从低品位稀土铌铁粗精矿中分离回收铁和稀有金属的新工艺

李 翔，刘 勇，李光辉，刘牡丹，刘珍珍

1.广东省工业技术研究院（广州有色金属研究院），广东 广州 510650；2.中南大学资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083

我国内蒙、新疆、云南、山西、四川、山东等地蕴藏着丰富的稀土铌铁共生的稀有金属资源.这类资源普遍存在矿石成分复杂，有价元素含量低，微细粒矿物多，嵌布关系紧密等特点，多为难选难冶矿石.随着科技进步，稀土和铌的需求量越来越大，而易选冶的稀土、铌矿资源越来越少.因此，含铁稀土铌共生矿的开发显得日益重要.

目前，国内针对稀土铌铁共生矿的研究主要有选矿法、铌铁冶炼法以及直接还原法.内蒙古白云鄂博矿是典型的稀土铌共生矿，由于现有选矿技术的限制，目前只综合回收利用了铁和稀土，铌尚未得到利用［1－4］，且稀土的回收率也不高，仅接近20%.铌铁冶炼工艺虽然比较成熟，但只能得到铌品位13%～15%的低级铌铁，并且存在工艺流程长、成本高、铌收得率低的问题［5］.直接还原法处理稀土铌共生矿是近年来的研究热点，如陈宏［6］采用气基直接还原技术处理白云鄂博东部接触带2号矿的重选精矿，取得了较好的效果，而该工艺对还原气体成分的要求较高，采用的是90%CO＋10%CO2混合气体；高鹏等［7］采用煤基直接还原处理白云鄂博原矿，但所需的还原温度高达1225℃，能耗较高.

内蒙古某稀土铌铁共生矿的Nb2O5品位0.34%、REO品位0.73%、铁品位4.39%，储量大，具有很好的开发前景，但矿石中有用矿物间的嵌布关系复杂，除伴生和连生外，还广泛存在类质同象，采用物理方法难以有效实现有价元素的富集，获得具有商业价值的精矿.针对该矿的矿石性质，本试验以稀土铌铁共生矿的预富集粗精矿为试样，采用还原焙烧－磁选法，获得了可供电炉炼钢使用的金属铁粉和供湿法冶金使用的稀土、铌富集物，研发出综合回收稀土铌共生矿中铁和稀土、铌的新工艺.

1 实验部分

1.1 原料性质

试验原料为内蒙古某稀土铌铁共生矿的预富集粗精矿，是经高梯度磁选机预富集的产品.其多元素分析结果及铁、稀土和铌的物相分析结果分别列于表1～4所示.

表1 多元素分析结果Table 1 Multi－elemental analysis results of ore

表2 铁的物相分布Table 2 Chemical phases and distribution of iron

表3 稀土的物相分布Table 3 Chemical phases and distribution of rare－earth

由表1可知，预富集粗精矿中铁品位为31.90%，REO 品 位 为 3.16%，Nb2O5品 位 为2.91%，其 主 要 脉 石 矿 物 为 SiO2，含 量 高 达32.96%.由表2可知，铁主要赋存在钛磁赤铁矿、钛铁矿和锰钛铁矿中.由表3可知，88.14%稀土赋存在兴安石中.由表4可知，铌主要赋存在铌铁矿和复稀金矿中.

1.2 还原剂

试验所采用的还原剂为印尼褐煤.该煤固定碳、挥发分、灰分的质量分数分别为52.63%，35.15%，5.31%，是一种良好的还原剂.试验中还原煤均破碎到粒度小于5mm.

1.3 添加剂

试验添加剂为硫酸钠、碳酸钠和活性炭粉，均为化学分析纯.

2 研究方法

稀土铌铁粗精矿中的铁、稀土和铌共存，难以分离获得单独的铁、稀土和铌精矿，而对其进行还原焙烧，铁氧化物被还原为金属铁，稀土和铌仍以氧化物的形式存在，再通过磁选，可实现铁与稀土、铌的分离.在铁矿物的还原过程中，碱金属能使铁氧化物的晶格点阵发生畸变，提高还原速率，促进铁原子的扩散与铁晶粒的长大［8］.因此，在还原焙烧过程中添加适量的钠盐有利于铁与稀土、铌的分离.

将预富集稀土铌铁粗精矿与适量的辅助添加剂活性炭粉及钠盐添加剂混匀，制成直径约15mm的球团，干燥后放进圆筒形石墨罐中，同时加入过量的还原煤，然后将石墨罐置于自动控温熔炼炉中进行还原，还原结束后将石墨罐取出，自然冷却至室温.将已还原的焙烧矿破碎、磨矿至一定细度，用磁选管进行磁选，所得磁性物为金属铁粉，稀土和铌则富集在非磁性矿物中.以金属铁粉中铁品位和回收率及稀土、铌富集物中REO、Nb2O5品位和回收率作为评价指标.试验流程如图1所示.

图1 试验流程图Fig.1 The experimentalflowsheet

3 试验结果及讨论

在铁矿物的还原过程中，碱金属添加剂的种类及其用量、焙烧温度及焙烧时间等对还原焙烧效果及后续的磁选影响很大.故需对其进行条件实验.

3.1 添加剂种类的影响

常用的碱金属钠盐添加剂有硫酸钠、碳酸钠和氯化钠等，本试验选择硫酸钠和碳酸钠作添加剂，按图1所示的还原焙烧－磁选工艺流程，在还原焙烧温度1100℃，焙烧时间120min，磨矿细度－0.074mm85.4%，磁选强度80mT的条件下，进行添加剂种类试验，试验结果列于表5.

由表5可知，将稀土铌铁粗精矿直接进行还原焙烧，仅得到铁品位54.45%的金属铁粉，且铁与稀土、铌的分离效果也不佳，稀土、铌富集物中REO回收率仅为44.28%，Nb2O5回收率为62.65%；添加质量分数10%的碳酸钠后，金属铁粉铁品位略有提高，但铁与稀土、铌的分离效果仍不佳；添加质量分数15%的硫酸钠后，分离效果显著，金属铁粉中铁品位提高到91.82%，稀土、铌富集物中REO回收率提高到95.74%，Nb2O5回收率提高到96.95%.这是由于还原焙烧过程中硫酸钠与脉石矿物中的铝、硅发生反应，破坏了矿石结构，同时生成了低熔点化合物，在局部形成液相，为铁离子的扩散提供了通道，从而有利于铁晶粒的长大［8］.在添加质量分数15%硫酸钠的基础上，再添加质量分数5%活性炭粉，金属铁粉铁回收率明显提高，达到91.47%，而其它指标变化不大.这是由于活性炭粉的添加，促进了球团内部铁氧化物的还原，从而有利于铁的回收.经综合考虑，采用硫酸钠作为钠盐添加剂，活性炭粉作为辅助添加剂，其添加质量分数为5%.

表5 添加剂种类对粗精矿铁与稀土和铌分离的影响Table 5 Effects of various additives on metal iron powder and RE－Nb enrichment products quality

3.2 硫酸钠用量的影响

在还原焙烧温度1100℃，焙烧时间120min，还原产物的磨矿细度－0.074mm85.4%，磁选强度80mT的试验条件下，按图1所示流程，研究硫酸钠用量对铁与稀土、铌分离的影响，试验结果如图2、图3所示.

由图2、图3可知，当添加硫酸钠质量分数增加到15%时，金属铁粉铁品位逐渐提高至89.32%，而铁回收率呈先升后降的趋势；稀土、铌富集物的REO回收率保持在95%左右，Nb2O5回收率从58.49%提高到95.83%.可见，增加硫酸钠用量，有利于铁与铌的分离.当硫酸钠用量增加到20%时，金属铁粉和稀土、铌富集物的各项指标提高幅度不大.因此，选择硫酸钠用量15%为宜.此时，金属铁粉的铁品位为89.32%，铁回收率为91.47%；稀土、铌富集物的REO品位为5.36%，Nb2O5品位为4.62%，REO回收率为96.09%，Nb2O5回收率为95.83%.

图2 硫酸钠用量对金属铁粉铁品位和回收率的影响Fig.2 Effect of sodium sulfate dosage on the iron grade and recovery of metal iron powder

图3 硫酸钠用量对稀土、铌富集物REO和Nb2O5指标的影响Fig.3 Effect of sodium sulfate dosage on the REO and Nb2O5indexes of RE－Nb enrichment

图4 还原焙烧温度对金属铁粉铁品位和回收率的影响Fig.4 Effect of roasting temperature on the iron grade and recovery of metal iron powder

图5 还原焙烧温度对稀土、铌富集物REO和Nb2O5指标的影响Fig.5 Effect of roasting temperature on the REO and Nb2O5indexes of RE－Nb enrichment

3.3 还原焙烧温度的影响

在硫酸钠添加质量分数15%，还原焙烧时间120min，还原产物的磨矿细度－0.074mm85.4%，磁选强度80mT的试验条件下，按图1所示流程，进行还原焙烧温度对铁与稀土、铌分离影响的试验，试验结果如图4、图5所示.

由图4、图5可知，当温度从950℃升至1100℃时，金属铁粉中铁品位从86.24%增加到89.32%，铁回收率从86.05%增加到91.47%；稀土、铌富集物中REO回收率保持在95.53%～96.09%，品位缓缓上升，Nb2O5回收率保持在94.07%～95.82%，Nb2O5品位为4.65%左右.当温度升至1150℃时，铁品位略有下降，Nb2O5回收率下降幅度较大，降至88.23%.这是由于温度过高，FeO与脉石矿物中SiO2和Al2O3发生反应生成了难还原的铁橄榄石和铁尖晶石，一定程度上阻碍了铁的还原，同时也促进了铌氧化物的还原，使部分铌进入到铁相，从而影响了铌的回收率.经综合考虑，确定合适的还原焙烧温度为1100℃.

3.4 还原焙烧时间的影响

在硫酸钠添加质量分数15%，还原焙烧温度1100℃，还原产物的磨矿细度－0.074mm 85.4%，磁选强度80mT的试验条件下，进行还原焙烧时间对铁与稀土、铌分离影响的试验，试验结果如图6、图7所示.

图6 还原焙烧时间对金属铁粉铁品位和回收率的影响Fig.6 Effect of roasting time on the iron grade and recovery of metal iron powder

图7 还原焙烧时间对稀土、铌富集物REO和Nb2O5指标的影响Fig.7 Effect of roasting time on the REO and Nb2O5indexes of RE－Nb enrichment

从图6、图7可看出，随着还原焙烧时间的增加，金属铁粉的铁品位和铁回收率均呈上升趋势，稀土、铌富集物的REO和Nb2O5回收率也有所提高.但焙烧时间超过120min后，金属铁粉和稀土、铌富集物中REO和Nb2O5的指标提高幅度不大，且Nb2O5回收率反而下降.经综合考虑，选择还原焙烧时间120min为宜.

3.5 全流程试验

按图1所示的工艺流程，在硫酸钠添加质量分数15%、还原焙烧温度1100℃、还原焙烧时间120 min，还原产物的磨矿细度为－0.074mm 85.4%，磁选强度80mT的条件下，最终可获得铁品位89.32%的金属铁粉和REO品位5.36%、Nb2O5品位4.62%的稀土、铌富集物.全流程试验结果列于表6.由表6可知，还原焙烧－磁选工艺能有效处理稀土铌铁粗精矿，并可获得供电炉炼钢使用的金属铁粉以及供湿法冶金使用的稀土、铌富集物.

表6 铁与稀土、铌分离的全流程试验结果Table 6 Main chemical component of products obtained in the Fe、RE、Nb separation process

4 结 论

在硫酸钠添加质量分数15%、活性炭粉添加质量分数5%、还原焙烧温度1100℃、还原焙烧时间120min的条件下，对稀土铌铁预富集粗精矿进行还原焙烧.然后在还原焙烧产物磨矿细度为－0.074mm85.4%，磁选强度为80mT的条件下进行磁选，最终可获得铁品位89.32%、回收率91.47%的金属铁粉，稀土、铌富集物的 REO，Nb2O5品位分别为5.36%，4.62%，回收率分别为96.09%，95.83%的指标.采用本试验研制的还原焙烧－磁选新工艺处理稀土铌铁粗精矿，可有效实现铁与稀土、铌的分离与回收.

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