线振荡筛进行筛分，现场探究实验成果标明：筛上夹细可下降14.70%，筛下夹粗可削减4.3%，筛分功率可进步17.72%。该设备的实验成功，为现场一段磨矿筛分改造供给了新途径。福建南平是一个大型花岗伟晶岩矿床，1998年由广州有色金属研讨院对该矿石进行选矿实验研讨，为建厂供给规划依据，依据钽铌和锡石矿藏粒度嵌布特征，提出选用阶段磨矿、阶段选别工艺。一段选用棒磨机，并与筛子构成闭路，以削减过破坏。二段磨矿选用球磨机，并与高频振荡细筛构成闭路，除能严格控制粒度外，还可添加处理才能，进步磨矿功率。该矿粗选选用单一重选流程。重选设备有GL螺旋选矿机、螺旋溜槽和摇床。该矿当选原矿含(TaNb)2O50.0499%，Sn0.0598%，经粗选后获得的粗精矿产率为0.248%，含(TaNb)2O514.94%(其间Ta2O510.79%)，对原矿收回率为74.30%(Ta2O5收回率为74.96%);含Sn 15.71%，对原矿收回率为65.11%。 2、钽铌矿精选 粗选工艺获得的粗精矿一般是混合粗精矿，需进一步精选别离出多种有用矿藏。如福建南平钽铌精选先用6%的溶液清洗矿藏表面，再用弱磁选除掉强磁性矿藏及铁屑，烘干并筛分红+0.2、+0.1和-0.1mm三个等级，分别用干式强磁选机经一次粗选、一次扫选获得钽铌精矿，精选成果：钽铌精矿产率0.0764%，含(TaNb)2O545.64%(Ta2O5 32.57%)，对原矿收回率69.92%(Ta2O5 收回率69.071%)，精选作业收回率94.11%; 3、细粒钽铌矿浮选 江西大吉山钨矿中的69号矿体是一个大型含钽铌钨花岗岩矿体，该矿中钽铌铁矿藏嵌布粒度很细，大部分粒度在40～74μm，因而选用惯例的重选办法，选矿收回率较低，钽收回率仅25%～33%。广州有色金属研讨院选用重-浮联合流程收回钽铌矿藏，在浮选给矿Ta2O50.0145%时，浮选精矿产率为0.7%，精矿含Ta2O51.8%，钽的收回率87%，精矿富集比在100倍以上。然后再重选富集，水冶别离钽和钨。使钽的选冶收回率达44%。 包头白云鄂博矿的矿石性质非常杂乱，特别是铌矿藏以贫、细、杂难选闻名于世，广州有色金属研讨院用浮选法对稀土浮选尾矿进行铌矿藏富集，选用Pb(NO3)2为活化剂，D-1为钙矿藏的按捺剂，以羟肟酸为主的组合捕收剂，在pH6的介质中进行铌浮选，经浮选富集的铌粗精矿脱硫后，选用弱磁-摇床工艺精选，获得富铌铁精矿和铁精矿。富铌铁精矿1含Nb2O51.66%，精矿2 含Nb2O50.59%，铌总收回率35.58%。陈根源等人对白云鄂博矿的稀土浮选尾矿研讨后提出，稀土浮选尾矿浓缩脱泥后，添加氧化石腊皂、水玻璃反浮萤石及剩余的稀土矿藏，槽内产品浓缩后，添加铵、氧化石腊皂浮选铁矿藏得到铁精矿，选铁尾矿加硫酸、羧甲基纤维素、水杨羟肟酸、C5-9羟肟酸和草酸，经一次粗选、三次精选得到含Nb2O51.67%，收回率40.14%的铌浮选精矿，该精矿再经强磁进行铁、铌别离，得到非磁性产品的铌精矿和磁性产品的铌次精矿。 三 钽铌矿浮选药剂的研讨现状及发展 (一)钽铌矿藏捕收剂 钽铌矿比较有用的捕收剂有脂肪酸类、胂酸类、类、羟肟酸类、阳离子型捕收剂。 1、脂肪酸类捕收剂前苏联波立金和格拉德基赫两人曾选用氧化矿捕收剂：油酸、油酸钠、十三烷酸钠、硫酸烷脂钠和异辛基磷酸钠具体研讨铌铁矿-钽铁矿可浮性。实验标明：运用脂肪酸作捕收剂时，饱满烃基的捕收才能比不饱满的差。当pH值为6～8时，用油酸钠浮选铌铁矿-钽铁矿极有成效，在强酸性介质和强碱性介质中都受按捺。对脂肪酸进行改性，能进步其挑选捕收性。例如，在分子中引进新的有用活性基团磺酸基、多羧基、硫酸基、卤素、胺()基、胺基酰基和酰胺基等。 2、胂酸类捕收剂胂酸能与钽、铌等稀有金属矿藏构成结实的表面化合物，烃基向外，使矿藏疏水。但与脉石矿藏不存在这种化学吸附，因而捕收才能强、挑选性好。缺陷是含胂物质在出产和运用上都存在污染问题。苄基胂酸和甲是钽铌矿藏的有用捕收剂，胂酸与黄药混用能大大进步钽铌矿藏收回率。 3、类捕收剂用双捕收铌铁金红石的研讨标明：在矿浆pH值为2～4时，双是铌铁金红石杰出的捕收剂，其收回率到达90.87%～91.70%，一起以为双在铌铁金红石表面被吸附，吸附方式首要为化学吸附。 4、羟肟酸类捕收剂 我国某地钽铌细泥矿用工业异羟肟酸配以变压器油进行粗选，当给矿含Nb2O5 0.094%时，可得粗精矿档次Nb2O50.9～1.0%，收回率90%左右。 5、阳离子捕收剂 研讨标明，十二烷基醋酸胺在中性介质中能有用地浮选铌铁矿类矿藏。 6、其它捕收剂运用新药剂N2对钽铌矿藏进行捕收功能研讨标明，高碳链的N2是钽铌矿藏的有用捕收剂。用N-亚胲胺浮选白云鄂博铌矿石获得较好成果。前苏联探究实验标明，烃基硫酸酯也习惯于伟晶岩矿床铌铁矿-钽铁矿的浮选。 许多浮选剂，特别是捕收剂，独自运用时，作用不太抱负，但当某些药剂按必定份额组合运用后，呈现的作用不是简略的加和作用，而是增效作用，即1+1>2的协同作用。如黄药与羟肟酸组合浮选氧化铜;油酸钠与羟肟酸组合浮选红柱石;胂酸与黄药混用，铜铁灵与甲羟肟酸混用，甲羟肟酸与塔尔皂混用，浮选黑钨细泥;F2O3与水杨氧肟酸混用浮选锡石细泥都获得较好成果。 (二)钽铌矿浮选调整剂 钽铌矿首要脉石矿藏是硅酸盐类矿藏、萤石和碳酸盐矿藏。这些矿藏的典型按捺剂是水玻璃、六偏磷酸钠、淀粉、焦磷酸、磷酸氢钠、木素磺酸钠、丹宁、乳酸、柠檬酸、酒石酸等。pH值对钽铌浮选进程有较大影响，常用于调整pH值的调整剂有硫酸、、、苏打等。 (三)钽铌矿浮选存在问题分析 1、捕收剂的捕收性问题。分子中含有官能团-COOH、-SO4H、-SO3H的捕收才能强、挑选性差，只适用于浮选矿藏组成简略、以石英为首要脉石的钽铌细泥。羟肟酸对钽铌细泥的捕收才能较脂肪酸弱，但挑选较好。对钽铌矿捕收才能比较强。 2、捕收剂的环境污染及药剂本钱问题。胂酸能与钽、铌等金属矿构成结实的表面化合物，烃基向外，使矿藏疏水，而与脉石矿藏不存在这种化学吸附，因而捕收才能强、挑选性好，一起胂酸对Ca2+、Mg2+离子不灵敏，对含方解石高的矿石习惯性强。但胂酸毒性较高，或许形成环境污染。在钽铌细泥浮选中，运用药剂量大，并且报价高;一起，有些药剂毒性较大，需添加环保费用，然后使选矿本钱上升。运用羟肟酸浮选时，作用较好，但药剂用量较大。 近年来，国内涵钽铌浮选药剂研讨方面获得了必定发展，但由于药剂报价太高，现在只要国外少量铌矿山选用浮选办法，如加拿大奥卡选矿厂、巴西阿拉克萨矿。

稀土元素在地壳中的赋存状况首要有三种：独立矿藏：例如氟碳铈矿、茕居石矿、混合型稀土矿;伴生稀土矿;稀土元素以类质同象置换的方式，涣散于造岩矿藏和稀有金属矿藏中;风化壳淋积型稀土矿：稀土元素呈离子状况被吸附于某些矿藏的表面或颗粒间，这类矿藏首要是各种黏土矿藏、云母类矿藏。 风化壳淋积型稀土矿是我国特有的稀土矿产资源，广泛散布于我国南边等省区。关于吸附在黏土矿藏上的稀土离子，选用重选、磁选、浮选等惯例的物理选矿办法无法使吸附的稀土离子富集为相应的稀土矿藏精矿。化学选矿办法是提取此类稀土矿藏的仅有技能。化学选矿办法首要分为浸矿和提取两步，首先把稀土从矿石中浸出，然后再从曝出液中提取稀土。通过多年的开展，浸出技能得到不断进步、改进，逐步构成了系统的风化売淋积型稀土矿浸出工艺系统，下面将具体介绍其化学选矿技能研讨发展。 关于独立矿藏以及混合型稀土矿(稀土元素在混合型稀土矿藏中依然以独立矿藏存在，不同混合型稀土矿中各独立矿藏的配比不同)，一般选用物理选矿的办法得到矿藏精矿，再经化学处理得到供冶炼运用的化学精矿;关于伴生稀土矿选矿，以贵州磷矿方式为主的伴生稀土矿藏一般在磷矿选矿中选用物理选矿的办法除杂，稀土元素在杂质中得到富集，进而选用化学选矿的办法得到稀土化学精矿;跟着资源归纳运用的开展，从某些低档次稀土矿和其他矿藏物理选矿的尾矿中提取稀土的研讨将也日益增多。下面将扼要介绍其研讨发展。 1 风化壳淋积型稀土矿化学选矿研讨发展 A 低档次风化壳淋积型稀土矿浸出 低档次风化売淋积型稀土矿浸出的关键是离子相的稀土从黏土矿藏上脱附下来，与阴离子构成配离子然后进人浸出液。专门针对稀土元素离子脱附的机理的研讨标明，不同稀土元索离子的脱附才能与其离子水化能巨细有关：低水化能浸出剂浸出率更低;硫酸盐浸出效果强于盐。有研讨者通过比照几种浸出剂的浸出效果以为，硫酸铵作为浸出剂是比较适宜的。若选用硫酸铵浸出，其浸出进程有一个浸出剂的最佳流速可使浸出率最大，即传质效果较佳的条件。有研讨报导选用复合铵盐作浸出刑的效果优于单一铵盐，这可能是因为复合铵盐的不同阴离子与稀土元素阳离子构成了多配体的原因。浸出剂的物理化学性质会引起稀土离子负载相-黏土矿藏表面ξ电势发作变化。有研讨标明运用铵盐浸取时，铵盐溶液浓度、液固比均对黏土矿藏表面ξ电势有影响，其间液固比越大，黏土矿藏颗粒表面ξ电势越大，铵离子与黏土矿藏触摸的数量增大，能够促进稀土离子的脱附。 低档次风华壳淋积型稀土矿浸出进程中动力学研讨的报导会集在浸出进程的操控进程研讨方面，这首要是针对进步传质效果而进行的。研讨标明在不同的浸取条件(如淋洗剂质量分数、淋洗液固比、淋洗速度、矿石粒度等)、浸取剂(如复合铵盐、助浸剂LPF、氮废水与抑杂剂QXY-01等)下，浸取进程的操控进程和描绘此进程的物理模型均有所不同。例如，运用复合浸取剂浸出时，浸取水动力学遵守达西规律，浸出进程为多孔固层扩散操控，能够用范德姆特方程描绘。浸出流速对浸出传质效果影响很大，此外装矿高度对浸出进程传质效果也有较大影响。 以上述脱附机理和传质效果的研讨为根底，提出了低档次风化壳淋积型稀土矿浸出的新技能，包含助浸(田菁胶助浸、合作助浸)、强化浸出(超声波强化浸出、磁场强化浸出)等技能手法。别的，选用羧甲基田菁胶比单一选用田菁胶浸出效果更好，浸出剂耗费更少。而合作助浸研讨结果标明，选用乙酰、柠檬酸三铵、酒石酸、LPD、LPF均能促进稀土的浸出。在浸出进程中增加某些试剂能够下降浸出进程的传质阻力系数，然后削减浸出剂在浸取交流进程中的传质阻力，进步稀土浸出进程的传质效果，这是强化浸出的理论根底。运用超声波的空化效果可有用强化稀土矿中稀土的浸出，然后进步稀土浸出率并缩短矿藏中稀土总量的分析时刻。有研讨标明，超声法较惯例拌和法对稀土的浸取效率高，但两种办法对杂质的浸出率却附近。在磁场条件下稀土矿的浸出、沉积行为的研讨标明，磁化处理之后浸出率、沉降速率均有所进步，药剂耗费下降。 B 低档次风化亮淋积型稀土矿浸出液除杂 浸出进程中去除杂质离子的理论研讨与技能开发会集在浸出进程中别离铝和按捺铝方面。有研讨标明铝离子在浸取进程中会与稀土离子一起浸出，且是可浸出离子中含量最多的离子。针对风化壳淋积型稀土矿浸取稀土的动力学研讨标明，稀土的浸取和铝的浸取均为典型的液-固非均相反响，浸取进程较好地契合缩短未反响芯模型，稀土浸取为固膜扩散操控，铝浸取进程受化学反响操控，并且铝浸取的表观活化能远高于稀土浸取表观活化能，铝浸取速率远低于稀土浸取速率。因而能够以为浸取进程中稀土与铝存在别离效果。这是别离铝的理论根底。专门针对稀土与铝的浸出行为的研讨标明，稀上元索的浸出行为受矿石性质影响较大，而铝的浸出行为受浸出剂pH值影响较大。 新开展的抑杂浸出技能是选用某些抑杂剂与稀土矿中的铝、铁等离子发作反响。构成新的安稳的化合物，选用抑杂剂QXY-01和QWJ-05作为抑杂剂均取得了铝按捺率在90%以上，稀土浸出率在96%以上。合作助浸也能够按捺铝离子的浸出，研讨标明选用乙酰、柠檬酸三铵、酒石酸、LPD、LPE、LPF均能促进稀土的浸出。 在萃取法处理浸出液进程中，萃取前除杂也是避免金属杂质离子影响后续萃取工艺的重要手法，此外新的萃取剂和萃取工艺也有相关报导。现在大多稀土淋出液萃取别离进程中存在三相乳化物，有研讨以为这种乳化现象除流比操控不妥的原因外，首要是因为淋出液中的无机(典型的如A13+)及有机杂质引起的。有研讨者在萃取进程中选用HCI做反萃酸，从萃取相优先洗脱A13+等杂质，取得了不错的效果。还有研讨标明精矿溶解料直接水免除铝是可行的。新报导的预别离萃取法是首先用少数级数对待别离的质料进行预先别离，然后再流人级数较多的、进行相邻元素间别离的细别离工艺。从稀土淋出液萃取稀土的试剂有二-2-乙基己基磷酸、Cyanex301、TOPS99、PC88A、CYANEX®272、CYA-NEX®302、CYANEX923.CYANEX921、ALAMINE336、ALIQUAT336等，研讨发现混合萃取剂比较单一萃取剂并没有明显的更好的萃取效果。 在运用沉积法处理浸出液进程中除杂的研讨体现在选用优先沉积浮选法。对浸出液沉积浮选进行的溶液化学研讨标明，风化壳淋积型稀土矿浸出液杂质(如AI3+、Fe3+等)可通过优先沉积浮选，以氢氧化物或焦磷酸盐或聚磷酸沉积方式悉数有用除掉。 邱建宁开发了一种能处理离子型稀土矿浸出母液除杂和浓缩的工艺。该技能有用处理了现在离子型矿浸出母液除杂和浓缩的难题。工艺主体道路为：使离子型稀土浸取液流经装有GX稀土专用材料的吸附柱，优先吸附稀土浸出液中的铁、铝等杂质，吸附后液不含铁、铝，而稀土、钙、镁、硅等保留在吸附后液中;然后再通过一次稀土专用材料的吸附，吸附其间的稀土，钙、镁、硅等杂质不被吸附，然后完成稀土的别离、富集，得到纯洁稀土浓缩液。 选用非沉积法从稀土矿浸出液中除杂的办法还有离子交流法、液。近年来罕见此类相关报导，在此不做介绍。 2 氟碳酸盐矿藏化学选矿研讨发展 现在处理氟碳酸盐矿藏的首要办法为氧化焙烧-酸浸-沉积(或萃取)技能、如氧化焙烧-硫酸浸出-复盐沉积、氧化焙烧-硫酸浸出-萃取别离、氧化焙烧-浸出-碱分化-浸铈等。在这些技能中，焙烧-浸出工序必不可少，焙烧不光能耗及运转本钱较高，并且在焙烧进程中氟元素以气相方式逸出，在浸出进程中氟会溶解然后进入废液。这样的结果是既糟蹋了氟资源，又形成了大气污染和水污染。因而，近年来针对氟碳铈矿焙烧、浸出进程中氟的走向和固氟抑氟的根底研讨与技能开发逐步增多，发现选用Ca0按捺氟的逸出取得了较好的效果;浸出进程动力学的研讨会集在浸出操控进程方面，浸出进程中抑氟、固氟的新技能有铝盐配位别离氟法、低温焙烧-低温催化浸出法以及两步酸浸工艺。 3 混合型稀土精矿化学选矿研讨发展 以包头稀土矿为代表的混合型稀土矿首要选用浮选的办法去除很多的伴生矿藏和脉石矿藏，然后选用化学选矿的办法，分化氟碳铈矿和茕居石矿，得到混合氯化稀土、混合硝酸稀土、混合硫酸稀土或混合氧化稀土，再进行沉积或萃取别离。现在处理混合型稀土矿藏精矿的工艺首要有酸法(首要是硫酸化焙烧法)、碱法(首要是烧碱法、纯碱法)和新近开展的氯化法(首要是碳热氯化法)三种。在上述工艺中，酸法、碱法、氯化法在焙烧进程、氯化进程中均有氟的逸出，形成氟的糟蹋和污染，因而近年来关于混合型稀土矿分化的焙烧进程(首要是硫酸化焙烧和碳酸钠焙烧)、高温氯化进程中抑氟固氮的研讨日益增多，首要是CaO-NaCl-CaCI2系统焙烧、浓碱液直接分化混合型稀土矿、浓硫酸低温焙烧、AlCl3脱氮-碳热氯化法、SiCl4脱氟-碳热氯化法等。此外，混合型稀土矿浸出进程的研讨亦有开展，并提出了合作浸出这一新工艺;萃取进程中稀土元素与萃取剂的效果研讨也有报导。 4 伴生稀土矿磷矿化学选矿研讨发展 磷矿中伴生的微量稀上元素是一种潜在的、具有很高开发运用价值的稀土资源。以贵州织金新华含稀土磷矿床为例，稀土元素首要以类质同象方式存在于磷灰石晶格中，稀土元素的含量与胶磷矿密切相关。这种结构导致稀土极不易从磷矿中独自选取。现在磷矿中伴生的稀土元索首要选用浮选法和酸浸-萃取法进行别离和富集。酸浸首要选用硝酸、硫酸和混酸等酸性介质，而从酸浸液中提取稀土元索则多选用有机溶剂萃和树脂吸附工艺。近年来针对磷矿中伴生稀土提取的研讨会集在磷矿酸解进程中稀土的反响机理、酸解动力学研讨、酸解进程中稀土走向和散布方面。工业生产中运用湿法磷酸工艺的回来酸浸出稀土的研讨日益增多。液提取稀土的研讨停留在实验室阶段，未有工业使用。萃取剂的研讨往往与萃取工艺流程结合在一起，国内外的研讨均有较多开展。 5 稀土矿归纳运用化学选矿研讨发展 跟着单一稀土矿档次下降，处理困难，选用化学选矿技能从某些低档次稀土矿和其他矿藏物理选矿的尾矿中提取稀土的研讨也有相关报导。从以黄铁矿为主的低档次稀土矿中浸出稀土元素的研讨标明，在浸出剂中参加硫酸铁能够浸出矿石中的稀土元素。而在处理含低档次稀土的钛铁矿时发现，选用K+和A13+能够使钛铁矿晶格张力增大而遭到损坏，释放出稀土元素。从尾矿及其他难处理资源中，如离子型稀土尾矿、赤泥浸出液、混合型稀土矿重选尾矿、稀土与天青石共伴生矿中提取稀土的研讨也有必定发展。此外，运用天然气进行北方稀土精矿焙烧、选用浓硫酸和活化剂熟化-焙烧-浸出的办法归纳收回运用稀土精矿中的稀土、钽铌、铍等资源也有报导。

锂矿浮选 A锂矿藏可浮性 首要含锂矿藏有锂辉石、锂云母、透锂长石等。它们的可浮性如下：锂辉石A12O3·Li2O·4Si02，含Li2O4.5%～8%。表面纯洁的锂辉石很简单用油酸及其皂类浮起，但其表面因风化污染，或在矿浆中被矿泥污染了的，其可浮性变坏。别的，矿浆中一些溶盐的离子(铜、铁和铝的离子等)不只活化锂辉石，并且也活化脉石矿藏，所以浮选前要脱泥并用碱处理。用处理时，锂辉石的收回率随其用量的添加而进步，拌和时刻也相应缩短。随拌和强度进步，收回率也进步。如转速进步7倍，收回率可进步40%。用油酸或环烷酸皂作捕收剂时，锂辉石在中性和碱性介质中，都能很好地浮游。用十八胺和酯钠盐为捕收剂时，只在弱碱性或中性介质中锂辉石才干浮游。用油酸作捕收剂，和木质素磺酸盐为调整剂，和碳酸钠调整pH为7～7.5时，锂辉石的浮选作用最好。 经过活化的锂辉石，用阴离子或阳离子捕收剂都能浮起。未经活化锂辉石，在油酸用量很高时也难浮起。 锂矿的浮选办法和选矿药剂不管选用那一种捕收剂，水玻璃、糊精和淀粉都是锂辉石的激烈的按捺剂。其间淀粉的选择性较好，糊精次之。它们先按捺锂辉石，后按捺脉石。但水玻璃的选择性较差，对锂辉石和脉石一起起按捺作用。锂辉石的浮选粒度，一般在0.15mm以下。粒度为0.2mm时，浮选的收回率为61%，粒度为0.3mm时，浮选收回率为22%。粗粒难浮是锂辉石浮选特色之一。锂云母Al203·3Si02.2(KLi)F，含Li201.2%～5.9%。粗粒锂云母用手选、风选或冲突选富集，细粒的锂云母才用浮选法收回。锂云母的捕收剂以阳离子捕收剂最好，用十八胺时，在酸性和中性介质中都能很好地浮选锂云母。 未经活化的锂云母不能被油酸捕收，用活化后，能得到较好的目标。矿浆中的一些铁盐、铝盐、铅盐、、淀粉及磷酸氢钠等均能按捺锂云母。锂的碳酸盐和硫酸盐能活化锂云母。用十八胺选别锂云母时，最好的活化剂是水玻璃和硫酸锂，而强的按捺剂是漂、和淀粉的混合物。铜、铝和铅的硝酸盐是锂云母的按捺剂，而铜和铝的硫酸盐却是锂云母的活化剂。透锂长石Al203·Li20·8SiO2，含Li202%～4%，用阴离子捕收剂如油酸、油酸钠、异辛基胂酸钠来浮选透锂长石，在任何pH下均不浮游。用阳离子捕收剂，如用十八胺来浮选透锂长石，则其浮游性很好。用十八胺作捕收剂，矿浆pH为5.5～6.0时，其收回率为78%，而选用烷基胺盐在碱性介质(pH为7.5～9.5)中浮选时，其收回率可进步到90%～92%。选用烷基胺盐为捕收剂时，(300～500g/t)能激烈地按捺透锂长石，在介质的pH=5.8时，它的收回率下降到10%～15%，在酸性和碱性介质中，其按捺作用加强。氯化钙能活化透锂长石，在中性介质和碱性介质中(pH=9.2)能进步其收回率。在选用烷基胺盐时，透锂长石的按捺剂有、硅酸钠、淀粉、丹宁、碳酸钠、钠及磷酸氢钠等。 B锂矿的浮选办法 锂辉石的浮选有正浮选和反浮选两种计划。正浮选是在酸性介质中进行，所以又称“酸法”。它用油酸及其皂类作捕收剂，将锂辉石浮入泡沫产品中;反浮选是在碱性介质中进行，所以又称“碱法”。它用阳离子作捕收剂，浮出脉石矿藏，槽内产品就是锂辉石精矿。正浮选的办法是，开端就向矿浆中加进行拌和、擦拭以除掉表面的污染物，脱泥和洗矿后，然后按下面三种办法处理： (1)先浮云母，后浮锂辉石，最终浮长石。其过程是： 1)在弱酸性介质中，用阳离子浮云母;2)将浮选尾矿浓缩至50%固体，用油酸类捕收剂及醇类起泡剂谐和后，稀释至17%固体，浮锂辉石;3)将浮完锂辉石的尾矿用氟氢酸处理后，再加阳离子捕收剂浮选长石。 (2)先浮锂辉石，后浮云母，再浮长石。其过程是： 1)将矿浆浓缩至64%固体，加油酸、硫酸和起泡剂拌和后，稀释至21%固体，浮锂辉石;2)锂辉石浮选尾矿中的云母，用阳离子捕收剂浮出; 3)云母浮选尾矿加氟氢酸活化长石，并加阳离子捕收剂浮长石。 (3)锂辉石和云母混合浮选，最终浮长石。其过程是： 1)在浓浆中加硫酸谐和，然后加阴离子捕收剂，浮选云母和锂辉石;2)混合精矿在酸性介质中拌和，将云母和含铁矿藏浮出，槽中产品就是锂辉石; 3)混合浮选后的尾矿，加氟氢酸处理后，用阳离子捕收剂浮长石。 锂辉石的正浮选可举美国布列克-西尔斯选矿厂为例。该厂选用油酸作捕收剂，直接浮选锂辉石，流程见图5-23。原矿含Li201.26%，磨矿时加0.3kg/t，磨矿后先脱泥。脱泥后的浓浆(60%～70%固体)中参加1kg/t进行拌和、擦拭。粗选前参加200g/t油酸和250g/t环烷酸及起泡剂。精选I和精选Ⅱ中，均参加水玻璃、栲胶或起泡剂及乳酸，并参加适量的油酸。经过二次精选，得含Li204.92%锂精矿，收回率为63.59%。锂辉石的反浮选在碱性矿浆中进行，以糊精、淀粉等作为锂辉石的按捺剂，松醇油作起泡剂，用胺类阳离子捕收剂浮选石英、长石和云母等脉石矿藏，槽内产品去铁之后，就是锂辉石。美国金兹山选矿厂反浮选法收回锂辉石。该厂处理的矿石中，有用矿藏为锂辉石、锡石和绿基石，还有少数的铌铁矿、独居石和金红石等。脉石矿藏有云母、石英。选矿厂所用的原矿含锂辉石15%～38%、长石30%～56%、石英22%～72%和云母3%～5%。浮选时先浮脉石矿藏，并从浮出的脉石矿藏平分选出云母、长石和石英精矿。浮完脉石后的尾矿再浮含铁矿藏，槽内产品就是锂精矿。精矿含锂辉石80%左右，收回率65%～71%左右。

沉钒方法的比较如表所示。 表  沉钒方法的比较项     目水解沉淀酸性铵盐沉钒弱酸性铵盐沉钒碱性铵盐沉钒钒酸钙法钒酸铁法沉钒pH值1.5～32～34～68～95～11＜7酸     耗很大大小很小铵     耗无小大很大初始钒浓度可大可小可大可小大大可大可小可大可小三废问题废液废液、废气废液、废气废液、废气废液废液生产周期短短长长短短沉钒收率／%～98＞98＞38＞9897～99.599～100产品含V2O5／%＞85＞99＞99＞99低低

金属矿的品种许多，每种矿藏的选矿办法也不尽相同，鑫海矿装具有自己的选矿研究院和设计院，70余种矿藏采选经历。这其间大部分是金属矿，本文就为您介绍包含金银铜铁等常见金属矿的选矿办法。 金：金在矿石中含量极低，提取黄金需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法使金分离出来。主要是重选和浮选。 铁：(1)矿石破碎;(2)磨矿工艺;(3)选别技能;(4)烧结球团技能; 锰：机械选(包含选矿、筛分、重选、强磁选和浮选)，以及火法副集，化学选矿法等。 铬：选用跳钛机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别，也用水力分选别过摇床中矿。 钛钒磁铁矿：是在对它经一段磨矿，一粗、一精、一扫的磁选流程磁选出磁铁矿精矿之后的磁尾进行。 铜：浮选、磁选、重选等办法或湿法冶炼等。 铅锌：一般用磁-浮、重-浮、重-磁-浮等联合选矿办法。 铝：一般选用手选。 镍：(1)浮选;(2)选用破碎、筛分等工序预先除掉分解程度弱，含镍低的大块基岩。 钴：一般选用浮选。 钨：按矿石类型钨选矿分为黑钨和白钨。选矿办法有手选、重选、浮选、磁选、和电选等办法。浮选工艺 锡：选矿办法为重力选矿、浮选工艺。 钼：主要是浮选法。 ：有手选、重选和浮选，其间以浮选使用广泛也最有用。 锑：主要有手选、重选、浮选等办法。 铂族：(1)合理球磨，选用适宜的旋流器分级;(2)回收率; 银：(1)浮选法;(2)单一浮选法和浮-重选法、浮选化法的联合流程，其间以浮选最为重要。 铌钽铍锂：手选法、浮选法、化学或化学-浮选联合法、火热选法、放射性选法、粒浮选矿法。 ：重石社天青石选矿中最常用的办法，最遍及的结构流程为以跳汰-摇床为主体的流程。 稀土金属：一般选用磁选、浮选得到精矿含稀土氧化物约60%。

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。

冶炼方法:炼铅原料主要为硫化铅精矿和少量块矿.铅的冶炼方法有火法和湿法两种,目前世界上以火法为主,湿法炼铅尚处于试验研究阶段.火法炼铅基本上采用烧结焙烧——鼓风炉熔炼流程,占铅总产量的85—90%;其次为反应熔炼法,其设备可用膛式炉,短窑,电炉或旋涡炉;沉淀熔炼很少采用.铅的精炼主要采用火法精炼,其次为电解精炼,但我国由于习惯原因未广泛采    用电解法.炼锌的原料主要是硫化锌精矿和少量氧化锌产品.火法炼锌采用竖罐蒸馏,平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌在近20年以来得到迅速发展,现时锌总产量的70—80%为湿法所生产.火法炼锌所得粗锌采用蒸馏法精炼或直接应用;而湿法炼锌所得电解锌,质量较高,无需精炼.对难于分选的硫化铅锌混合精矿,一般采用同时产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理.对于极难分选的氧化铅锌混合矿,经长期研究形成了我国独特的处理方法,即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产物,经烧结或制团后在鼓风炉熔化,以便获得粗铅和含铅锌的熔融炉渣,炉渣进一步在烟化炉烟化,得到氧化锌产物,并用湿法炼锌得到电解锌.此外,也可以用回转窑直接烟化获得氧化锌产物.

一,冶炼方法:  　　炼铅原料主要为硫化铅精矿和少量块矿.铅的冶炼方法有火法和湿法两种,目前世界上以火法为主,湿法炼铅尚处于试验研究阶段.火法炼铅基本上采用烧结焙烧——鼓风炉熔炼流程,占铅总产量的85—90%;其次为反应熔炼法,其设备可用膛式炉,短窑,电炉或旋涡炉;沉淀熔炼很少采用.铅的精炼主要采用火法精炼,其次为电解精炼,但我国由于习惯原因未广泛采用电解法.  　　炼锌的原料主要是硫化锌精矿和少量氧化锌产品.火法炼锌采用竖罐蒸馏,平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌在近20年以来得到迅速发展,现时锌总产量的70—80%为湿法所生产.火法炼锌所得粗锌采用蒸馏法精炼或直接应用;而湿法炼锌所得电解锌,质量较高,无需精炼.  　　对难于分选的硫化铅锌混合精矿,一般采用同时产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理.  　　对于极难分选的氧化铅锌混合矿,经长期研究形成了我国独特的处理方法,即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产物,经烧结或制团后在鼓风炉熔化,以便获得粗铅和含铅锌的熔融炉渣,炉渣进一步在烟化炉烟化,得到氧化锌产物,并用湿法炼锌得到电解锌.此外,也可以用回转窑直接烟化获得氧化锌产物.  　　二,精矿杂质对铅锌冶炼的影响:  　　1.铅精矿中的杂质:  　　铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量<3%,混合精矿含铜<1%.  锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.  　　砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.  氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.  　　氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.  　　2.锌精矿的杂质:  　　铜:在精矿中常呈铜的硫化物状态存在,焙烧时,主要形成不同形式的氧化亚铜,残余的硫化铜易形成冰铜,降低炉料的熔点.湿法炼锌时,溶液中的Cu++腐蚀管道,阀门,在竖罐蒸馏时,往往有少量进入粗锌,影响商品锌质量.因此要求锌精矿含Cu不大于2%.  　　铅:锌精矿中含硫化铅较高时,形成易熔的铅硫,铅硫首先促使结块甚至使焙烧料熔化,阻止硫的脱除.氧化铅易与许多金属氧化物形成低熔点共晶,在800℃时开始熔化,引起炉料在沸腾炉和烟道中结块.湿法炼铅中,焙砂浸出时,转化为硫酸铅,消耗硫酸.火法炼铅中,铅的氧化物在蒸馏罐中还原所得的铅,部分气化,冷凝成为锌锭中的杂质,影响商品锌质量,焙烧矿中硫酸铅在蒸馏罐中被还原为硫化铅,与其它金属硫化物可形成冰铜,造成罐壁的腐蚀.因此要求锌精矿中含铅不大于3%.  　　铁:铁在锌精矿中呈铁闪锌矿存在时,焙烧时形成铁酸锌.在湿法炼锌过程中,铁酸锌用稀酸浸出不溶解,影响锌的浸出率,增加浸出渣的处理费.精矿中游离的FeS焙烧时转化为Fe2O3,硫酸浸出时呈FeSO4进入溶液,在氧化中和时,生成絮状Fe(OH)3,影响浓密机澄清速度.在火法竖罐蒸馏时,焙烧矿中的Fe2O3还原成FeO与金属铁,其中金属铁在竖罐中形成积铁,影响竖罐温度升高,使锌蒸发不充分,致使渣中含锌高;矿石中存在SiO2时,易与FeO形成硅酸盐侵蚀罐壁;当粗锌进入蒸馏塔时,粗锌含铁量直接影响塔的寿命.因此希望锌精矿含铁一般不大于16%,湿法炼锌不大于10%.  　　砷:精矿中含砷,在沸腾焙烧时,砷进入烟气,造成制硫酸时V2O5触煤中毒.焙烧矿中的砷绝大部分在浸出时被除掉,但溶液含As高,则消耗FeSO4量大(铁量为砷量20倍),铁多渣多,带走的锌也多.As能在阴极上放电析出,产生烧板现象(阴极反熔).因此要求精矿混合料中As不大于0.5%.  　　二氧化硅:精矿中往往含有游离的SiO2和各种结合状态硅酸盐,在高温下与氧化锌形成硅酸锌.湿法浸出时,硅酸以胶体状进入溶液中,使产品浓缩,过滤工序极为困难.在蒸馏过程的高温条件下,SiO2与CaO,FeO等形成硅酸盐,腐蚀罐壁有碍蒸馏.要求精矿中SiO2不大于7%.  　　氟:在沸腾焙烧烟气中的氟,易使制酸系统瓷砖腐蚀,损坏设备.电解液中含氟高时,阴极锌不易剥离.要求锌精矿中F不大于0.2%.  　　三,铅锌冶炼对伴生组份的综合回收:  1.铅冶炼时的综合回收:  　　硫:在烧结机烟气中予以回收制硫酸.  　　铜:在鼓风炉熔炼时,以冰铜形式回收或在火法精炼时以含铜浮渣形式回收.  　　在烧结烟尘中予以回收.  　　金,银,铂族金属,硒,碲和铋:在电解精炼阳极泥中回收,或在火法精炼的浮渣中回收.  　　锌:在鼓风炉渣中用烟化法回收.  　　镉:在烟尘中予以回收.  　2.锌冶炼时的综合回收:  　　硫:在沸腾焙烧烟气中回收.  　　铅:在氧化锌浸出渣中回收.  　　金,银:在浸出渣中用浮选法回收为精矿.  　　镉:在铜镉渣中予以回收.  　　铜:在铜镉渣中予以回收.  　　铟,镓,锗:在铟锗渣中回收.  　　钴:在净液时以钴渣形式回收.  　　在除氟氯过程中(多膛炉或回转窑)的烟尘中回收.   　　四、矿区工业品位指标的计算方法  　　根据普查评价阶段所能获得的地质资料和国内铅锌矿山一般生产技术经济指标,计算矿区工业品位(指矿区平均品位)可采用简单易行的"价格法".  　　"价格法"公式如下:  　　① 一吨矿石完全成本:为每吨原矿所分摊的采矿,选矿,原矿运输成本及企业管理费和精矿销售费的总和:  采矿成本:即出矿成本,不同开拓方式(平硐,竖井),不同采矿方法,排水量大小等,均影响采矿成本.目前,我国地下开采小型矿山采矿成本约12—23元/吨,大中型矿山10—28元/吨.  　　选矿成本:铅锌矿石一般为浮选,其选矿成本受矿石含泥程度,矿物粒度,药剂消耗量,尾矿输送距离等因素影响.目前,浮选的选矿成本一般为10—16元/吨.  　　原矿运输成本:指采出矿石由坑口至选厂的运输费,受运输距离远近和运输方式(电机车,索道等)的影响.目前,我国坑采矿山一般为1—1.5元/吨.  　　企业管理费:企业管理费受企业规模大小和管理水平的影响.目前,我国大中型企业2—4元/吨,小型企业3—5元/吨.  　　精矿销售费:铅锌精矿由矿山选厂运至冶炼厂交货地点的一切费用(运输费,装卸费,管理费等)为精矿销售费.运输费可按公路,铁路,水运的距离和有关部门规定的运价计算.但参与上述公式计算时,应将精矿销售费折算分摊成原矿销售费.  　　② 采矿贫化率:因地质条件不同,采矿方法不同和管理水平不同,采矿贫化率而有差异.目前,我国坑内采矿的贫化率一般为10—25%.  　　③ 选矿回收率:根据具体矿区的矿石可选性试验结果选取指标.  　　④ 精矿含每吨金属价格:为国家规定的现行价格,其计价单位为精矿中所含每吨金属.  　　由于在公式中,精矿销售费需折算分摊成原矿销售费,而在品位尚未确定的条件下,精矿量难以确定,因此折算分摊存在困难,为避免这一问题,可改用下列公式.在下列公式中,一吨矿石完全成本不包括精矿销售费所分摊折算的费用.  　　公式中精矿价格需进行折算,如锌精矿含Zn 55%时,每吨金属含量的价格为1010元,则每吨精矿价格为1010元×55%=555.5元.  　　公式中精矿销售费,系每吨精矿的销售费,不分摊折算成原矿费用.  　　每一具体矿区在地质评价时,可将具体矿区的各项参数代入上述公式中,求出矿区工业品位,从而对矿区的经济意义作出评价.  　　根据我国当前铅锌矿生产一般技术经济指标的计算,以及有些矿山生产实际资料,矿区工业品位一般要求,硫化矿Pb+Zn 4—5%,混合矿Pb+Zn 6—8%,氧化矿Pb+Zn 8—10%,这个数据也可供矿床经济评价和考虑矿区是否转入详细勘探的参考.对易采易选,交通方便的矿区,以及生产矿山外围的矿区,这个数据可酌情降低.今后,考虑到矿山管理及采选技术水平的不断提高,上述矿区工业品位的参考数据,也必然会逐步降低.  　　计算矿区工业品位,除"价格法"外,尚有其它一些方法,但多较上述方法繁杂,考虑到普查阶段所能获得的资料有限,故不一一列举,必要时可向工业设计部门了解.