简介概要

含铌铁精矿煤基直接还原过程中铌的行为研究

来源期刊：稀有金属2011年第5期

论文作者：蒋曼易佳寇珏及亚娜许言

文章页码：731 - 735

关键词：煤基直接还原;含铌铁精矿;铌分布;

摘要：以含铌铁精矿为研究对象,采用固态煤作还原剂还原焙烧,再经磁选得到还原铁产品。在不同焙烧温度、还原剂用量、助熔剂用量条件下,分别以褐煤和无烟煤为还原剂,研究了各因素对直接还原焙烧-磁选结果的影响,考察焙烧过程中铌分别在渣相和金属相中的分布。试验结果表明,1200℃时80%的铌矿物进入尾矿中;而1300℃时添加助熔剂TS2用量10%条件下,90%铌矿物在直接还原焙烧-磁选得到还原铁产品中富集。

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稀有金属 2011,35(05),731-735

含铌铁精矿煤基直接还原过程中铌的行为研究

孙体昌寇珏及亚娜许言

北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室

摘要：

以含铌铁精矿为研究对象, 采用固态煤作还原剂还原焙烧, 再经磁选得到还原铁产品。在不同焙烧温度、还原剂用量、助熔剂用量条件下, 分别以褐煤和无烟煤为还原剂, 研究了各因素对直接还原焙烧-磁选结果的影响, 考察焙烧过程中铌分别在渣相和金属相中的分布。试验结果表明, 1200℃时80%的铌矿物进入尾矿中;而1300℃时添加助熔剂TS2用量10%条件下, 90%铌矿物在直接还原焙烧-磁选得到还原铁产品中富集。

关键词：

煤基直接还原;含铌铁精矿;铌分布;

中图分类号： TF841.6

收稿日期：2010-12-20

基金：国家自然科学基金资助项目 (51074016);

Distribution Behavior of Niobium in Process of Coal-Based Direct Reduction Roasting of Nb-Bearing Iron Concentrates

Abstract：

A coal-based direct reduction process on Nb-bearing iron concentrates was proposed.The DRI (direct reduction iron) products were separated from the gangue by magnetic separation after roasting with coal.With different roasting temperatures, reduction agent dosages, fluxing agents, and taking the lignite and anthracite as reduction agent, it was investigated that different parameter affected the results of direct reduction roasting, and niobium respectively distributed in slag and metallic iron.The experimental results showed that 80% of the niobium mineral entered the tailings with the roasting temperature of 1200 ℃, while 90% entered DRI in 1300 ℃ with adding fluxing agent TS2 10%.

Keyword：

coal-based direct reduction roasting;Nb-bearing iron concentrates;distribution of niobium;

Received： 2010-12-20

我国80%以上的铌资源贮藏在包头白云鄂博 ^[1] 。但由于矿床中铌矿和铁矿共生, 紧密镶嵌, 且铌的品位很低, 提取难度很大。现有的提铌方法是通过选矿得到含铌铁精矿, 此铁精矿以球团或烧结矿的形式, 送进高炉冶炼, 生产出含铌铁水; 然后含铌铁水送入转炉吹炼, 使铌氧化进入渣中, 从而得到铌富集的渣。现有提铌流程长、成本高、铌回收率低 ^[2] 。最近的研究表明, 在高炉还原过程中, 铌矿物将被还原为碳化铌 (NbC) , 在渣铁界面形成NbC滞留带 ^[3] , 限制了铌在铁水中的溶解, 使高炉中铌的回收率仅为40%～70%, 且NbC在铁水中的溶解度较低, 铌的溶解度随温度的降低而降低 ^[4] 。由于铁水不能吸收更多的铌, 高炉过程无法处理含铌品位较高的铁矿。另外, 相关研究报道, 直接还原法可成为铁矿中有价金属提取的方法, 通过CO/CO₂混合气体还原含铌铁矿, 实现铁、铌的选择性还原, 即仅使铁氧化物还原为金属铁而铌氧化物不被还原, 再经磁选或熔分除铁, 得到铌富集的含铌矿物 ^[2,5] 。这种方法可使提铌工艺简化, 但也存在成本高、铌回收率低的缺点, 在工业中未得到实施。本文提出煤基直接还原法处理含铌铁精矿工艺, 以固态煤作还原剂进行还原焙烧, 再经磁选得到还原铁产品, 在不同焙烧温度、还原剂用量以及助熔剂用量条件下, 研究了焙烧过程中铌矿物分别在渣相和金属相的分布情况。

1 实验

1.1 原料

试验所用含铌铁精矿粉取自内蒙包头, 粒度-0.074 mm占80.52%, TFe 58.00%, Nb₂O₅ 1.19%。物相分析表明, 铌精矿粉中含铌矿物主要为铌铁矿、铌铁金红石、烧绿石、易解石, 含铁主要矿物为赤铁矿, 脉石矿物主要有萤石, 石英等。

试验所用还原剂有内蒙无烟煤和惠民褐煤, 其煤质分析见表1。助熔剂有TS1和TS2。由表1得出, 无烟煤固定碳含量高, 而褐煤挥发成分含量高于无烟煤。

1.2 方法

试验工艺流程如图1所示。还原焙烧在马弗炉中进行, 用磁选管进行磁选。把经直接还原焙烧磁选所得磁性产品称为还原铁产品, 焙烧磁选后的非磁性产品称为尾矿。还原剂和添加剂的用量都是指所添加的质量与原矿质量之比, 用百分数表示。还原铁产品的中铁、铌品位是指TFe及Nb₂O₅的含量, 其品位和回收率统称为焙烧指标。

表1 内蒙无烟煤、惠民褐煤煤质分析

Table 1Coal quality analysis of Inner Mongolia anthracite coal and Huimin lignite coal

Coal types	Water/ %	Ash/ %	Volatile/ %	Fixed carbon/%	Total sulfur/%
Anthracite	1.63	8.01	7.11	84.88	0.34
Lignite	13.18	7.15	50.13	42.72	0.22

图1 含铌铁精矿煤基直接还原焙烧工艺流程

Fig.1 Flow sheet of coal-based direct reduction roasting of iron concentrates Nb-bearing

2 结果与讨论

2.1 焙烧温度试验

根据其他矿石焙烧试验的经验, 首先选用固定碳含量高的无烟煤作还原剂, 进行了焙烧温度试验, 考察其还原效果, 结果见图2。

确定其他试验条件: 无烟煤的用量20%, 焙烧温度分别为1000, 1100, 1200, 1300 ℃, 焙烧时间60 min, 冷却方式为自然冷却; 一段磨矿磁选, 磨矿浓度60%, 磨矿细度为-0.074 mm占80%, 磁选磁场强度为1200 kA·m^-1。

从图2可以看出, 无烟煤作还原剂时, 随着焙烧温度的升高, 还原铁产品中铁的品位呈现先降低再升高的规律, 均在90%左右, 回收率随温度升高而增加, 1300 ℃时可以达到95.95%, 所以铁精矿中的铁容易还原。还原铁产品中的铌, 虽然随着温度的升高明显增加, 温度为1200 ℃时铌含量仅为0.48%, 1300 ℃时1.05%; 回收率随温度升高而明显增加, 1200 ℃时仅为24.83%, 1300 ℃时可以达到54.62%。试验结果表明, 1200 ℃时铌一部分进入还原铁产品中, 约80%铌矿物富集进入尾矿中; 1300 ℃时铌均分在还原铁和尾矿中, 所以确定焙烧温度为1200和1300 ℃, 分别考察在各温度下, 还原剂和助熔剂对还原焙烧过程中铌的分布走向的影响。

图2 焙烧温度对焙烧磁选的影响

Fig.2 Effect of different roasting temperature on roasting and magnetic election

2.2 1200 ℃下不同还原剂及其用量试验

根据同类矿石焙烧试验的经验, 比较无烟煤和褐煤的还原效果, 进行了用量试验, 考察不同还原剂及用量对还原焙烧过程中铌的分布的影响。两种还原剂的试验结果见图3。

由图3可看出, 以无烟煤或褐煤作还原剂, 还原铁产品中TFe品位在90%左右, 随着其用量的增加均呈现下降的趋势, TFe回收率均在90%以上且随用量增加而无明显变化趋势。同时随着煤用量的增加, 还原铁产品中Nb品位和回收率也逐渐增加, 铌品位低于1.5%, 回收率60%。结果表明, 在焙烧温度1200 ℃时, 以无烟煤作还原剂, 随着煤用量的增加, 铌逐渐进入还原铁产品中, 而以褐煤作还原剂时, Nb 60%进入尾矿中。

2.3 1300 ℃下不同还原剂及其用量试验

焙烧温度1300 ℃下比较无烟煤和褐煤, 分别进行煤用量试验, 考察不同还原剂及用量对还原焙烧过程中铌的分布的影响, 试验结果见图4。

由图4可以得出, 1300 ℃焙烧温度下随着煤用量的增加, 还原铁产品中铁的品位和回收率与1200 ℃焙烧温度下呈现相似的规律, 煤用量为20%时, 还原铌铁产品TFe品位为84.9%, 回收率达到96%, 所以煤用量在20%时铁的氧化物已基本还原。同时随着煤用量的增加, 还原铁产品中Nb的含量逐渐增加, 回收率增加明显, 煤用量30%时铌品位为1.54%, 回收率达到90%。同时在焙烧温度1300 ℃下, 以褐煤作还原剂, 出现相似的还原规律。由此得出, 焙烧温度1300 ℃下, 在强还原气氛下, 铌能够富集于还原铁产品中。

由图4得出, 在煤用量40%以上时两种还原剂的变化趋势基本一样, 铌、铁回收率均达到90%, 综合考虑经济成本及产品指标, 确定选用地理位置就近的内蒙无烟煤作还原剂, 确定用量30%。

2.4 添加助熔剂试验

根据查阅文献, 提高给矿碱度有利于铌还原, 在焙烧温度1300 ℃下进行了助熔剂用量试验, 考察添加碱性助熔剂对焙烧试验结果的影响, 试验结果见图5。

图5 1300 ℃添加助熔剂对焙烧磁选试验结果的影响

Fig.5 Effect of roasting indicators with different fluxing agent under 1300 ℃ (a) TS1; (b) TS2

由图5可以得出, 随着助熔剂用量的增加, 还原铁产品中铁的品位先增加后降低, 铁的回收率随用量增加而增加, 均保持在94%以上, TS1用量为10%, TFe品位达到85%, 回收率96%。同时随着TS1用量的增加, 还原铁产品中Nb的品位和回收率明显增加, TS1用量10%时铌品位为1.75%, 回收率由不加助熔剂时的83%增至94%。同时由图得出, 以TS2作助熔剂时, 对焙烧试验指标的影响效果相似。试验结果表明, 焙烧温度1300 ℃下, 添加助熔剂有利于铌矿物在还原铁产品中富集。