通過磁化焙燒-磁選-酸浸從粗鈮精礦中富集鈮的試驗(yàn)研究-礦物加工工程專業(yè)-本科畢業(yè)論文

內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)論文I通過磁化焙燒-磁選-酸浸從粗鈮精礦中富集鈮的試驗(yàn)研究摘要鈮是一種重要的戰(zhàn)略資源，在諸多工業(yè)領(lǐng)域均有其重要應(yīng)用。我國(guó)鈮資源總量十分豐富，白云鄂博礦中鈮儲(chǔ)量占我國(guó)鈮儲(chǔ)量的95%，但是鈮的嵌布粒度細(xì)、品位低、含鈮礦物種類多等原因造成了白云鄂博礦中鈮資源綜合利用至今尚未實(shí)現(xiàn)工業(yè)化。本文在前人工作的基礎(chǔ)上，進(jìn)行了“還原焙燒—磁選—酸浸”工藝從粗鈮精礦中富集鈮的試驗(yàn)研究。以活性炭為還原劑進(jìn)行了還原焙燒，用磁選管進(jìn)行磁選，考察了還原溫度、還原時(shí)間和磁選激磁電流對(duì)鐵精礦指標(biāo)的影響。結(jié)果表明，在750℃還原45min，粗鈮精礦中絕大部分赤鐵礦被還原為磁鐵礦，還原度接近理論值。還原礦在1.2A激磁電流下進(jìn)行磁選，得到最佳精礦指標(biāo)：鐵品位為60.80%，收率為98.81%。經(jīng)磁選，79.36%的鈮留在尾礦中,Nb2O5品位達(dá)到10.45%。尾礦用鹽酸進(jìn)行酸浸，絕大部分鈮礦物留在浸渣中，浸渣Nb2O5品位達(dá)到19.67%，較原礦的富集比為6.43，收率為73.29%。關(guān)鍵詞：還原焙燒磁選酸浸粗鈮精礦TheexperimentalresearchoftheextractionofNbfromcoarseniobiumconcentratesbyMagnetizedroasting-Magneticseparation-acidleachingAbstractNiobiumisanimportantstrategicresourcesandithasimportantapplicationinmanyindustryfields.NiobiumreserveinBaiyunebomineisover95%ofthetotalamountofChina.Butthefinedisseminatedextent,lowgrade,avarietyofniobiummineralcauseBaiyunebooreresourcescomprehensiveutilizationhasyettorealizeindust-realization.Basedonthebasisofpreviouswork,theexperimentalresearchoftheextractionofNbfromcoarseniobiumconcentratesbymagnetizedroasting-magneticseparation-acidleachingisdone.Atfirst,theorearemagnetizedroastingwithC,thenseparatedbymagnetictube.Theeffectsofreductiontemperature,timeandexcitationcurrentisinspected.Theresultsshowedthatthereductivedegreetothetheoreticalvalueasmosthematitewasreducedtomagnetitefor45minat750℃.Whentheexcitationcurrentis1.2A,themaximumextractionofiron(β=60.80%，γ=98.81%)wasachieved.Afterseparate,79.36%ofniobiumstaytailingsandcontains10.45%Nb2O5.Withhydrochloricacidleachingtailingsonmostofniobiummineralsstayleachingresiduewhichcontains19.67%Nb2O5.TheNb2O5contentintheresidueis6.43timesofthatintheoriginalironore,γ=73.29%Keywords:reductionroasting,magneticseparation,acidleaching,thickniobiumconcentrate目錄摘要 IAbstract II第一章緒論 -1-1.1本課題的研究背景 -1-1.2本課題研究的前景 -1-1.3本課題研究的意義 -2-第二章文獻(xiàn)綜述 -3-2.1鈮的特性及應(yīng)用 -3-2.2白云鄂博鈮資源的基本特征 -4-2.3白云鄂博鈮資源綜合利用現(xiàn)狀 -6-2.4本課題的提出及研究?jī)?nèi)容 -9-第三章實(shí)驗(yàn) -11-3.1實(shí)驗(yàn)設(shè)備與原料 -11-3.1.1實(shí)驗(yàn)主要設(shè)備 -11-3.1.2實(shí)驗(yàn)原料 -11-3.2實(shí)驗(yàn)原理 -11-3.2.1磁化焙燒 -11-3.2.2磁選 -12-3.2.3浸出 -12-3.3實(shí)驗(yàn)方法 -12-3.4實(shí)驗(yàn)結(jié)果及討論 -14-3.4.1溫度和時(shí)間對(duì)還原度的影響 -14-3.4.2激磁電流對(duì)精礦指標(biāo)的影響 -16-3.4.3還原溫度和時(shí)間對(duì)精礦指標(biāo)的影響 -16-3.4.4鈮在磁選過程中的走向 -18-3.4.5酸浸對(duì)磁選尾礦鈮品位的影響 -19-3.5結(jié)論 -19-參考文獻(xiàn) -21-附錄 -23-致謝 -33-第一章緒論1.1本課題的研究背景鈮是一種十分重要的金屬,廣泛應(yīng)用于冶金、航空航天、電子、光學(xué)、原子能以及超導(dǎo)材料等高技術(shù)領(lǐng)域,并在許多尖端科技領(lǐng)域中發(fā)揮著重要作用。隨著工業(yè)的不斷發(fā)展和完善，鈮必將越來越受到人們的普遍關(guān)注和重視。世界鈮氧化物資源儲(chǔ)量為2500萬噸，這些鈮資源主要分布在巴西、中國(guó)、加拿大等國(guó)家。我國(guó)鈮資源儲(chǔ)量居世界第二位，其中白云鄂博鈮資源儲(chǔ)量占我國(guó)鈮資源儲(chǔ)量的95%，其遠(yuǎn)景儲(chǔ)量達(dá)660萬噸，工業(yè)儲(chǔ)量為157萬噸[1]。白云鄂博礦床的鈮資源具有儲(chǔ)量大、分布廣、含鈮品位低、嵌布粒度細(xì)、鈮的分散程度高、含鈮礦物種類多等特點(diǎn)。自從20世紀(jì)60年代以來，國(guó)內(nèi)許多高等院校和科研院所都對(duì)白云鄂博礦床鈮資源的開發(fā)利用做了大量的研究工作，取得了一定的進(jìn)展。60年代后期,對(duì)都拉哈拉東部接觸帶磁鐵礦化白云巖和都拉哈拉白云巖型稀土、鈮礦石進(jìn)行小型試驗(yàn)研究工作,主要工藝為“重選—浮選”和“浮選—磁選”等。20世紀(jì)70年代，對(duì)主、東礦中貧氧化礦石在回收鐵、稀土的同時(shí)，也開展回收鈮的工作，使鈮礦物率先富集到鐵精礦中，然后經(jīng)過冶煉工藝后鈮進(jìn)入平爐爐渣中，爐渣作為鈮鐵生產(chǎn)的原料。20世紀(jì)80年代初，根據(jù)含鈮鐵精礦中鈮品位的高低，采用不同的回收利用鈮資源的方法；20世紀(jì)80年代末，長(zhǎng)沙礦冶研究院設(shè)計(jì)了“弱磁—強(qiáng)磁—浮選”方案[3]，使得從強(qiáng)磁中礦浮選稀土的尾礦中綜合回收鈮的研究工作成為可能。1994年，包鋼與長(zhǎng)沙礦冶研究院共同合作在包鋼礦山研究所試驗(yàn)廠做了以浮選稀土尾礦為原料的選鈮工業(yè)分流試驗(yàn)。但是該工藝并沒有實(shí)現(xiàn)工業(yè)化，白云鄂博鈮資源沒有得到工業(yè)應(yīng)用，因此找到一種合理的選礦工藝使得白云鄂博鈮資源工業(yè)化，緩解我國(guó)鈮資源利用的短缺勢(shì)在必行。1.2本課題研究的前景鈮是一種稀有金屬，不可再生，而且世界上的鈮資源分布很是不均勻，其中巴西、加拿大和中國(guó)占百分之九十多。巴西和加拿大的含鈮資源的礦物粒度粗，易于富集，而我國(guó)的鈮資源品位低，嵌布粒度細(xì)，礦物成分復(fù)雜，富集成本高。然而隨著經(jīng)濟(jì)的發(fā)展，我國(guó)所需的鈮資源越來越多，鈮資源的進(jìn)口價(jià)格越來越高，再加上鈮資源已被各國(guó)作為戰(zhàn)略資源而開采，所以積極開發(fā)我國(guó)白云鄂博的鈮資源，使其盡快工業(yè)化對(duì)我國(guó)的經(jīng)濟(jì)、國(guó)防等方面有很多的益處。1.3本課題研究的意義鈮是一種具有廣泛用途和戰(zhàn)略價(jià)值的稀有金屬，它在國(guó)民經(jīng)濟(jì)諸多重要部門發(fā)揮著重要作用。我國(guó)白云鄂博礦為多金屬富含稀土、鈮、鐵和螢石礦，是世界第二大鈮礦石資源基地。鐵和稀土已回收利用，鈮礦由于其貧、細(xì)、雜的特點(diǎn)，綜合回收難度非常大，經(jīng)過近半個(gè)世紀(jì)的研究，與鐵、稀土的開發(fā)利用相比，鈮資源綜合利用水平嚴(yán)重落后?，F(xiàn)在每年隨鐵礦石開采出的五氧化二鈮達(dá)1.3萬噸未進(jìn)行回收，白白地流入尾礦，造成鈮資源的浪費(fèi)。目前，生產(chǎn)上利用的鈮只有經(jīng)冶煉工藝冶煉的低級(jí)鈮鐵，且只占鈮資源綜合利用的1.32%。因此，為扭轉(zhuǎn)我國(guó)鈮資源大部分需要進(jìn)口的局面，充分開發(fā)利用白云鄂博礦的鈮資源具有重大的現(xiàn)實(shí)意義[5]。包鋼選礦廠一、三系列是采用長(zhǎng)沙礦冶研究院研究開發(fā)的弱磁—強(qiáng)磁—浮選工藝改造而成的，是包鋼選礦廠處理中貧氧化礦的主要生產(chǎn)系列，產(chǎn)品為鐵精礦和稀土精礦。鈮在其中的強(qiáng)磁中礦選稀土尾礦中得到一定富集。因此，國(guó)家將從包鋼選礦廠一、三系列弱磁—強(qiáng)磁—浮選稀土尾礦中選鈮作為“八·五”科技攻關(guān)項(xiàng)目，組織十余家科研院所和高校進(jìn)行研究攻關(guān)，取得了突破性的進(jìn)展，首次在工業(yè)生產(chǎn)條件下，從白云鄂博原礦的生產(chǎn)流程中選出了含鈮（Nb2O5）3%左右的粗鈮精礦。然而，粗鈮精礦在工業(yè)上不能直接應(yīng)用。因此，對(duì)粗鈮精礦進(jìn)行了工業(yè)分流試驗(yàn)，生產(chǎn)了不同品級(jí)的鈮精礦17t，首次在工業(yè)生產(chǎn)條件下得到具有實(shí)用價(jià)值的鈮精礦。但是，由于經(jīng)濟(jì)成本的原因，該成果未能實(shí)現(xiàn)工業(yè)化。鑒于上述事實(shí)，本課題提出通過磁化焙燒—磁選—酸洗從粗鈮精礦中回收鐵、富集鈮的新工藝。以期實(shí)現(xiàn)白云礦中鈮資源的工業(yè)化，緩解我國(guó)進(jìn)口鈮資源的困難局面。因此，如果本課題能夠?qū)嶒?yàn)成功，具有很大的現(xiàn)實(shí)意義。

第二章文獻(xiàn)綜述2.1鈮的特性及應(yīng)用鈮是一種金屬元素，化學(xué)符號(hào)Nb，原子序數(shù)41，原子量92.90638，屬周期系ⅤB族。鈮是灰白色金屬，熔點(diǎn)2468℃，沸點(diǎn)4742℃，密度8.57克／立方厘米。室溫下鈮在空氣中穩(wěn)定，在氧氣中紅熱時(shí)也不被完全氧化，高溫下與硫、氮、碳直接化合，能與鈦、鋯、鉿、鎢形成合金。不與無機(jī)酸作用，也不溶于王水，但可溶于氫氟酸。鈮的氧化態(tài)為－1、＋2、＋3、＋4和＋5，其中以＋5價(jià)化合物最穩(wěn)定。鈮在地殼中的含量為0.002％，主要含鈮礦物有鈮鐵礦〔（Fe，Mn）（Nb，Ta）2O6〕、燒綠石〔（Ca，Na）2（Nb，Ta，Ti）2O6（OH，F(xiàn)）〕和黑稀金礦、褐釔鈮礦、鉭鐵礦、鈦鈮鈣鈰礦等。鈮具有高熔點(diǎn)、耐腐蝕性強(qiáng)、吸氣性好、超導(dǎo)性等獨(dú)特性能。因此，鈮產(chǎn)品的應(yīng)用已涉及到諸多工業(yè)領(lǐng)域。下面簡(jiǎn)要介紹一下鈮在不同工業(yè)領(lǐng)域中的應(yīng)用。（1）鋼鐵工業(yè)中的應(yīng)用[9]鈮在鋼鐵工業(yè)中，可以作為鋼鐵的添加劑，其消耗量占全部鈮消耗量的80%—90%。目前，含鈮的合金鋼有高強(qiáng)度低合金鋼（HSLA）,不銹鋼和耐熱鋼等，其中以高強(qiáng)度低合金鋼的用鈮量占得比重為最大。此種鋼廣泛用于汽車工業(yè)、石油和天然氣工業(yè)等。（2）光學(xué)和電子學(xué)方面的應(yīng)用含Nb2O510%—30%的光學(xué)玻璃具有很高的折射率，而且保持著和普通光學(xué)玻璃相同的密度。這種玻璃用于制作高質(zhì)量的透鏡，如照相機(jī)、影印裝置和眼科用的透鏡，還可用來作眼鏡。據(jù)估計(jì)，光學(xué)玻璃每年消耗Nb2O5約50噸，最大的市場(chǎng)是日本。“晶體”級(jí)Nb2O5是制作鈮酸鋰單晶的原料。鈮酸鋰具有一些非常有用的壓電和電子光學(xué)性能。如可作各種濾波器、延時(shí)線路和其他裝置，在軍事上被用來作激光探測(cè)器和通信系統(tǒng)。（3）作為超導(dǎo)體的應(yīng)用近些年來，鈮的超導(dǎo)性引起了人們的重視，先后研制出了NbTi、Nb3Sn等超導(dǎo)合金。在高能物理和聚變研究中和磁共振成像中NbTi作為超導(dǎo)的一個(gè)組份得到廣泛的應(yīng)用。在磁聚變發(fā)電和磁流體發(fā)電設(shè)備中也有鈮的應(yīng)用。（4）作超耐熱合金超耐熱合金是指含鈮的鎳基、鈷基和鐵—鎳基合金。很多年來，這種合金的含鈮量最多達(dá)5%。摻鈮能強(qiáng)化合金，因它在合金中形成穩(wěn)定的碳化物，但它幾乎不能形成在很高溫度下強(qiáng)化合金所需的固溶體，所以它只適合于做中溫合金。這種合金主要用來做噴氣發(fā)動(dòng)機(jī)、船舶和電站燃?xì)鉁u輪機(jī)的部件，而且這種合金已擴(kuò)展到高溫應(yīng)用。2.2白云鄂博鈮資源的基本特征我國(guó)鈮資源非常豐富,儲(chǔ)量居世界第二位,僅次于巴西,主要分布在包頭的白云鄂博、廣西的泰美、栗木、江西的宜春和新疆的可可托海等地，其中白云鄂博鈮資源儲(chǔ)量最大，占我國(guó)鈮資源儲(chǔ)量的95%，其遠(yuǎn)景儲(chǔ)量達(dá)660萬t，工業(yè)儲(chǔ)量為157萬t。白云鄂博礦床的鈮資源具有下面一些基本特征[4]：(1)儲(chǔ)量大。五氧化二鈮的遠(yuǎn)景儲(chǔ)量660萬t，工業(yè)儲(chǔ)量157萬t，其中主礦鐵礦體內(nèi)58.7萬t，東礦鐵礦體29.5萬t。(2)分布廣。主、東礦鐵礦體中含有鈮，待開采的西礦鐵礦體中也含有鈮，主、東礦上盤、東部接觸帶、西礦白云巖中也含有鈮，而且這部分圍巖中鈮含量較高。(3)含鈮品位低。主、東礦鐵礦體礦石中含Nb2O50.068%—0.14%,東部接觸帶2#礦體礦石中含Nb2O50.2%—0.25%。(4)各礦段鈮礦物嵌布粒度普遍小于20μm，部分小于3μm。2#礦體的鈮礦物嵌布粒度相對(duì)較粗，一般均在2μm以上。(5)鈮的分散程度較高。約有15%的鈮呈類質(zhì)同象或極小的包裹體賦存于鐵礦物、稀土礦物和含鈮硅酸鹽礦物中。(6)鈮礦物種類多，且主要含鈮礦物的物理化學(xué)性質(zhì)不盡相同，可選性差異大，而鈮礦物與其他礦物之間共生關(guān)系密切，可選性差異小，從而增加了選礦難度。白云鄂博礦床中鈮礦物共有18種［6］，分別是鈮鐵金紅石、鈮鐵礦、鈮錳礦、黃綠石、易解石、釹易解石、鈮易解石、鈮釹易解石、富鈦釹易解石、鈮鈣礦、褐鈰鈮礦、β-褐鈰鈮礦、褐釹鈮礦、β-褐釹鈮礦、釹褐釔鈮礦、褐釔鈮礦、β-褐釹鈦礦、包頭礦等。其中主礦、東礦礦體中鈮礦物主要是鈮鐵礦、鈮鐵金紅石、易解石。西礦礦體以及西礦圍巖、板巖中鈮礦物主要是鈮鐵礦。波羅頭山鈮礦物主要是易解石、鈮鐵礦。東部接觸帶1#礦體、3#礦體鈮礦物主要是黃綠石和鈮鈣礦，東部接觸帶2#礦體鈮礦物主要是黃綠石和鈮鈣礦[7]。經(jīng)研究分析，白云鄂博礦中含鈮礦物主要為鈮鐵礦、黃綠石、鈦鐵金紅石和易解石四種。經(jīng)過多年的工藝礦物學(xué)研究表明：不同種類的鈮礦物產(chǎn)于不同的礦體和部位，其嵌布粒度相差很大，易解石嵌布粒度較粗，但它屬低鈮礦物，在鈮礦物中占的比例較?。烩夎F礦、黃綠石、鈦鐵金紅石等嵌布粒度較細(xì)，其中鈦鐵金紅石屬低含鈮礦物，但在鈮礦物中所占比例較大；鈮鐵礦和黃綠石雖屬高含鈮礦物，但在鈮礦物中所占比例較小，且這四種含鈮礦物的物理化學(xué)性質(zhì)差異較大[8]。包鋼選礦廠一、三系列是采用長(zhǎng)沙礦冶研究院研究開發(fā)的弱磁—強(qiáng)磁—浮選工藝改造而成的，是包鋼選礦廠處理中貧氧化礦的主要生產(chǎn)系列，產(chǎn)品為鐵精礦和稀土精礦。鈮在其中的強(qiáng)磁中礦選稀土尾礦中得到一定富集。因此，稀土浮選尾礦是目前回收白云鄂博主東礦鈮資源的主要目標(biāo)礦物。通過對(duì)稀選尾礦進(jìn)行粒度分級(jí)及Nb2O5分析，Nb2O5在不同粒級(jí)中的分布狀況見表2.1[19]。從表可知，w（Nb2O5）隨粒級(jí)的變化不像鐵、稀土那樣出現(xiàn)明顯的貧化、富集現(xiàn)象，但總的趨勢(shì)為隨著粒度的變細(xì)w（Nb2O5）有所增高。在＜30μm粒級(jí)中w（Nb2O5）的占有率為21.56%。鈮的這種隨粒級(jí)的質(zhì)量分?jǐn)?shù)及分布特征為鈮的選別回收帶來了較大困難[18]表2.1稀土區(qū)尾礦不同粒級(jí)中w（Nb2O5）及分布特征，%粒徑/μm+74-74—+50-50—+40-40—+30-30—+20-20—+10-10合計(jì)產(chǎn)率13.299.8713.4510.1723.5214.1015.61100.01質(zhì)量分?jǐn)?shù)00.28分布量0.02390.02170.02420.01630.04460.02820.04370.2027分布率11.7910.7111.948.0422.0513.9121.56100.00一種資源是否可以有效回收利用，除取決于它所在給礦的性質(zhì)，即給礦礦物組成、礦物粒度、元素賦存狀態(tài)、元素及元素所形成礦物含量、以及礦物的解離、嵌布特征等外，還取決于這種元素所形成礦物的自身的工藝性質(zhì)。表2.2為稀選尾礦中四種主要鈮礦物的各種工藝礦物學(xué)參數(shù)。表2.2稀選尾礦中主要鈮礦物的工藝礦物學(xué)參數(shù)礦物名稱比重（g/cm3）莫氏硬度磁性（*10-6cm3/g）介電常數(shù)可浮性鈮鐵礦5.336.3035.30—41.40＞26.00中等鈮鐵金紅石4.606.0033.30—41.79＞26.00中等偏難黃綠石4.155.302.80—3.108.40中等偏難易解石5.155.5811.70—17.808.12—8.82中等從表2.2可以看出，四種鈮礦物的比重均大于4.0，屬于重礦物，鐵礦物的比重在5.0左右、稀土礦物的比重在4.9—5.5、重晶石的比重在4.3—4.7，這樣它們很難用重選法與同在稀選尾礦中的鐵礦物、稀土礦物及重晶石等礦物分離；從四種鈮礦物的比磁化系數(shù)看，鈮鐵礦、鈮鐵金紅石屬于弱磁性礦物，而黃綠石屬于非磁性礦物，故用磁選法不易將其與同樣具有弱磁性稀土礦物及硅酸鹽礦物分離開；從介電常數(shù)看，四種鈮礦物中鈮鐵礦和鈮鐵金紅石與鐵礦物相近，而黃綠石、易解石又與稀土礦物及其脈石礦物相近的，所以電選也不是理想的分離方法；再從礦物的可浮性看，四種鈮礦物均屬中等或中等偏難浮礦物，與鐵礦物、硅酸鹽礦物類似，采用常規(guī)的浮選方法也很難得到理想的選別效果。由此可見，稀選尾礦中鈮礦物的工藝礦物學(xué)性質(zhì)與脈石礦物差異不大。此外，四種鈮礦物的工藝性質(zhì)互相也存在差異，而且鈮礦物在稀選尾礦中含量低、粒度細(xì)、與其他礦的嵌布關(guān)系復(fù)雜緊密。所有這些內(nèi)外因給鈮的回收利用帶來了很大困難。由于上述原因，白云鄂博鈮資源的利用至今尚未實(shí)現(xiàn)工業(yè)化。為改變我國(guó)鈮資源大部分需要進(jìn)口的局面,研究開發(fā)新技術(shù)、新方法，從而合理、有效、充分地開發(fā)白云鄂博鈮資源具有重要意義。2.3白云鄂博鈮資源綜合利用現(xiàn)狀自從上世紀(jì)60年代以來，國(guó)內(nèi)許多高等院校和科研院所都對(duì)白云鄂博礦床鈮資源的開發(fā)利用做了大量的研究工作，取得了一定的進(jìn)展。（1）重選—反浮選—磁選—化學(xué)選礦[10]白云鄂博礦東部接觸帶2#礦體鈮礦石中鈮鈣礦占鈮礦物總量的75%，黃綠石和鈮鐵礦分別占15%和10%，根據(jù)鈮礦物、鐵礦物和脈石礦物的密度、可浮性的不同，最終確定的選別工藝為重選—反浮選—磁選—化學(xué)選礦。首先將含鈮0.2530%的原礦經(jīng)球磨機(jī)磨至-200目占75%—80%，利用鈮礦物和脈石間密度的差異采用重選法，經(jīng)過一次搖床粗選和一次搖床掃選，獲得含鈮1.67%、回收率34.85%的鈮粗精礦；再將鈮粗精礦磨至-200目93%，經(jīng)反浮選將易浮礦物脫除，反浮沉砂再經(jīng)弱磁選別，獲得含鈮6.16%、回收率24.4%的鈮精礦和含鐵64.9%、回收率26.1%、含鈮0.63%的富鈮鐵精礦。將鈮精礦采用鹽酸將其中的鐵浸出，最終可獲得含鈮15.87%、回收率23.9%的鈮精礦。（2）反浮選—浮鐵—浮鈮—磁選工藝[10-11]稀選尾礦經(jīng)脫泥斗脫除10%的細(xì)泥后，其沉砂作為選別鈮礦物的原料。其中-200目占82%，全鐵含量27%，鈮含量0.18%，稀土4.80%，鉀、鈉含量分別為0.58%、1.16%，二氧化硅占15.1%，氟占10.15%試樣中有用礦物赤、褐鐵礦占35.2%，稀土礦物占6.2%；鈮礦物占1%；脈石礦物以鈉輝石、鈉閃石、云母為主,占礦物總量的24.2%，螢石占21.4%，白云石、方解石占3.2%。根據(jù)可浮性差異，宜先浮螢石等易浮礦物，再浮鐵礦物，最后浮選鈮礦物，浮選得到的鈮精礦視冶煉需要采用強(qiáng)磁選進(jìn)行鈮鐵分離。反浮選作業(yè)中采用水玻璃作鐵礦物、鈮礦物的抑制劑，捕收劑采用氧化石蠟皂，水玻璃用量1kg/t，氧化石蠟皂用量80g/t，浮選濃度45%，浮選溫度30℃。浮鐵時(shí)采用氟硅酸銨作鈮礦物的抑制劑和鐵礦物的活化劑（清除鐵礦物表面污染的親水薄膜，調(diào)整礦漿PH介質(zhì)）、捕收劑為氧化石蠟皂，浮選濃度45%，浮選溫度30℃，氧化石蠟皂用量250g/t，氟硅酸銨用量定為3.3—4kg/t；浮鈮時(shí)采用C5～9羥肟酸為捕收劑，鈮礦物浮游順序?yàn)椋衡夎F礦＞易解石＞黃綠石＞鈮鐵金紅石，C5～9羥肟酸浮選鈮礦物最佳PH為5.5采用硫酸作PH調(diào)整劑（330g/t），硅酸鹽脈石礦物的抑制劑粗選采用CMC（350g/t），精選采用草酸（750g/t），選擇性較好，浮選濃度40%，浮選溫度30℃，浮選流程為一次粗選、三次精選，C5～9羥肟酸用量400g/t?？蓮脑V含鈮0.187%、全鐵27.30%的稀選尾礦中,獲得含鈮1.67%、鐵含量43.56%、鈮回收率40.14%的鈮精礦和鐵品位60.09%、回收率61.20%的鐵精礦。獲得的鈮精礦采用強(qiáng)磁選進(jìn)一步分離鐵、鈮,可得到最終含鈮2.84%、鐵含量32.04%、鈮回收率26.42%的鈮精礦。 （3）以浮選為主的聯(lián)合流程從包鋼強(qiáng)磁尾礦中回收鈮[12-13]采用以浮選為主的聯(lián)合流程，從強(qiáng)磁尾礦中綜合回收稀土和鈮是比較有效地工藝。先用浮選方法，以S1和H2O5為組合捕收劑，選出稀土精礦。再采用浮—磁—重聯(lián)合流程，從浮稀土的尾礦中選出鈮。強(qiáng)磁尾礦含REO8.5%,Nb2O50.125%的情況下，采用該工藝獲得稀土精礦含REO36.70%，回收率57.34%；鈮精礦1含Nb2O51.66%，鈮精礦2含Nb2O50.59%，鈮的總回收率為35.58%。（4）弱磁—強(qiáng)磁—浮選工藝[14-17]中貧氧化礦原礦直接選鈮顯然是經(jīng)濟(jì)上不允許的，必須在選鐵、稀土的同時(shí)實(shí)現(xiàn)鈮的預(yù)先富集，并力求減少鈮富集物中脈石礦物的種類。鈮礦物的比磁化系數(shù)一般為（11.7—35.3）*10-6cm3/g，屬弱磁性礦物，磁鐵礦比磁化系數(shù)高于46000*10-6cm3/g，赤鐵礦比磁化系數(shù)203*10-6cm3/g，稀土礦物比磁化系數(shù)（11—13）*10-6cm3/g，脈石礦物除含鐵硅酸鹽礦物、白云石外基本無磁性。根據(jù)上述磁性差異，在原礦磨至選別鐵、稀土所需粒度（-200目占90—95%）時(shí)采用弱磁選回收磁鐵礦；弱磁選尾礦進(jìn)行強(qiáng)磁粗選，將赤鐵礦、稀土礦物及鈮礦物選人磁性產(chǎn)品，遺棄部分脈石礦物，完成有用礦物與脈石礦物的初步分離，并使原生和次生礦泥得到基本脫除。強(qiáng)磁粗選得到的磁性產(chǎn)品精選實(shí)現(xiàn)鐵礦物與鈮礦物、稀土礦物的分離，前者為強(qiáng)磁精礦，后者為強(qiáng)磁中礦。強(qiáng)磁中礦中五氧化二鈮收率達(dá)到33.30%，較原礦富集了一倍。產(chǎn)品檢測(cè)發(fā)現(xiàn)，強(qiáng)磁中礦中Nb2O5的分布律和原礦中Nb2O5分布基本一致，說明弱磁—強(qiáng)磁選能有效地富集四種主要鈮礦物。強(qiáng)磁中礦礦物組成較原礦相對(duì)簡(jiǎn)單，細(xì)泥得到基本脫除，表面未受到任何藥劑污染，是浮選回收鈮、稀土的好原料。試驗(yàn)采用了強(qiáng)磁中礦直接浮鈮和強(qiáng)磁中礦先浮選稀土再從其尾礦中浮鈮兩種方案，均取得較好指標(biāo)，得到的鈮精礦能滿足高爐—轉(zhuǎn)爐—電爐—電爐提鈮工藝對(duì)原料的要求。其中，包鋼采用了弱磁—強(qiáng)磁—浮選稀土進(jìn)行了工業(yè)分流試驗(yàn)，首次在工業(yè)生產(chǎn)條件下，從中貧氧化礦中得到含Nb2O50.82%、TFe42.52%的富鈮鐵，Nb2O5回收率為15.89%。（5）選擇性還原—熔分—鈮鐵冶煉[20-21]根據(jù)包頭礦的特點(diǎn)選定了“選擇性還原—熔分—鈮鐵冶煉”的方案來進(jìn)行鈮、鐵、錳的綜合回收研究。選擇性還原的目標(biāo)是將鐵從氧化物中還原出來，鈮則仍保持氧化狀態(tài)，使鐵和鈮在熔分過程中分別進(jìn)入金屬相和渣相，達(dá)到鐵鈮分離的目的。選擇性還原以使用非焦煤的回轉(zhuǎn)窯作為選擇性還原器；熔分試驗(yàn)選用了管式電阻爐；鈮鐵冶煉試驗(yàn)設(shè)備是一臺(tái)電弧爐。采用選擇性還原—熔分—鈮鐵冶煉流程能夠以較高的回收率綜合提取包頭礦中的鈮、鐵和錳等元素。其中在熔分階段鈮回收率在95%以上，冶煉階段鈮回收率在85%以上，全流程鈮回收率大于80%，鈮磷Nb/P＞15。（6）二步電爐熔煉工藝[22]采用含碳冷固結(jié)球團(tuán)—二步電爐熔煉工藝對(duì)包頭中貧氧化礦浮選鈮精礦進(jìn)行了熔煉試驗(yàn)研究。第一步可實(shí)現(xiàn)脫鐵、磷、硫，得到富鈮渣；第二步再經(jīng)電爐還原，得到合格的鈮鐵合金。溫度、堿度和還原劑是影響鈮熔煉的主要因素。還原溫度控制在1420—1450℃，堿度在0.53左右，還原劑為碳、鋁鐵或硅鋁鐵。采用“二步法”工藝處理包頭中貧氧化礦低品位鈮精礦是可行的。只要參數(shù)選擇合理,可以實(shí)現(xiàn)一步電爐脫鐵、降磷、降硫和富集鈮;二步電爐深還原可得合格鈮鐵合金。該工藝具有流程短，鈮收率高等特點(diǎn)。在配碳量為13%—14%，還原溫度為1420—1450℃，堿度為0.53—0.66的條件下，一段還原可獲得鈮收率＞90%、脫磷率60%—80%、脫硫率為70%—90%的指標(biāo)。在還原溫度t＞1550℃，堿度為1.2，還原劑采用鋁鐵或硅鋁鐵的條件下，二段還原可獲得含Nb≥10%、Nb/P≥10的鈮鐵合金。（7）CO/CO2選擇性還原—磁選—酸浸[23-24,26]用CO—CO2混合氣體選擇性熱還原含鈮鐵礦,90%以上的鐵礦物被還原為金屬鐵,鈮礦物不被還原。磁選分離被還原的金屬鐵和其他礦物,得到含Nb2O56.91%的含鈮氧化物,其品位較原礦富集了4倍。然后用鹽酸浸洗上述含鈮氧化物,90%以上的鐵礦物、磷礦物以及CaO和MgO進(jìn)入浸液,鈮幾乎全部留在浸渣中,得到的浸渣含Nb2O5近30%,Nb/Fe=6,Nb/P=12,此浸渣可用于冶煉符合工業(yè)標(biāo)準(zhǔn)的鈮鐵(含60%—65%Nb)。2.4本課題的提出及研究?jī)?nèi)容國(guó)家將從包鋼選礦廠一、三系列弱磁—強(qiáng)磁—浮選稀土尾礦中選鈮作為“八·五”科技攻關(guān)項(xiàng)目，組織十余家科研院所和高校進(jìn)行研究攻關(guān)，取得了突破性的進(jìn)展，首次在工業(yè)生產(chǎn)條件下，從白云鄂博原礦的生產(chǎn)流程中選出了含鈮（Nb2O5）3%左右的粗鈮精礦。然而，粗鈮精礦在工業(yè)上不能直接應(yīng)用。因此，對(duì)粗鈮精礦進(jìn)行了工業(yè)分流試驗(yàn)，生產(chǎn)了不同品級(jí)的鈮精礦17t，首次在工業(yè)生產(chǎn)條件下得到具有實(shí)用價(jià)值的鈮精礦。但是，由于經(jīng)濟(jì)成本的原因，該成果未能實(shí)現(xiàn)工業(yè)化。鑒于上述事實(shí)，本課題組提出通過“磁化焙燒—磁選—酸浸”從粗鈮精礦中回收鐵、富集鈮的新工藝。由于受到“八五”、“九五”期間生產(chǎn)的粗鈮精礦數(shù)量的限制，我們以-200目的合成鈮鐵礦/鈮鈣礦、赤鐵礦和稀選尾礦（表2.3、2.4）為原料，配置了模擬粗鈮精礦，其中Nb2O5=3.06%。根據(jù)質(zhì)量守恒，計(jì)算出模擬粗鈮精礦的化學(xué)成分，結(jié)果見表2.5。該成分與“八五”、“九五”科技攻關(guān)期間獲得的鈮精礦成分相近。表2.3某稀選尾礦試樣的化學(xué)成分，%元素TFeFeOSiO2PSFK2ONa2O含量17.401.5015.631.051.699.890.581.23元素CaOMgOAl2O3MnOBaONb2O5REO燒減含量25.951.801.680.783.580.165.893.96表2.4稀選尾礦某試樣的礦相組成，%礦物磁鐵礦赤鐵礦黃鐵礦白云石鈉輝石鈉閃石云母氟碳鈰礦含量2.721.60.515.711.26.04.1礦物獨(dú)居石磷石灰重晶石螢石石英長(zhǎng)石鈮礦物其它含量13.712.10.5表2.5模擬粗鈮精礦的化學(xué)成分，%元素TFeFeOSiO2PSFK2ONa2OFe2O3含量38.911.266.780.441.065.560.200.5952.91元素CaOMgOAl2O3MnOBaONb2O5REO燒減含量11.390.780.730.341.553.062.511.71第三章實(shí)驗(yàn)3.1實(shí)驗(yàn)設(shè)備與原料3.1.1實(shí)驗(yàn)主要設(shè)備真空碳管電爐ZT-50-20型磁選管SCQS74—Φ50型實(shí)驗(yàn)室用混料機(jī)JF810SJ型壓片機(jī)YP-8T型真空烘箱DZF型高壓反應(yīng)釜濱海正信儀器廠生產(chǎn)3.1.2實(shí)驗(yàn)原料實(shí)驗(yàn)用礦為模擬粗鈮精礦，由-200目的合成鈮鐵礦/鈮鈣礦、赤鐵礦和稀選尾礦（表2.3、2.4）為原料，配置而成。其成分見表2.5?；钚蕴坑缮綎|淄博華光化工廠提供，固定碳含量為98%、灰分＜1%。3.2實(shí)驗(yàn)原理3.2.1磁化焙燒磁化焙燒是在還原劑（C、CO和H2）存在條件下把鐵礦石加熱到適當(dāng)溫度（550—750℃），此時(shí)赤鐵礦和褐鐵礦被還原為磁鐵礦。反應(yīng)方程式如下[27]：C+3Fe2O3=2Fe3O4+CO2C+O2=2COCO+3Fe2O3=2Fe3O4+CO2還原效果用還原度來評(píng)價(jià)。R=(WFeO/WTFe)*100（%）式中R——還原度（%）；WFeO——焙燒礦中FeO含量（%）；WTFe——焙燒礦全鐵含量（%）。赤鐵礦理論最高還原度為42.8%，此時(shí)還原焙燒效果最好。焙燒礦磁性最強(qiáng)。3.2.2磁選磁選是根據(jù)各種礦物磁性的差異，在不均勻磁場(chǎng)中分離礦物的一種選礦方法。被磁選礦石進(jìn)入磁性設(shè)備的分選空間后，受到磁力和機(jī)械力（包括重力、離心力、流體阻力等）的共同作用，沿著不同的路徑運(yùn)動(dòng)，對(duì)礦漿分別截取，就可得到不同的產(chǎn)品。因此，對(duì)較強(qiáng)磁性和較弱磁性顆粒在磁選機(jī)中成功分選的必要條件是：作用在較強(qiáng)磁性顆粒的磁力必須大于作用在其上的所有與磁力方向相反的機(jī)械力的合力，同時(shí)，作用在較弱磁性顆粒上的磁力必須小于相應(yīng)的機(jī)械力之和。本文用磁選設(shè)備為SCQS74—Φ50型磁選管。3.2.3浸出浸出是利用化學(xué)試劑選擇性地溶解礦物原料中某些組份的工藝過程。即，有用組分進(jìn)入溶液，雜質(zhì)和脈石等組分留在渣中,或者是有用組分留在渣中而雜質(zhì)和脈石等進(jìn)入溶液中，從而達(dá)到分離。對(duì)酸浸而言，原料在酸性溶液中的穩(wěn)定性可以用標(biāo)準(zhǔn)PHo來衡量，PHo小的難于浸出，PHo大的容易浸出。如果不考慮溶液中有電子遷移，PHo可按下式計(jì)算：PHo=-△Go/2.303nRT式中△Go為礦物和H+反應(yīng)的標(biāo)準(zhǔn)自由能變化；n為參與H+反應(yīng)的計(jì)量系數(shù)；R為氣體常數(shù)；T為反應(yīng)溫度。標(biāo)準(zhǔn)PHo即為某物質(zhì)在標(biāo)準(zhǔn)狀態(tài)下在酸中溶解的難易程度[28]。3.3實(shí)驗(yàn)方法鈮鐵礦、鈮鈣礦的合成在真空碳管電爐（ZT-50-20型）中進(jìn)行。首先按配比，精確稱量分析純級(jí)的Fe2O3（或CaO）和Nb2O5，放進(jìn)研缽研磨均勻，用水作粘結(jié)劑，用壓片機(jī)壓制成片，在烘干箱中進(jìn)行干燥處理；最后，把干燥后的試樣放入剛玉坩堝，裝入真空碳管爐中，進(jìn)行高溫固相合成。試驗(yàn)結(jié)果表明，在真空度小于10Pa、充氬氣至0.025atm，溫度為1300℃、保溫180min的條件下，可以合成鈮鐵礦和鈮鈣礦[2]。下圖3.1、3.2為在不同條件下合成產(chǎn)物的XRD圖。圖3.1溫度為1250—1300℃、不同保溫時(shí)間條件下合成鈮鐵礦的XRD圖圖3.2在1300℃不同保溫時(shí)間合成鈮鈣礦的的XRD圖將合成好的鈮鐵礦、鈮鈣礦磨至-200目，與-200目的、赤鐵礦和稀選尾礦按預(yù)先計(jì)算好的比例稱取，用實(shí)驗(yàn)室用JF810SJ型混料機(jī)混勻。稱取定量混好的礦，按一定比例稱取活性炭，將二者在瑪瑙研缽中研磨、混勻，用水玻璃作為粘接劑，在YP-8T型壓片機(jī)上壓片，將壓好的片在真空干燥箱中進(jìn)行干燥，以備還原實(shí)驗(yàn)用。干燥后的片裝入剛玉坩堝，將剛玉坩堝放入ZT-50-20型真空管式爐中。用油泵抽真空至爐內(nèi)壓力＜10Pa，關(guān)泵，往爐中通入氬氣至約0.03atm，作為保護(hù)氣。打開真空管式爐開關(guān)，在預(yù)先設(shè)定好的時(shí)間和溫度下進(jìn)行還原焙燒。將焙燒礦磨至-200目，用SCQS74—Φ50型磁選管進(jìn)行磁選，獲得鐵精礦和尾礦。尾礦在高壓反應(yīng)釜中用鹽酸進(jìn)行酸浸，將未浸出固體用水清洗，抽濾、烘干，最終得到富鈮的浸渣。鐵精礦和浸渣分別進(jìn)行TFe和Nb2O5含量的測(cè)定，以評(píng)價(jià)工藝指標(biāo)。3.4實(shí)驗(yàn)結(jié)果及討論3.4.1溫度和時(shí)間對(duì)還原度的影響圖3.圖3.3溫度和時(shí)間對(duì)還原度的影響取25min、45min、65min和85min四種還原時(shí)間，分別在700℃、750℃、800℃、850℃四種溫度下進(jìn)行還原。由圖3.3可看出，在0-45min范圍內(nèi)，還原度R隨著反應(yīng)時(shí)間的增加而迅速增大，超過45min后趨于平緩。表明45min時(shí)還原反應(yīng)已經(jīng)基本結(jié)束，再延長(zhǎng)時(shí)間對(duì)還原無益。從圖中還可看出，在同樣的時(shí)間下，溫度高的體系還原度高。700℃的反應(yīng)體系還原度小于20%，明顯低于其它三個(gè)反應(yīng)體系。這是由于固體碳還原鐵氧化物的反應(yīng)體系中，只有當(dāng)固體碳發(fā)生氣化，產(chǎn)生大量CO時(shí)，還原反應(yīng)才能以快速的間接還原方式進(jìn)行，促進(jìn)鐵氧化物的還原。普通碳粉的氣化反應(yīng)起始溫度一般為800—900℃，依碳的種類、粒度、比表面積等性質(zhì)的不同而異。由于碳?xì)饣磻?yīng)是吸熱反應(yīng)，提高溫度對(duì)正反應(yīng)有利。故溫度越高，碳的氣化反應(yīng)越高，還原度也越高。700℃時(shí)碳尚未氣化，還原反應(yīng)以直接還原為主，反應(yīng)速率緩慢，還原度較低。赤鐵礦的理論還原度（即，赤鐵礦全部被還原成磁鐵礦時(shí)的還原度）為42.85%。750℃、45min的還原度為42.91%，非常接近理論還原度。800℃、45min和850℃、45min的還原度分別為55.08%和59.94%，高于理論還原度，表明磁鐵礦可能被進(jìn)一步還原為FeO。圖3.4為粗鈮精礦還原前后的X射線粉末衍射（XRD）圖。圖圖3.4（a）原礦XRD圖3.4（b）750℃、45min還原礦XRD圖圖3.4（c）800℃、45min還原礦XRD圖圖3.4（d）850℃、45min還原礦XRD圖3.4（a）為原礦XRD圖。其中2θ=33.2處的強(qiáng)峰代表赤鐵礦，指標(biāo)化的衍射指數(shù)為{104}；除了赤鐵礦的衍射峰以外尚有CaF2和SiO2的衍射峰。這是由于CaF2和SiO2屬衍射表達(dá)能力很強(qiáng)的物相，雖然在原礦和還原礦中的含量很低（＜6%），在XRD圖上依然能夠產(chǎn)生較清晰的衍射峰。而其余大多數(shù)低含量物相由于衍射表達(dá)能力不強(qiáng)而未給出清晰的衍射峰。圖3.4（a）中較強(qiáng)的衍射峰除了CaF2和SiO2以外均屬于赤鐵礦，這與原礦中主要物相為赤鐵礦的事實(shí)符合。圖3.4（b）、3.4（c）和3.4（d）中，在2θ=33.2處無強(qiáng)峰，而2θ=35.4處出現(xiàn)強(qiáng)峰。該峰代表磁鐵礦，指標(biāo)化的衍射指數(shù)為{311}。說明還原礦主要物相為磁鐵礦。圖3.4（d）中還出現(xiàn)了FeO的衍射峰，說明850℃時(shí)部分磁鐵礦進(jìn)一步被還原成FeO。這正好解釋了圖3.3中850℃、45min的還原度高于赤鐵礦理論還原度的事實(shí)。3.4.2激磁電流對(duì)精礦指標(biāo)的影響圖3.5（a）和3.5（b）表示激磁電流強(qiáng)度對(duì)鐵精礦指標(biāo)的影響?？煽闯?，激磁電流增大，精礦鐵收率隨之明顯增大，當(dāng)電流增至1.2A時(shí)，達(dá)到90%以上。電流繼續(xù)增大，收率不再明顯增大而趨于穩(wěn)定。精礦鐵品位則隨電流增大呈下降趨勢(shì)。激磁電流越大，磁力越強(qiáng)，進(jìn)入精礦中的磁性物質(zhì)就越多，而磁性物質(zhì)以強(qiáng)磁性的磁鐵礦為主，故電流增大，精礦鐵收率隨之增大。與此同時(shí)，原礦中的螢石、云石等低熔點(diǎn)的脈石礦物，在還原過程中熔融，并與部分磁鐵礦發(fā)生燒結(jié)。當(dāng)磁選電流足夠大時(shí)，這些與磁鐵礦燒結(jié)在一起的脈石也會(huì)進(jìn)入精礦中，造成精礦品位下降。綜合考慮品位和收率兩個(gè)指標(biāo)，激磁電流以1.2A為宜。圖3.圖3.5（a）激磁電流強(qiáng)度對(duì)750℃、45min還原鐵精礦指標(biāo)的影響圖圖3.5（b）激磁電流強(qiáng)度對(duì)800℃、45min還原鐵精礦指標(biāo)的影響3.4.3還原溫度和時(shí)間對(duì)精礦指標(biāo)的影響圖3.4（a）還原溫度對(duì)25min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖3.4（b）還原溫度對(duì)45min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖3.6（a）—3.6（d）表示25-85min還原礦在1.2A激磁電流下進(jìn)行磁選時(shí)還原溫度對(duì)鐵精礦指標(biāo)的影響。由圖可看出，當(dāng)還原時(shí)間為25min時(shí)，隨著還原溫度的升高，精礦鐵收率一直上升，說明25min時(shí)間內(nèi)，700—850℃溫度范圍，還原反應(yīng)以磁化還原（即，赤鐵礦還原為磁鐵礦）為主；當(dāng)還原時(shí)間為45min時(shí)，還原溫度為750℃時(shí)，收率達(dá)到最高，繼續(xù)升高溫度，收率保持穩(wěn)定。說明750℃還原45min時(shí)，磁化還原已經(jīng)基本結(jié)束。從圖3.4（b）也可看出，此時(shí)還原礦中主要物相圖3.4（a）還原溫度對(duì)25min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖3.4（b）還原溫度對(duì)45min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖圖3.6（a）還原溫度對(duì)25min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖3.6（b）還原溫度對(duì)45min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖圖3.6（c）還原溫度對(duì)65min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖3.6（d）還原溫度對(duì)85min還原鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A圖3.7表示還原時(shí)間對(duì)750℃還原礦精礦指標(biāo)的影響?？煽闯觯?50℃，25min還原時(shí)精礦鐵收率僅為55.77%。結(jié)合圖3.3，750℃，25min的還原度僅為7.81%，故收率較低。當(dāng)還原時(shí)間為45min時(shí)，收率達(dá)到98.81%。從圖3.3看，此時(shí)還原度為42.91%，非常接近理論還原度42.85%，說明此時(shí)絕大部分赤鐵礦已被還原成磁鐵礦，故收率達(dá)到最高。還原時(shí)間為25min和45min時(shí)，精礦品位接近，均達(dá)到60.8%，說明0-45min范圍內(nèi)，還原產(chǎn)物主要是強(qiáng)磁性的磁鐵礦。當(dāng)超過45min時(shí)，品位和收率同時(shí)下降，說明磁鐵礦發(fā)生進(jìn)一步還原，致使還原礦磁性降低，導(dǎo)致精礦指標(biāo)惡化。結(jié)合對(duì)圖3.3—3.7的分析可得出從粗鈮精礦中回收鐵的最佳實(shí)驗(yàn)條件為：750℃，45min還原，還原礦在1.2A激磁電流下進(jìn)行磁選，獲得精礦鐵品位為60.8%，收率為98.81%。圖3.圖3.7還原時(shí)間對(duì)750℃還原礦鐵精礦指標(biāo)的影響，I=1.2A3.4.4鈮在磁選過程中的走向表3.1給出了對(duì)于750℃、45min還原礦在不同激磁電流強(qiáng)度下進(jìn)行磁選所得尾礦Nb2O5指標(biāo)。經(jīng)不同激磁電流下磁選，尾礦Nb2O5品位達(dá)到7.46—10.45%，收率為53.07—94.13%，富集比為2.44—3.42。1.2A激磁電流磁選，所得尾礦Nb2O5品位為10.45%，收率為79.36%，尾礦鈮較原礦的富集比為3.42。表3.1750℃、45min還原礦在不同激磁電流強(qiáng)度下進(jìn)行磁選所得尾礦Nb2O5指標(biāo)I（A）1.5Nb2O5%7.468.9110.459.72收率%87.0494.1379.3653.07富集比2.442.913.4酸浸對(duì)磁選尾礦鈮品位的影響本文原料中主要有氧化物、鐵酸鹽和硅酸鹽等組分。它們?cè)谒嵝匀芤褐械姆€(wěn)定性可以用標(biāo)準(zhǔn)PHo來衡量，PHo小的礦物難于浸出，PHo大的容易浸出。試驗(yàn)所用粗鈮精礦中的主要礦物有白云石、方解石、磷灰石、鐵礦物和鈮鈣礦。從PHo值可知，在酸液中各礦物的穩(wěn)定順序?yàn)镕eO＜CaCO3＜CaMg(CO3)2＜Ca3(PO4)2＜Fe2O3＜Ca(NbO3)2粗鈮精礦中諸如云石、云母、鈉輝石等脈石礦物，不可避免地會(huì)進(jìn)入磁選尾礦中。本文使用8MHCl，液固比為6:1，150℃恒溫條件下在高壓反應(yīng)釜中對(duì)尾礦進(jìn)行酸浸。結(jié)果見表3.2。表3.2酸洗對(duì)尾礦Nb2O5指標(biāo)的影響酸洗前Nb2O5%酸洗樣品質(zhì)量g浸渣質(zhì)量g浸渣Nb2O5%浸渣鈮的富集比7.4662.6615.445.058.9162.6913.124.2910.4552.9319.676.439.7252.3210.163.32由表3.2可看出，經(jīng)酸洗，浸渣中Nb2O5品位進(jìn)一步提高，達(dá)到10.16—19.67%，較原礦的富集比為3.32—6.43。其中1.2A磁選尾礦經(jīng)酸洗，Nb2O5收率為73.29%，Nb2O5品位達(dá)到19.67%，較原礦的富集比為6.43。3.5結(jié)論通過本文研究,得出以下結(jié)論：（1）以活性炭為還原劑，在750℃還原45min，粗鈮精礦中絕大部分赤鐵礦被還原為磁鐵礦，還原度接近理論值；（2）還原礦在1.2A激磁電流下磁選可得最佳精礦指標(biāo)：鐵品位為60.80%，收率為98.81%。79.36%的鈮留在尾礦中，尾礦中Nb2O5品位為10.45%。（3）經(jīng)鹽酸選擇性浸出尾礦中的脈石礦物，浸渣中Nb2O5品位達(dá)到19.67%，較原礦的富集比為6.43，收率為73.29%。(4)本文設(shè)計(jì)的“還原焙燒—磁選—酸浸”工藝從粗鈮精礦中回收鐵并富集鈮的方法具有工藝流程簡(jiǎn)單、對(duì)有價(jià)元素回收率高的優(yōu)點(diǎn)，其研究結(jié)果為包頭白云鄂博礦鈮資源的綜合回收利用提供了一條新途徑。參考文獻(xiàn)張去非.我國(guó)鈮資源開發(fā)利用的現(xiàn)狀及可行性[J].中國(guó)礦業(yè)，2003，12(6):30—33.劉永鵬.鈮鐵礦固相合成及真空碳熱還原實(shí)驗(yàn)研究[D].內(nèi)蒙古科技大學(xué)學(xué)士學(xué)位論文.余永富.陳泉源.白云鄂博鈮選礦研究現(xiàn)狀及展望[J].礦冶工程,1992.《白云鄂博礦礦冶工藝學(xué)》編輯委員會(huì).白云鄂博礦冶工藝學(xué)礦山卷[M].包頭鋼鐵公司,1994.李俐.白云鄂博鐵礦礦產(chǎn)資源的現(xiàn)狀及其開發(fā)利用前景[J].包鋼科技,2003,29(2):1—3.吳占江.白云鄂博礦區(qū)鈮礦特征述評(píng)[J].礦山,1995,張去非.白云鄂博礦床鈮資源礦物學(xué)基本特征的分析[J].有色金屬,2005,57(2):111—113.任俊、王文梅、盧壽慈.鈮資源的綜合利用[J].國(guó)外金屬礦選礦,1998,28—32.劉紹蕖.國(guó)外鈮的應(yīng)用狀況[J].礦業(yè)快報(bào).姬俊梅.包頭礦鈮礦物的綜合回收研究[J].礦業(yè)快報(bào)，2005陳泉源.余永富.李養(yǎng)正.豐于惠.羅積揚(yáng).白云鄂博中貧氧化礦鈮選礦新工藝研究[J].李英霞.從包鋼強(qiáng)磁尾礦中回收稀土和鈮的研究[J].廣州有色金屬學(xué)報(bào),1999,9(2):101—105.葉志平.孫興來.李英霞.強(qiáng)磁尾礦綜合回收稀土、鈮選礦工藝研究[J].礦業(yè)快報(bào).余永富.陳泉源.李養(yǎng)正.白云鄂博中貧氧化礦磁選新工藝綜合回收鈮的研究[J].礦冶工程,1992,12(1)：30—35.陳泉源.余永富.白云鄂博主東礦中貧氧化礦鈮資源的特點(diǎn)及綜合回收[J].礦冶工程，1991,11(1):27—31.陳泉源.余永富.磁浮聯(lián)合流程全面回收白云鄂博鐵、稀土、鈮及鈧合理性的探討[J].礦冶工程,1992,12(1):45—49.余永富.白云鄂博礦稀土、鈮資源綜合利用研究意義重大[J].專家視點(diǎn),2007,(8).張鑒.白云鄂博共生礦選礦技術(shù)現(xiàn)狀與展望[J].包鋼科技,2005,(4):3—5.段建軍.姜立峰.賈艷.白云鄂博礦選鈮的工藝研究[J].包鋼科技,2009,35：28—31.方覺.王志榮.張家元.張永光.黃雁華.李小剛.包頭鈮鐵礦冶煉實(shí)驗(yàn)室研究[J].東北大學(xué)學(xué)報(bào),1996,17(1):35—39.張家元.方覺.包頭鈮鐵礦冶煉實(shí)驗(yàn)研究[J].湖南冶金,2004,32(2):7—10.屈曙光.毛擁軍.鐘祥.低品位鈮精礦二步電爐熔煉Nb—Fe合金[J].礦冶工程,1997,17(2):46—49.陳宏.韓其勇.魏壽昆.胡志高.從含鈮鐵礦中提鈮及制鈮鐵的新方法[J].鋼鐵,1999,34(3):13—19.陳宏.直接還原法在鈮提取上的應(yīng)用[J].寶鋼科技,1998,(5):26—29.許時(shí).礦石可選性研究（修訂版）[M].冶金工業(yè)出版社,1982,P172—205.陳宏.韓其勇.胡志高.吳雪平.朱騰.酸洗鈮精礦富鈮除磷的研究[J].稀有金屬,1995,19(2):36—37.謝廣元等.選礦學(xué)[M].中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社,2001.鐘竹前.濕法冶金過程[M].中南工業(yè)大學(xué)出版社,1988.O.M.ELHUSSAINIExtractionofniobiumfromsulfateleachliquorofEgyptianoresamplebytriazoloquinazolinone[J].ScienceDirect,China19(2009):474—478.附錄ExtractionofniobiumfromsulfateleachliquorofEgyptianoresamplebytriazoloquinazolinone1IntroductionInnature,niobiumalmostinvariablyoccursascomplexoxidemineralsinassociationwithtantalum.ThemostcommongeologicaloccurrenceofbothsuitsofmineralsisinassociationwithPegmatites.Niobiumoresareprocessedbyphysicallyandchemicallybreakingdowntheoretoformsaltsoroxides;andthesemaybesold,orfurtherprocessedtoreducethesaltstotherespectivemetals.Niobiumisconsideredtocoverthevastmajorityofmaterialintheindustry.Itsdemandisatalltimehighandcontinuetorise.Miningandprocessingcapacityisbeingincreasedtosatisfythissituation,primarilybyCBMMwithitsfurtherexpansionto185t/aNb2O5scheduledin2008.Niobiumisextractedfromthesourcematerials,importedconcentrates,andtinslags.Alargenumberofsolventextractionprocessesusingdifferentcombinationsofvariousorganicreagentsandmineralacidshavebeeninvestigatedfortheextractionandseparationofniobium.Thereagentsthathavebeenshowntobesuitablefortheextractionandseparationofniobiumcanbegroupedbroadlyintotwocategories.Oneincludesneutraloxygenatedextractants,suchasketones,tributylphosphate(TBP),triocytlphosphineoxide(TOPO),N-oxides,andsulfoxides.Theothercategoryincludeslongchainaliphaticandaromaticaminesthatcontainbasicnitrogencapableofformingaminesalts;i.e.trioctylamine(TOA)andtribenzylamine(TBA).ProcessesbasedonketonesandTBPhavebeenfoundacceptanceinindustrial-scaleoperations.Synthesisoftriazoloquinazolinoneascondensedringsystemsisofconsiderableinterestbecauseofthediverserangeoftheirbiologicalproperties.Thepresentworkdealswiththesynthesisofmultidentateheterocyclicnitrogenligand.Forthispurpose,sulfateleachliquorwaspreparedfromleachingamultipleoxidesniobiumbearingmineralsobtainedfromKadabora-CentralEasternofEgypt.2Experimental2.1SynthesisofextractantTheβ-diketone1,3cyclohexanedionewasselectedasstartingmaterialtoprepareaheterocyclicnitrogencompoundtobeusedasanextractantforniobiumions.Asuspensionof1,3cyclohexanedionewasheatedunderrefluxwithdimethylformamidedimethylacetal(DMFDMA)for3h.Aftercoolingtoroomtemperature,theobtainedenaminonewasproperlycrystallizedfromhexane.Next,itreactedunderrefluxwithaminotriazoleinethanolfor6hfollowedbytheadditionofcatalyticamountofpipredine.Theresidualsolidwastakeninethanolandwashedwithdistilledwater.Afterfiltration,recrystallizationfromDMF/waterwasdonetoaffordthecorrespondingfusedheterocyclic8,9dihydro[1,2,4]triazolo[1,5-a]quinazolin-6(7H)-onesymbolizedbyTQ.2.2CharacteristicoforesampleTheoresampleusedinthisstudywascollectedfromamultipleoxidemineralizationKadaboraBatholithssituatedintheEasternDesertofEgypt.Itwasgroundto＜74μmandwassubjectedtoX-raydiffractionanalysisusingPhilipsX-raydiffractometermodelPW223/20operatedat40kVand20mA.Itrevealedthepresenceofmultipleoxidesrefractoryminerals.Theelementalanalysiswasdoneusingscanningelectronmicroscope(CAMSCANseries4ISIS200E/Xsystemwithpentajetdetector,UniversityofLeeds,Table1MineralogicalandelementalcompositionoforesamplecollectedfromKadaboraBatholithsinEasternDesertofEgyptMineralogicalcompositionSamarskite(ASTMcardNo.13-524)Fergusonite(ASTMcardNo.9-443)Betafite(ASTMcardNo.8-300)Pyrochlore(ASTMcardNo.2-674)Massfractionofelementalcomposition*/%CONaAlSiCaTi14.1147.890.611.344.0125.280.34FeYNbCeNdTaU1.200.871.701.120.450.610.462.3RecoveryofniobiumThegroundoresample(15g)wasmixedwith100mLsulfuricacid(8.8mol/L).Theobtainedslurrywasagitatedfor2hat150℃andtheinsolubleresidueleftbehindwasseparatedbyfiltration.ThechemicalcompositionoftheobtainedleachliquorisgiveninTable2.SeveralbatchsolventextractionexperimentsweredonebyusingthesynthesizedorganicmultidentateThedeterminationofniobiumconcentrationwhetherinthepreparedleachliquorsorintheaqueousraffinatesolutions(afterextraction)orelseinthestrippingsolutionswasperformedbypyrogallol.TheanalysiswasperformedwithadoublebeamUV-VISrecordingShimadzuUV160AspectrophotometerTable2Someelementsofinterestcomposed(100mL)ofsulfateleachliquorElementNbTaTiCeYUFeConcentration/(g·L-1)1.540.480.300.950.650.400.06Recovery/%91.678.890.169,885.888.157.03Resultsanddiscussion3.1ExtractionexperimentsCyclohexonewaspreviouslyusedforextracting70%niobiumfromsulfateleachliquorinpresenceofammoniumnitrate.Inthepresentstudy,1,3cyclohexanedionewasexaminedforextractingniobium.Itsextractionefficiencydidnotexceed5%byshakingequalvolumesoftheorganicphaseandsulfateleachliquor(4.5mol/LH2SO4)containing2.33g/LNbfor15min.Thisβ-diketonewasusedasstartforsynthesizingTQ.Thelatterwaspreparedas0.06%inmethylenechlorideandwasusedtostudytheinfluenceofdifferentextractionconditionsinimprovingniobiumextractionefficiencyfromthesulfateleachliquor.3.2EffectofsulfuricacidconcentrationFourleachliquorswerepreparedbydigestingthegroundoresamplewithsulfuricacidof17.6,8.8,6.25and4.5mol/L.Equalvolumesofthesesolutionswereshakenfor15minwiththeextractant0.06%TQ.Theextractionefficiencyofniobiumincreasedfrom31.0%to67.2%bydecreasingtheacidconcentration,whichmaybeduetotheabilityofTQtoextractsulfuricacid.Themaximumdistributioncoefficientwas2.05at4.5mol/L.Itisworthmentioningthatthisacidconcentrationsatisfiedthehighestdecompositionoftheoresample.Fig.1showstheplotoflgDversuslg[H2SO4],whichisfoundtobelinearwithslopeofabout3.0.Itisprobablethatthefollowingreactionmayoccur:Nb2O5+6H2SO4+5/2O2——2NbO2(SO4)3+6H2O(2)Fig.1LogarithmicplotofNbdistributionratiolgDvslg[H2SO4]3.3EffectofcontacttimeTheaqueousleachliquorof4.5mol/Lsulfuricacidandtheextractant0.06%TQwereshakenatA/Oratioof1/1forvaryingperiodsoftimerangingfrom1to30min.Theresultsshowedthatincreasingthecontacttimehadlittleinfluenceonincreasingtheextractionefficiencyofniobiumand15minwasadequateforthemaximumextractionofniobiumwhere67.2%wasachieved.3.4Effectofaqueous/organic(A/O)ratioThesulfateleachliquorof4.5mol/Lacidconcentrationcontaining2.33g/LNbwasshakenwith0.06%TQinmethylenechloridefor15minatdifferentA/Oratiosvariedfrom1/4to3/1.AsshowninTable3,thedistributionratioofniobiumincreasedbyincreasingvolumeratioofaqueousphaseovertheorganicphase,thusthemaximumNbloadingwasoccurredatratioof3/1.Table3EffectofA/Oratiouponextractingniobiumby0.06%TQfromaqueoussolutionof4.5mol/Lsulfuricacidand15min