某钽铌矿综合回收工艺流程试验研究开题报告

 2021-08-14 03:08

1. 研究目的与意义(文献综述)

1.1选题目的及意义

在全球金融危机持续和世界经济继续动荡低迷时代,全球进入高速信息化,美国重返亚太,中国大力推进工业化、城镇化的背景下,国际、国内的有色金属市场,尤其是稀有金属,特别是钽、铌、钨、钼四大难熔金属,作为基础性、应用面广的高新技术和重要的功能材料,正在迎来一场新的应用领域的革命。

目前,我国已成为世界钽铌产业大国,但就我国整体钽铌工业而言,存在着行业集中度不高、资源保障不足、技术装备水平低、能耗效率低、环保压力大、自主创新力不够等系列深层次问题,处在产业调整、产品升级、资源整合的关键时期。因此,以技术改造、技术创新为手段,结合管理、制度创新,通过产业延伸、产品升级等,谋求市场竞争优势显得格外重要。

本课题以某钽铌矿综合回收工艺流程试验研究为研究内容,在国内外的研究现状分析的基础上,根据实验室现有条件,确定详细的研究内容和技术路线,同时根据实际工业试验的要求进行小型实验室研究,研究出结果真实、可信,具有一定的理论意义,可应用于实际的工业试验中的方案。

1.2我国钽铌矿资源状况

中国是世界上铌、钽、锂、铍等稀有金属矿产资源最丰富的国家。中国的锂、铍、铌、钽矿的储量在世界上都居第一二位。据美国矿业局(1981~1994年)估计,世界锂、铍、铌、钽矿产储量基础为:锂(金属量)840万吨,铍(金属量)72.6万吨,铌(金属量)420万吨,钽(金属量)3.5万吨。中国这4种矿产,据地质矿产部举办的《新中国成立四十周年地矿工作成就展览》统计资料(地质出版社,1992年出版):我国钽矿、锂矿占世界第1位,铌矿、铍矿均占第2位。

钽矿分布于13个省(区)的92个矿区,总保有储量Ta2O5 8.4万吨,居世界首位;从地区分布看,江西钽矿最丰富,内蒙古、广东次之,三省合计占全国钽储量72.5%。铌探明储量的以铌为主的矿区有99处,铌的工业储量660万吨,居世界第二;而另一说,根据新的勘探成果,中国铌矿储量占世界的91%,可能已跃居第一位。

1.3钽铌矿的研究现状

钽铌矿的选矿工艺由稀有金属矿石的特点、原矿中有价成分的含量以及矿物组成等因素所决定。目前处理钽铌矿物的方法主要有重选、磁选、电选、浮游重选、浮选和化学处理等。选矿工艺一般分为粗选和精选两个部分。粗选主要是采用重选流程,但也有采用磁选-浮选联合流程的,选别的结果获得低品位混合粗精矿。对钽铌粗精矿的精选,由于其组成复杂,分选困难,常常需要采用磁选、重选、浮游重选、浮选、电选、化学处理等方法中一至二种或多种组合以实现多种有用矿物的分离;特别是钽铁矿、铌铁矿与某些难选矿物如石榴子石、电气石、独居石等的分离,更需采用多种方法。

(1) 重选法

由于钽铌矿石中有价矿物的密度在4t/m3以上,因此,重选是这类矿石的主要选别方法。对于粗晶钽铌铁矿采用跳汰机、螺旋选矿机或旋转螺旋粗选,粗精矿采用摇床精选;细晶钽铌铁矿采用螺旋溜槽或摇床粗选,粗精矿采用摇床精选;钽铌矿泥采用离心选矿机或多层翻床粗选,粗精矿采用皮带溜槽结合矿泥摇床精选。此流程有两个特点,一是实行阶段磨矿,多段重选,尽量使有用成分不过粉碎;二是在摇床处理以前,物料通过极窄的分级,尽早回收单体解离的矿物。重选流程投资少成本低,但对矿泥选别效率低。

(2) 浮选法

浮选法多与重选结合起来用于钽铌矿泥的选别,以减少钽铌矿在矿泥中的损失并提高钽铌精矿品位。浮选前一般先用小直径旋流器或离心选矿机脱泥。浮选的选别指标高,但药剂耗量大、生产成本高。浮选方法常用于钽铌精矿的分离。如用油酸或米糠油酸作捕收剂,碳酸钠作调整剂,硅酸钠、硫化钠作抑制剂,浮出独居石,可使钽铁矿(铌铁矿)与独居石分离;用烷基硫酸钠作捕收剂,用氟硅酸钠作抑制剂在酸性条件下浮出锡石,可使细晶石与锡石分离;用油酸钠作捕收剂,氯化铅、水玻璃或氯化铅、草酸作调整剂,能将铌铁矿与锆英石分开。

(3) 磁选法

钽铌铁矿都具有磁性,根据钽铁矿、铌铁矿和石榴子石、电气石的比磁化系数不同(石榴子石、电气石中因Fe的含量变化导致比磁化系数变化),在不同磁感应强度的磁场中分离出石榴子石、电气石,可获得钽铌精矿。为了提高矿物在磁场中分离的选择性,一般先用酸(固液比为1:2)作短时间(5~15min)处理,以清除矿物表面的铁质。钽铁矿、钽铁矿与无磁性锡石分离,可采用磁选法。

(4) 电选法

如钽铁矿—铌铁矿与石榴子石分离,先将物料进行窄级别筛分分级,然后分别加温,在复合电场中进行电选;粗粒级用低电压、大极距、慢转速,细粒级用高电压、小极距、快转速,可将钽铁矿—铌铁矿与石榴子石分开。

2. 研究的基本内容与方案

2.1 基本内容:

主要针对某钽铌矿原矿性质进行研究,综合考虑选别效率,选取合适的选别手段,实现有价金属元素的综合回收。最终目标:钽铌精矿品位40%,锆英石品位60%和锡石品位30%。其中包括:

(1) 原矿岩矿矿物鉴定;

(2) 探索经济合理的选别手段;

(3) 对效果理想的技术流程进行联合作业,最终形成选矿闭路作业;

(4) 核算闭路产品产量、品位和回收率,为工业应用提供参考。

2.2 技术方案:

利用重选、磁选和浮选对钽铌矿加以试验,选取一个合理的联合流程进行闭路作业:

(1)钽铌矿试样用摇床进行选别;

(2)钽铌矿试样用跳汰机进行选别;

(3)钽铌矿试样用高梯度磁选进行选别:

(4)钽铌矿试样用浮选进行选别;

(5)由以上流程选择合适的联合流程进行联合闭路作业,实现钽铌矿有价金属的综合回收。

3. 研究计划与安排

2016.2:原矿岩矿矿物鉴定;

2016.3~2016.4:钽铌矿的重选、磁选和浮选流程实验;

2016.5:钽铌矿的联合流程作业;

2016.6提交论文。

4. 参考文献(12篇以上)

[1] 吕子虎,卫敏,吴东印,赵登魁.钽铌矿选矿技术研究现状[J].矿产保护与利用,2010(5).

摘要: 简单介绍了我国钽铌矿的资源概况,国内外钽铌矿选矿技术的研究现状,最后展望了钽铌矿选矿技术的发展及研究方向。

[2] 高玉德,邹霓,董天颂. 钽铌矿资源概况及选矿技术现状和进展[J].广东有色金属学报,2004(2).

摘要:我国的钽占世界储量的20%,铌占世界储量的1.5%。目前钽铌矿的选矿多以重选为主,但重选法选别细粒钽铌矿的回收率非常低。对细粒钽铌矿,一般采用浮选,其中比较有效的捕收剂有脂肪酸类、胂酸类、膦酸类、羟肟酸类和阳离子型捕收剂。

[3] 蒋海勇,戴惠新,杨伟林,于慧敏. 钽铌矿精选的研究现状[J].矿产综合利用,2015(5).

摘要: 钽铌矿普遍存在品位较低,嵌布粒度较细、性脆易碎、矿物组分复杂等特点,因此钽铌矿石的选矿往往先进行粗选富集,粗精矿再精选获得合格产品。目前,钽铌矿的精选,重选和磁选工艺仍占主导地位;浮选是回收微细粒钽铌矿物最有效的方法;电选常用来去除杂质和综合回收有用矿物;联合工艺是分选钽铌粗精矿最有效的精选工艺;选冶联合既能提高钽铌矿的品位与回收率,又能综合回收利用其他有价元素,将是今后重要的研究方向。

[4] 高玉德,邹霓,董天颂.细粒钽铌矿选矿工艺流程及药剂研究[J].有色金属(选矿部分),2004(1).

摘要:本工艺先采用湿式高梯度磁选机预先丢弃70%以上的低品位尾矿,再用苯甲羟肟酸与辅助捕收剂WT2组合浮选细粒级钽铌矿,当浮选给矿品位Ta2O50.029%,可获得品Ta2O50.882%、回收率88.45%的浮选精矿,基本解决了细粒级钽铌矿回收技术难题。将浮选精矿用弱磁—浮硫—重选方法进一步分离获得品位Ta2O513.53%的钽铌钨精矿,作业回收率89.25%,对浮选给矿回收率78.94%。

[5] 周少珍,孙传尧. 钽铌矿选矿的研究进展[C].西部矿产资源开发利用与保护学术会议论文集,2002.

摘要:从分析钽铌矿的特点及其主要的选矿方法和工艺流程出发,综合评述了钽铌矿选矿的研究进展,并重点叙述了钽铌矿浮选捕收剂和调整剂的研究成果。指出实际选别钽铌矿以重选法居多,阶段磨矿、阶段选别是钽铌矿重选的主体流程;钽铌矿选矿的关键问题是需要强化钽铌矿泥的回收,钽铌矿的浮选研究主要着重于高效浮选药剂,需要解决的是捕收剂的捕收能力和选择性问题。

[6] 刘霞.湖南某钽铌矿综合利用[J].矿产综合利用,2015(5).

摘要:针对湖南某大型低品位钽铌矿,通过矿石工艺矿物学和综合回收工艺研究,采用磁选-分级-重选-浮选联合工艺进行全流程试验,可获得钽铌精矿、云母、石英、长石和硫化矿混合精矿等产品,资源综合利用率达75%左右,大幅度减少尾矿堆存量,使该低品位钽铌资源的开发利用成为可能,具有重要的现实意义。

[7] 李新冬,黄万抚,肖芫华,张平. 某钽铌矿钽铌资源综合回收试验研究[J]. 矿业研究与开发,2012(5).

摘要:钽铌矿性质复杂,伴生矿物多,钽铌回收率较低。为提高某钽铌矿山浓密机底流、锂云母精矿、螺旋分级机返砂中钽铌的综合回收率,分别进行了离心机-摇床、摇床、浮重工艺流程回收钽铌3个工艺试验研究,结果表明:3个工艺分别使钽铌的回收率达到59.51%、16.48%和60.85%,实现了钽铌资源的有效回收。

[8] 杨秀丽.难分解钽铌矿低碱分解新工艺及应用基础研究[D]. 昆明理工大学, 有色金属冶金,2013.

摘要: 钽、铌属于稀有高熔点金属,其金属和合金已被广泛应用于钢铁、电子等高新技术领域。从钽铌矿中提取钽、铌及其化合物的关键是矿石的分解和钽、铌的分离。现今工业上广泛使用的钽铌提取方法为氢氟酸法,但该方法用于处理低品位难分解钽铌矿,分解率仅为85%左右,且每吨矿消耗氢氟酸6-8吨,酸耗量较大,同时氟污染严重。为此,中国科学院过程工程研究所开拓了亚熔盐法钽铌矿清洁生产新工艺,使难分解钽铌矿分解率较氢氟酸法提高10%以上,且从源头削减了氟污染。本论文在亚熔盐法钽铌清洁生产工艺的研究基础上,通过对钽铌在碱介质中反应行为的进一步探讨,提出了难分解钽铌矿低碱分解短流程清洁节能新工艺,并重点开展了钽铌矿低碱分解过程及钽铌低酸矿浆萃取分离过程基础研究与过程优化。

[9] 马驰,卫敏,卞孝东,朱慧娟,孙红惠,王守敬.江西横峰特大型钽铌矿工艺矿物学研究[J].稀有金属,2012(5).

摘要:对江西横峰特大型钽铌矿,通过光学显微镜、人工重砂、X射线衍射分析以及电子探针分析,确定了该矿主要矿物的组成及含量,详细研究了钽铌铁矿类矿物的化学成分、粒度和嵌布特征,以及钽、铌等元素的赋存状态。该矿含钽、铌的矿物种类复杂多样,钽铌铁矿的粒度为一般在0.044~0.300 mm之间。钽铌铁矿类矿物有两种嵌布形式,粒间分布占73.92%,呈包裹体分布的占26.08%。钽铌铁矿类矿物主要为为铌铁矿、钽铁矿、铌锰矿3个矿物种,以富铁和富铌类占多数,有一定量的钛、锡等元素混入。富含锡、钛的钽铁矿变种SnO2的平均含量在9.88%,含TiO2的平均含量为7.22%。根据金属量平衡结果确定,该矿钽、铌主要集中在钽铌铁矿类矿物和细晶石中,主要分散分布在铁锂云母、锡石、闪锌矿和长石等矿物中,Nb2O5的集中系数为82.83%,Ta2O5的集中系数为55.10%。在该研究的基础上,选矿工艺制定了合理的流程,取得了良好的选矿指标。

[10] 岳紫龙,李宏建,周亚飞. 江西某担妮矿浮选药剂调整研究[J].中国矿山工程,2006(5).

摘要:介绍了江西某钽铌矿为了提高锂云母精矿品位和回收率,对浮选药剂进行了探讨和改造,取得了预期的效果。

[11] 张成强,张红新,李洪潮,王守敬. 非洲某钽铌砂矿矿石性质及预选工艺研究[J].金属矿山,2015(2).

摘要:为了给中国某矿业公司开发非洲某钽铌砂矿提供依据,首先对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,结果表明:矿石中钽、铌的含量分别达到了97.4 g/t和1 044.2 g/t,远远超过了工业开采指标要求;有用矿物除铌铁矿外,还伴生钛铁矿、锡石、锆石以及独居石、钍石等,脉石矿物则主要为石英、长石;有用矿物嵌布粒度较粗,且基本都已经单体解离,同时它们与石英、长石的重选分离难易度处于"较易"范围;矿石中 3 mm粒级的产率达21.10%,但钽、铌在其中的分布率只有3.04%和1.33%。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿按3 mm筛分抛尾、筛分精矿跳汰抛尾、跳汰精矿按0.5 mm分级摇床精选的工艺流程进一步进行了预选试验,获得了预选精矿产率为0.71%,Ta2O5、Nb2O5、Sn、Zr O2品位分别为1.21%、12.93%、7.12%、14.97%,相应回收率分别为89.45%、90.04%、87.16%、70.58%的较好指标,并使钛、钍、铪、铈也得到了富集。下一步将对预选精矿开展有用矿物互相分离的深选试验。

[12] 汪加军,王晓辉,张盈,郑诗礼. 含钽铌废渣中钽铌资源的综合回收工艺研究[J]. 稀有金属,2015(3).

摘要:对从含钽铌废渣中综合回收钽、铌的新工艺进行了研究。开发了低碱分解-水浸、稀酸预处理、氢氟酸转型浸出的湿法冶金工艺路线,通过实验确定了最佳工艺条件。其中低碱分解-水浸工艺条件为:碱渣质量比0.6∶1.0、反应温度800℃、反应时间1h,添加剂NaCl添加量为渣量的12%,水浸温度90℃,液固比6∶1,时间0.5 h。低碱分解过程中钽和铌的转化率分别为92.3%和98.2%。稀酸预处理后大部分杂质被脱除,钽、铌相对于原渣富集近5倍。转型浸出工艺条件为:硫酸用量为渣量的0.8倍,氢氟酸用量为渣量的0.6倍,反应温度为90℃,液固比为5∶1,反应时间为4h,钽和铌的浸出率分别为99.80%和99.86%,终渣中钽和铌含量分别降至0.03%和0.01%。在最优条件下可得到含Ta2O59.50g·L-1和Nb2O52.86g·L-1的酸浸出液,可直接与现行工业生产中的钽铌萃取分离工艺衔接。全流程钽和铌回收率分别可达98.37%和99.15%。该工艺流程简单,操作条件温和,生产成本较低,具有显著的社会和经济效益。

[13] 张斌华,王湘桂. 南平钽铌矿尾矿的综合利用及效益[J]. 矿业快报,2008(11).

摘要: 分析了南平钽铌矿近几年在尾矿资源化利用方面的科研和生产成果,及所取得的经济和社会效益。

[14] 程征,伍喜庆,杨平伟. 我国钽铌资源的特征及选矿技术[J]. 金属矿山, 2013(7).

摘要: 介绍了我国钽铌资源单一矿床少、共伴生矿床多、矿石品位低、钽铌矿物与其他矿物密切共生、钽铌矿床区域分布高度集中等突出特点。根据钽铌矿物与其他矿物密度的差异,以及钽铌矿物嵌布粒度的粗细等特点,归纳总结了钽铌矿物的回收工艺:对仅钽铌矿物密度大,且钽铌矿物嵌布粒度较粗的矿石,通常采用以重选为主的分选工艺;对有多种矿物密度大,且钽铌矿物嵌布粒度较粗的矿石,多采用重选与磁选、电选等相结合的分选工艺;对有多种矿物密度大,且钽铌矿物嵌布粒度较细的矿石,多采用以浮选为主的分选工艺。

[15] 王盘喜,包民伟. 我国钽铌等稀有金属矿概况及找矿启示[J].金属矿山,2015(6).

摘要: 系统总结了我国钽铌等稀有金属矿的勘查进展、禀赋特点、典型矿床矿物组成及找矿标志,得出以下结论:1作为新兴战略矿产资源,钽铌等稀有金属矿产资源无法满足国内需求,"十三五"期间我国将加大对稀有金属矿产的勘查力度;2钽铌等稀有金属矿床具有分布集中,单一矿床少、共伴生矿床多,品位低、储量大,物质组成复杂等特点;3不同地区、不同类型的钽铌等稀有金属矿床有不同的找矿标志,但几乎所有钽铌等稀有金属矿床与钠长石化密切相关,大部分矿床具有放射性异常,小岩体在找矿过程中具有重要意义;4在钽铌等稀有金属矿勘查过程中应加强物质组成研究,进行综合勘查,重视综合利用及经济评价。上述结论有助于避免地质找矿的盲目性,减少呆滞矿,对于我国拟开展的"三稀(稀有、稀土和稀散元素)"矿产调查工作具有一定的借鉴价值。

[16] Zhi-Tao Yuan,Ji-WeiLu,Hui-Fang Wu,Jiong-Tian Liu. Mineralogicalcharacterization and comprehensive utilization of micro-fine tantalum–niobiumores from Songzi [J]. RareMetals,2015(4).

摘要: Themineralogical characteristics of tantalum–niobium ores from Songzi wereinvestigated using mineral liberation analyzer(MLA) and chemical analysis. Inparticular, the chemical composition, phase composition,particle size, anddissemination characteristics of the ores were studied in detail. Resultsshow that Ta2O5 and Nb2O5have grades of 0.013 % and 0.011 %, respectively.Themain valuable minerals in the ores are tantalite, columbite,tantalum–niobite, and microlite, and the gangue minerals associated withtantalum–niobium minerals mainly include quartz, kaolinite, illite, feldspar,and mica among others. The minerals are embedded in a complex manner.Tantalum–niobium minerals with most particle sizes of-0.040 mm aredisseminated in minerals, such as mica, illite, quartz, and partiallyintergrown with topaz and zircon, where they could not be easily liberated.Thus, the ores are classified as low-grade, micro-fine, and refractorytantalum–niobium ores. Based on this consideration, the process ofclassification–gravity concentration–magnetic separation–middlings regrindingand gravity concentration are finally determined and satisfactory indices areobtained.Two rough concentrates are produced: Concentrate I has Ta2O5 andNb2O5grades of 7.0292 % and 3.546 %,respectively, as well as recovery of49.42 % and 35.46 %.By comparison, Concentrate II has Ta2O5 and Nb2O5gradesof 7.0292 % and 3.546 %, respectively, as well as recovery of 49.42 % and35.46 %.

[17] Biao Wu,He Shang,Jian-Kang Wen. Sulfuricacid leaching of low-grade refractory tantalum–niobium and associated rareearths minerals in Panxi area of China[J]. RareMetals,2015(3).

摘要: Bymineral liberation analyzer(MLA) automated quantitative system, theniobium–tantalum ore in this study was classified as refractory mineral oflow-grade which was mainly composed of fergusonite, polycrase, ilmenorutile,and bastnasite. Most of niobium and rare earth metals were disseminated inthese minerals(particle sizes of 95% rare earth elements40μm), whichcannot be concentrated through traditional floatation process and treated bythe current hydrofluoric acid leaching in industry application. It isnecessary to develop a new approach to recovery these valuable metals. Inthis study, an improved method is proposed to extract these metals, whichincludes acid roasting and sulfuric acid leaching. The influence of mineralogy,acid concentration, leaching temperature, leaching time, and liquid to solidratio was experimentally studied. It is observed that after the groundore(-74μm) was roasted at 350 °C for 2 h with sulfuric acid(18.4 mol·L-1) inthe ore to acid mass ratio of 1:1,and then the roasting residue reacted with25% sulfuric acid at 90 °C for 2h, the recovery rate of rare earth elementsreaches[90%, and the leaching extent of niobium can reach 84%.

[18] 周宏明,郑诗礼,张懿. Kinetic Investigations on the Leaching of Niobium froma Low-Grade Niobium-Tantalum Ore by Concentrated KOH Solution[J]. Chinese Journal of Chemical Engineering,2004(2).

摘要: Theleaching kinetics of niobium from a low-grade niobium-tantalum ore byconcentrated KOH solu-tion under atmospheric pressure has been studied.Significant effects of reaction temperature, KOH concentration, stirringspeed, particle size and inass ratio of alkali-to-ore on the dissolution rateof niobium were examined. The experimental data of the leaching rates and theobserved effects of the relevant operating variables were well in-terpretedwith a shrinking core model under diffusion control. By using the Arrheniusexpression, the apparent activation energy for the dissolution of niobium wasevaluated. Finally, on the base of the shrinking core model, the rateequation was established.

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