刘牡丹，刘 勇，刘珍珍，周吉奎

广东省资源综合利用研究所，稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东省矿产资源开发与综合利用重点实验室，广东 广州510650

我国内蒙、新疆、云南等地蕴藏了丰富的稀土-铌-铁共生矿资源，这类资源的显著特点是矿物种类多、嵌布关系紧密，采用物理选矿方法难以有效分离和富集有价金属[1]．国内许多学者采用冶金方法对这类矿石进行了研究，如高鹏等人以TFe含量32.17%，REO含量7.14%，Nb2O5含量0.127%的物料为原料，在还原温度1225 ℃、还原时间30 min、配碳比为2的条件下进行深度还原，还原物料经阶段磨矿-粗细分选后，得到铁品位91.61%、回收率93.23%的铁粉，以及REO含量12.25 %、回收率98.73%的可作为分选稀土原料的尾矿，为高铁稀土粗精矿的分离回收提出了可行的方法[2]．方觉等人[3]对Nb2O5含量为1.82%，TFe为51.6%的铌精矿，提出了选择性还原-熔分-铌铁冶炼的处理方案，可获得铌含量14%的铌铁，铌的总回收率大于80%，铁的总回收率大于90%．陈宏等人[4-5]采用直接还原技术对经重选得到的含铌铁矿粉(TFe含量53.7%，REO含量1.5%，Nb2O5含量1.77%)进行处理，除铁率达到96.5%，非磁性物中Nb2O5含量提高到6.91%．从已开展的研究来看，冶金法可有效处理高品位的含铌铁矿粉或稀土粗精矿，特别是共生矿中铁的回收[6-7]．固态直接还原工艺具有流程短、温度低、容易工业化等优点，可使铁氧化物转变为金属铁，经磁选后铌、锆、稀土等稀有金属在非磁性渣中富集，为分离回收稀有金属创造良好条件．

云南某稀土-铌伴生铁矿经选矿预富集，可获得TFe含量35%以上的铁粗精矿，稀土、铌等稀有金属在粗精矿中获得一定程度的富集，但是含量仍然较低，不能达到目前工业生产要求的精矿品位，需采用冶金工艺对其进行深度处理．本研究以该稀有金属伴生铁粗精矿为原料，开展直接还原-磁选工艺研究，考查铁粗精矿中铁与稀土、铌的分离富集效果，以期为这类矿的综合利用提供可行的技术路线．

1 试验部分

1.1 原 料

试验所用原料为云南某稀有金属伴生铁矿选矿产出的铁粗精矿，其主要元素含量如表1所示．由表1可知：铁粗精矿中铁品位为38.25%，其它有价元素主要有稀土、铌、钛、锆，其含量分别为1.43%，1.62%，9.25%和5.3%；杂质SiO2含量较高为23.18%，其次是Al2O3含量为5.76%，SiO2含量高将对冶金处理过程产生不利的影响．

试验所用还原剂为烟煤，其工业分析结果列于表2．由表2可知：试验所用烟煤焦渣特性为1，水分为5.68%；固定碳含量和挥发分含量均较高，分别为50.31%和34.25%；灰分含量较低，其值为11.44%，灰分软化温度为1320 ℃，表明该烟煤是良好的还原剂．试验所用的添加剂为碳酸钠、硫酸钠、碳酸钙，它们均为化学试剂纯．

表1 粗精矿主要元素含量Table 1 Main element contents of the rough concentrate

表2 还原剂(烟煤)工业分析结果Table 2 Industrial analysis results of reductant (bituminous coal)

1.2 方 法

铁粗精矿的直接还原试验在小型竖式中频炉内进行，反应罐为石墨坩埚．试验时先将粗精矿及添加剂按一定比例混匀后制成D=10 mm的球团，湿球团置于100 ℃下干燥，然后在设定的温度下还原．还原后将球团磨至一定粒度，再采用湿式弱磁选分选磁性物及非磁性物，所得磁性物即为金属铁粉，非磁性物用于回收稀土、铌、钽、钛、锆等有价元素．以磁性物品位及其回收率和非磁性物稀土、铌品位及其回收率作为主要评价指标．图1为试验流程示意图．

图1 粗铁精矿直接还原-磁选工艺流程图Fig.1 Direct reduction-magnetic separation flowsheet of the rough iron concentrate

2 结果与讨论

2.1 直接还原

在铁矿石还原过程中碱性添加剂钠盐是一种非常有效的还原催化剂，碳酸钠和硫酸钠均能有效促进铁氧化物的还原；在冶金生产工业中钙盐也是一种常用的添加剂，其可有效地脱除硅、铝等脉石成分，是钢铁工业生产中一种常用的脱硅剂．因此，钠盐和钙盐是稀有金属伴生铁矿还原过程中的理想添加剂．

2.1.1 添加剂种类及用量的影响

在还原温度1200 ℃、还原时间150 min、磨矿细度-0.074 mm约占70%、磁场强度800 Oe的条件下，研究了添加剂种类对还原、分选效果的影响，结果列于表3．由表3可知：单独选用碳酸钠、硫酸钠或碳酸钙作为添加剂时，铁与稀有金属的分离富集效果不理想；当选用混合添加剂时，铁与稀有金属的分离富集效果得到改善，特别是当硫酸钠和碳酸钙同时作为添加剂时，分选效果最佳．因此，适宜的添加剂为硫酸钠和碳酸钙．

表3 添加剂种类对选别指标的影响Table 3 Effect of additive kinds on the separation indicators

注：1)还原过程中有烧损，磁性物与非磁性物的产率之和不为100%；每次试验存在个体差异，二者之和也不一样，下同．

硫酸钠和碳酸钙同时作添加剂，可有效实现粗精矿中铁与其它金属的分离．在还原温度1200 ℃、还原时间150 min、磨矿细度为-0.074 mm约占70%及磁场强度800 Oe的条件下，研究了硫酸钠和碳酸钙用量对还原、分选效果的影响，结果列于表4．由表4可知：当碳酸钙用量为15%时，随着硫酸钠用量的增加，磁性物的铁品位及回收率逐渐升高，非磁性物的品位及回收率也逐渐升高，当硫酸钠用量超过15%时各项指标的升高幅度均较小；当硫酸钠用量为15%时，随着碳酸钙用量从5%增加到10%，磁性物和非磁性物的各项指标均大幅度升高，当碳酸钙用量进一步增加到20%时，各项指标均有明显降低．因此，硫酸钠和碳酸钙适宜的用量分别为15%和10%．

表4 添加剂用量对选别指标的影响Table 4 Effect of additive dosage on the separation indicators

2.1.2 还原温度及时间的影响

温度是影响还原效果的重要因素之一．在硫酸钠用量为15%、碳酸钙用量为10%、还原时间150 min，磨矿细度-0.074 mm约占70%及磁场强度800 Oe的条件下，研究了还原温度对还原、分选效果的影响，结果列于表5．由表5可知，温度对还原分选指标影响显著．当还原温度低于1150 ℃时，铁与稀有金属的分离、富集效果不理想；当还原温度升高到1200 ℃时，各项指标明显改善，磁性物的品位及回收率分别达到90.13%和90.15%，非磁性物中REO及Nb2O5的品位分别为2.54%和2.5%、回收率分别为93.84%和81.53%；当还原温度进一步升高时，各项指标进一步改善，但幅度较小，而且此时球团熔融现象加剧，会对后续操作及设备正常运转产生不利的影响．因此，适宜的还原温度为1200 ℃．

表5 还原温度对选别指标的影响Table 5 Effect of reduction temperature on the separation indicators

还原时间对还原效果的影响很大．在硫酸钠用量15%、碳酸钙用量10%、还原温度1180 ℃、磨矿细度为-0.074 mm约占70%及磁场强度800 Oe的条件下，研究了还原时间对还原、分选效果的影响，结果列于表6．

表6 还原时间对选别指标的影响Table 6 Effect of reduction time on the separation indicators

从表6可见：随着还原时间的延长，铁与稀有金属的分离富集效果得到明显改善，磁性物铁品位从85.95%升高到93.45%，铁回收率从88.11%逐渐升高到90.48%，非磁性物中REO和Nb2O5的品位变化幅度不大，二者回收率分别从85.43%和74.82%逐渐升高到93.12%和84.48%；当还原时间超过120 min后，各项指标的变化幅度均不大．因此，适宜的还原时间约为120～150 min．

2.2 磁选分离

2.2.1 磨矿细度的影响

物料的单体解离情况直接影响分选效果的好坏，因此还原物料的磨矿细度是影响磁选指标的重要因素．在还原温度1180 ℃、还原时间150 min、硫酸钠用量为15%、碳酸钙用量为10%及磁场强度800 Oe的条件下，研究了磨矿细度(以-0.074 mm的粒级衡量)对铁矿还原分选的影响，结果列于表7．

由表7可知：随着磨矿细度的增加，磁性物铁品位从87.56%提高到92.05%，铁的回收率则呈先升高后降低的趋势，当-0.074 mm占85.4%时铁的回收率达最大值为90.08%；非磁性物REO和Nb2O5品位变化幅度不大，二者的回收率呈先升高后降低的趋势，当-0.074 mm占85.4%时REO和Nb2O5的回收率达最大分别为91.9%和81.75%．这是由于随着磨矿细度增加，各矿物的单体解离度增大，分选效果得到改善，不过随着磨矿细度进一步增加，细粒物料占比增加，回收率有所降低．因此，适宜的磨矿细度为-0.074 mm约占85%．

表7 磨矿细度对选别指标的影响Table 7 Effect of grinding fineness on the separation indicators

2.2.2 磁场强度的影响

在还原温度1180 ℃、还原时间150 min、Na2SO4用量为15%、碳酸钙用量为10%、磨矿细度为-0.074 mm占85.4%的条件下，研究了磁场强度对分选、富集指标的影响，结果列于表8．由表8可知：随着磁场强度从600 Oe逐渐升高到1200 Oe，铁品位呈先升高后降低的趋势，不过变化幅度较小，当磁场强度为800 Oe时达最大值为90.48%；随着磁场强度的增加，铁的回收率则从87.4%逐渐升高到90.58%；非磁性物REO和Nb2O5的品位变化幅度不大，二者的回收率均在1000 Oe时达最大值．这主要是因为随着磁场强度的提高，夹杂或连生于磁性物中的非磁性颗粒也进入磁性物中所致，但磁场强度太低，造成磁力较弱，从而使分选效果不好．因此，适宜的磁场强度为800～1000 Oe．

表8 磁场强度对磁性物指标的影响Table 8 Effect of magnetic field intensity on the separation indicators

综上所述，采用直接还原-磁选工艺，可将铁与稀有金属分离和富集，并获得较好的指标，其中铁、稀土及Nb2O5的品位分别为90.48%，2.59%和2.61%，回收率分别为90.08%，91.9%和81.75%.

3 结 论

采用直接还原-磁选工艺处理云南某稀有金属伴生铁矿选矿产出的铁粗精矿，通过试验得到最佳试验条件为还原温度1180℃、还原时间150 min、磨矿细度为-0.074 mm占85.4%、磁场强度800 Oe、添加剂碳酸钙及硫酸钠用量分别为10%和15%．在最佳条件下，当铁粗精矿中铁品位为38.25%及REO和Nb2O5品位分别为1.43%和1.62%时，采用直接还原-磁选工艺可获得的磁性物铁品位为90.48%、铁回收率为90.08%，稀土和铌均在非磁性物中富集，含量分别为2.59%和2.61%，二者的回收率分别为91.9%和81.75%．表明该工艺能实现稀有金属伴生铁矿中铁和稀有金属的分离与富集，为后续稀土和铌的分离提取创造了良好条件．

参考文献：

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