CN112301236A - 铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法 - Google Patents
铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112301236A CN112301236A CN202011166801.7A CN202011166801A CN112301236A CN 112301236 A CN112301236 A CN 112301236A CN 202011166801 A CN202011166801 A CN 202011166801A CN 112301236 A CN112301236 A CN 112301236A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- niobium
- concentrate
- slag
- furnace
- smelting
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
- C22B34/24—Obtaining niobium or tantalum
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/006—Starting from ores containing non ferrous metallic oxides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/001—Dry processes
- C22B7/004—Dry processes separating two or more metals by melting out (liquation), i.e. heating above the temperature of the lower melting metal component(s); by fractional crystallisation (controlled freezing)
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,包括如下步骤:将铌粗精矿、造渣剂、还原剂按100:(0‑50):(2‑25)的质量比进行混合配料;造渣剂不为0;将所得的配料投入到熔炼炉内熔炼,熔炼产出含铁合金、炉渣和烟气;通过控制配料组成及炉内氧势,并监控熔炼产出物的组分、铁的回收率来调整炉内氧势及CaO/SiO2质量比至合适的范围;含铁合金中Fe的回收率控制在10%~55%,炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.3~0.7;将产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶;然后破碎后细磨,将获得的渣粉采用选矿工艺处理,获得高品位铌精矿。本发明工艺简单,操作易行,成本低,可利用铌粗精矿生产高品位铌精矿。
Description
技术领域
本发明属于铌资源利用领域,具体涉及以低品位铌粗精矿生产高品位铌精矿的冶金方法。
背景技术
铌是一种重要的战略金属,广泛应用于钢铁、航空航天、电子信息等领域,是国民经济和国防建设重要的战略资源。自2005年起,我国已成为世界最大的铌消费国,但我国的铌需求却极度依赖进口,对外依存度超过97%。然而,实际上我国铌资源并不短缺,其中包头白云鄂博铁-铌-稀土(Fe-Nb-REE)多金属矿作为我国最大的铌资源基地,其已探明Nb2O5储量达214万吨,远景储量估计超660万吨。因此,实现多金属矿中铌资源的经济利用对缓解我国铌的供需矛盾具有十分重要的意义。
铁-铌-稀土多金属矿含铌矿物种类多、多达20种,且成分复杂,低含铌矿物(铌铁金红石、易解石)占比高,高含铌矿物(铌钙矿、烧绿石)含量少,而且其嵌布粒度细,大部分小于20μm,并与其它矿物密切共生。这导致常规的选矿工艺只能获得低品位的铌精矿,其Nb2O5品位难以超过10%,远低于铌铁生产用高品位(Nb2O550%~60%)铌精矿的要求。这种中/低品位铌精矿采用一步冶炼产出的铌铁合金铌含量远低于国家中级铌铁标准要求;而采用“两步法”冶炼,铌铁合金的铌含量虽有明显提高,但仍低于国家标准要(Nb>50%)。
经过多年的探索,人们认识到铌精矿中铌的品位与铌铁品质密切相关,高品位铌精矿是生产合格高级铌铁的重要保证。为此,由铌粗精矿生产高品位铌精矿已成为近年来人们研究的重点,涉及的具体方法可分为如下两类:
(1)磁化焙烧/还原焙烧-磁选脱铁富铌的工艺,其原理在于:通过磁化焙烧或还原焙烧将难选铁矿物转化为易于磁选分离的矿物,经磁选除铁即可提高磁选尾矿中的铌品位。如中国专利CN104498737A公开了一种高温焙烧-弱磁选富集铌的方法,对含TFe43.5%、Nb2O55.75%的铌粗精矿进行选择性还原,通过铁氧化物的还原破坏原有矿物中铌铁金红石的矿物结构,再将还原矿球磨后弱磁选,得到金属铁粉和含TFe 7.8%、Nb2O512.76%的富铌料(也可称为铌精矿)。但是,这类工艺生产的富铌料Nb2O5品位仍然较低,不足15%,依然无法满足高级铌铁生产的需要。此外,这种方法获得的铌精矿产品Nb2O5品位与原料中的铌品位密切正相关,对于低品位铌粗精矿(Nb2O51.77%-2.76%)经处理后只能提高到仅5.01%-6.91%。
(2)还原熔分-渣相缓冷结晶-细磨-浮选工艺。该工艺一方面通过还原熔分优先脱除几乎全部的铁,进而实现渣相中铌品位的初步富集;另一方面,通过炉渣缓冷结晶获得颗粒较大易于浮选分离的铌矿物,浮选再进一步提升铌品位。如公开号为CN106987673B的中国专利公开了一种以钛铌铁精矿矿粉为原料,碳质还原剂、CaCO3、添加剂、粘结剂为原料,经过配料、混匀、造块、还原熔分等工序实现铌铁分离,制得生铁和Nb2O5含量为5~12%的富铌渣,富铌渣通过渣相调质和缓冷结晶,实现铌矿物的聚集长大,其尺寸可达20~50μm,再通过细磨浮选得到Nb2O5含量为15~40%的富铌渣精矿。与磁化焙烧/还原焙烧-磁选脱铁富铌的工艺相比,这种方法获得的铌浮选精矿铌品位可以明显提高,但是,产出的富铌渣精矿(也可称作铌精矿)铌品位仍达不到高级铌铁的生产标准,其原因在于,仅通过炉渣缓冷结晶方式并不能实现渣中铌向单一高品位铌矿相集中转化。相关文献表明:缓慢结晶后的炉渣含铌矿相仍有多种,包括易解石、铌铁矿、铌钙矿和黄绿石等多种,分散共存的铌矿相则难以通过浮选进行高效富集,进而无法获得高级铌铁用铌精矿。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术中存在的技术难题,提出一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法。
本发明提出的技术方案为一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,包括如下步骤:
(1)将铌粗精矿、造渣剂、还原剂按100:(0-50):(2-25)的质量比进行混合配料;所述造渣剂不为0;
(2)将步骤(1)所得的配料投入到熔炼炉内熔炼,熔炼产出含铁合金、炉渣和烟气;控制熔炼温度≥1350℃,熔炼时间≥10min;通过控制步骤(1)中的配料组成及炉内氧势,并监控步骤(2)中熔炼产出物的组分、铁的回收率来调整炉内氧势及CaO/SiO2质量比至合适的范围;所述含铁合金中Fe的回收率控制在10%~55%,所述炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.3~0.7;
(3)将步骤(2)产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶;
(4)将步骤(3)获得的炉渣破碎后细磨,获得渣粉;
(5)将步骤(4)获得的渣粉采用选矿工艺处理,获得高品位铌精矿。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,优选的,所述铌粗精矿中Nb2O5含量1~10%,TiO2含量0.5~12%,REO含量1~8%,总Fe含量5~60%,CaO含量≤30%,MgO含量≤20%,SiO2含量≤50%,Al2O3含量≤10%;所述铌粗精矿中含铌矿物包括铌铁矿、铌铁金红石、易解石、铌钙矿中的一种或多种。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,优选的,所述还原剂包括固体还原剂和/或气体还原剂;所述固体还原剂包括半焦、粉煤、焦碳、石油焦、木炭、无烟煤、烟煤、煤中的一种或几种;所述气体还原剂包括天然气、水煤气、一氧化碳、氢气中的一种或几种。为了避免固体还原剂引入过多的杂质元素,进一步优选的,所述固体还原剂中C的含量≥75%。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,为了获得合适的炉渣组成,优选的,所述造渣剂包括石英石、河沙、白云石、石灰石、硅石中的一种或几种。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,为了降低熔炼烟尘产量,优选的,所述步骤(1)中的配料经造球制粒和/或烧结制块处理后,再投入到所述熔炼炉内熔炼。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,优选的,所述熔炼炉包括竖炉、鼓风炉、平炉、电炉、转炉、侧吹炉、底吹炉、顶吹炉、反射炉中的一种或几种。所述炉型,除电炉外,其它炉型熔炼使用时优选通入空气、纯氧或者富氧空气。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,为了实现多种矿相共存的铌向烧绿石型铌矿集中转化,我们发现其关键在控制于步骤(2)熔炼阶段合适的炉渣组成和炉内氧势。由于炉内氧势难以直接测量,通过控制步骤(1)中的配料组成即入炉氧化性物质(可被还原剂还原的物质,如铌精矿中的铁氧化物等、鼓入炉内的氧气)和还原性物质(主要为还原剂)的比例,使得步骤(2)中熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率来调整炉内氧势至合适的范围。更具体的,所述熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率控制在10~55%。进一步的,通过控制步骤(1)中造渣剂在配料中的组成(即配料中的CaO和SiO2质量),并监控步骤(2)中熔炼产出的炉渣的CaO/SiO2质量比以调整炉渣体系使其发生铌向烧绿石型铌矿相的集中转化。更具体的,所述炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.3~0.7,优选0.3~0.65。炉渣CaO/SiO2质量比也是影响富铌矿相(即铌-稀土-钛混合矿)和稀土矿相的关键因素之一。为了获得较大颗粒尺寸的烧绿石矿相,易于后续选矿分离回收操作,进一步更优选的,所述熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率控制在15~45%,更优选的,所述炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.35~0.55。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,优选的,为了保证铁合金熔体与炉渣之间的分离效果,所述步骤(2)中的熔炼温度控制在1400℃~1550℃,熔炼时间≥30min。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,为了获得大颗粒人工烧绿石矿相,易于后续选矿方法获得高品位铌精矿,优选的,所述步骤(3)中炉渣的冷却速度≤30℃/min;特别优选≤15℃/min。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,优选的,所述高品位铌精矿为烧绿石型铌精矿,且其中Nb2O5+REO+TiO2总含量≥30%。更优选的,所述烧绿石型铌精矿中主要矿相烧绿石的化学式为A2-mB2O6-wY1-n,(m=0~1.7,w=0~0.7,n=0~1),其中A位置元素包括Na、Ca、Mn、Ba、REE、Sb、U、Th、Sr、Fe2+中的至少一种,B位置主要构成元素包括Nb、Ti、Ta、Al、Fe(三价铁)、Zr、Sn、W中的至少一种,Y位置主要有空穴、O、F、OH-、H2O中的至少一种。基于上述理论及我们的试验研究结果,在本发明的烧绿石人工矿相的形成过程中,除了Nb以外,稀土元素(REE)和Ti也易于富集进入烧绿石相中,因此,本发明的工艺不仅可解决铌粗精矿中铌的回收利用问题,还可以协同回收其伴生的稀土和钛。
上述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,优选的,所述步骤(5)中的选矿工艺处理包括重选、浮选、电选和磁选中的一种或几种。
本发明的核心技术思想为:矿物的赋存特性是决定矿石原料选冶性能好坏的“内因”。对于多金属复杂矿来说,一个更好的思路是从“内因”着手,对原料矿物进行“人工”矿相转化,驱使目标金属/元素富集转化成易选的富集矿相,那样便可采用简易选冶工艺处理。实际上,我们的研究发现,白云鄂博等地的多金属矿铌矿物难选的根源,就在于矿物组成/赋存特性这一“内因”的不同,进而言之是由于成矿的元素与物理化学条件的不同,导致后续选冶处理的难易程度不同。基于我们最新的理论与试验研究成果,本发明是特别基于Nb2O5-Na2O-CaO-SiO2-Al2O3-FeOx-TiO2-F-P多组元硅酸盐炉渣体系,其不同于铌矿碳酸盐熔体体系,但通过控制合适的条件,可实现铌向烧绿石型铌矿相的集中转化,进而获得易于选矿分离富集高品位的铌精矿产品。
与现有技术相比,本发明的工艺方法,具有如下显著优势:
(1)工艺方法的可操作性强、经济合理、工艺步骤简单,可实现在白云鄂博等铁铌稀土多金属矿中的多种铌矿物向高品位、易选烧绿石型矿相的集中转化,为获得高品位铌精矿提供了保障,也为白云鄂博等地的铌资源综合利用提供了切实可行的实施方案,真正解决了我国白云鄂博等地铌资源的工业应用开发问题;
(2)本发明的工艺还实现了稀土元素与铌一起富集到含稀土烧绿石中,实现了高价值稀土与铌的综合回收;
(3)大部分的铁也以铁合金形式分离出来,实现了铌粗精矿中铁的综合利用。
附图说明
图1为本发明实施例1制备得到的典型炉渣的微观结构图。
具体实施方式
为了便于理解本发明,下文将本发明做更全面、细致地描述,但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
除非另有定义,下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的,并不是旨在限制本发明的保护范围。以下实施例中如无特别说明,所涉及的百分含量均是指质量百分数。
除非另有特别说明,本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1:
一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,包括如下步骤:
(1)将铌粗精矿(Nb2O5含量为3.52%,TiO2含量4.29%,稀土氧化物REO含量1.50%,总Fe含量14.03%,CaO含量14.03%,SiO2含量12.75%,MgO含量10.05%,Al2O3含量1.87%,铌主要以铌铁矿、铌铁金红石、易解石形式存在)、造渣剂(本实施例选用石灰石)、还原剂(本实施例选用焦炭,其含C量84%)按100:30:5的质量比进行混合配料;
(2)将步骤(1)所得的配料投入到电炉内熔炼,熔炼产出含铁合金、炉渣和烟气;控制熔炼温度1500℃,熔炼时间30min;通过控制步骤(1)中的配料组成,并监控熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率来调整炉内氧势至合适的范围,本步骤熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率控制在23.3%;通过控制步骤(1)中造渣剂在配料中的组成,并监控熔炼产出的炉渣的CaO/SiO2质量比以调整炉渣体系使其发生铌向烧绿石型铌矿相的集中转化,本步骤炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.45;
(3)将步骤(2)产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶,控制冷却速度5℃/min;
(4)将步骤(3)获得的炉渣破碎后细磨,获得渣粉;其中渣中的铌以烧绿石矿相存在(参见图1);
(5)将步骤(4)获得的渣粉采用浮选工艺处理,获得高品位铌精矿。
通过常规的测试方法对本实施例获得的高品位烧绿石型铌精矿进行分析,发现其中主要矿相烧绿石的化学式为A0.95B2O5.31Y0.17,其中A位置元素主要包括Ca,Na,Ba,稀土元素La,Ce和Nd,B位置主要为Nb、Ti、Fe,Y位置为F,且其中Nb2O5含量49.84%、REO含量25.62%、TiO2含量9.03%。
实施例2:
一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,包括如下步骤:
(1)将铌粗精矿(Nb2O5含量为2.37%,TiO2含量4.13%,稀土氧化物REO含量3.32%,总Fe含量16.75%,CaO含量18.94%,SiO2含量11.23%,MgO含量11.50%,Al2O3含量2.34%,铌主要以铌铁矿、铌铁金红石、易解石、铌钙矿形式存在)、造渣剂(本实施例选用石灰石)、还原剂(本实施例选用焦炭,其含碳量87%)按100:20:15的质量比进行混合配料;
(2)将步骤(1)所得的配料投入到转炉内熔炼,熔炼时供应空气、纯氧或者富氧空气,熔炼产出含铁合金、炉渣和烟气;控制熔炼温度1400℃,熔炼时间60min;通过控制步骤(1)中的配料组成,并监控熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率来调整炉内氧势至合适的范围,本步骤熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率控制在28.29%;通过控制步骤(1)中造渣剂在配料中的组成,并监控熔炼产出的炉渣的CaO/SiO2质量比以调整炉渣体系使其发生铌向烧绿石型铌矿相的集中转化,本步骤炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.58;
(3)将步骤(2)产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶,控制冷却速度5℃/min;
(4)将步骤(3)获得的炉渣破碎后细磨,获得渣粉;其中渣中的铌以烧绿石矿相存在;
(5)将步骤(4)获得的渣粉采用浮选工艺处理,获得高品位铌精矿。
通过常规的测试方法对本实施例获得的高品位烧绿石型铌精矿进行分析,发现其中主要矿相烧绿石的化学式为A1.6B2O6Y0.37,其中A位置元素包括Na、Ca、Mn、Ba、REE,B位置主要构成元素为Nb、Ti,Y位置F,其Nb2O5含量21.45%、REO含量8.3%、TiO2含量6.72%。
实施例3:
一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,包括如下步骤:
(1)将铌粗精矿(Nb2O5含量为6.31%,TiO2含量3.61%,稀土氧化物REO含量2.5%,总Fe含量24.03%,CaO含量4.03%,SiO2含量21.87%,MgO含量1.05%,Al2O3含量0.26%,铌主要以铌铁矿、铌铁金红石、易解石形式存在)、造渣剂(本实施例选用石灰石)、还原剂(本实施例选用煤和石油焦,其平均碳含量89%)按100:5:20的质量比进行混合配料;然后对所述配料进行加入粘结剂(如腐殖酸钠、水玻璃等)进行造球制粒处理;
(2)将步骤(1)所得的配料投入到竖炉内熔炼,熔炼时供应空气、纯氧或者富氧空气,熔炼产出含铁合金、炉渣和烟气;控制熔炼温度1550℃,熔炼时间10min;通过控制步骤(1)中的配料组成,并监控熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率来调整炉内氧势至合适的范围,本步骤熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率控制在25.9%;通过控制步骤(1)中造渣剂在配料中的组成,并监控熔炼产出的炉渣的CaO/SiO2质量比以调整炉渣体系使其发生铌向烧绿石型铌矿相的集中转化,本步骤炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.38;
(3)将步骤(2)产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶,控制冷却速度5℃/min;
(4)将步骤(3)获得的炉渣破碎后细磨,获得渣粉;其中渣中的铌以烧绿石矿相存在;
(5)将步骤(4)获得的渣粉采用浮选工艺处理,获得高品位铌精矿。
通过常规的测试方法对本实施例获得的高品位烧绿石型铌精矿进行分析,发现其中主要矿相烧绿石的化学式为A1.35B2O6Y0.08,其中A位置元素包括Na、Ca、Mn、Ba、REE,B位置主要构成元素为Nb、Ti、Fe,Y位置主要为F,且其中Nb2O5含量48.54%、REO含量23.1%、TiO2含量8.87%。
Claims (11)
1.一种铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,包括如下步骤:
(1)将铌粗精矿、造渣剂、还原剂按100:(0-50):(2-25)的质量比进行混合配料;所述造渣剂不为0;
(2)将步骤(1)所得的配料投入到熔炼炉内熔炼,熔炼产出含铁合金、炉渣和烟气;控制熔炼温度≥1350℃,熔炼时间≥10min;通过控制步骤(1)中的配料组成及炉内氧势,并监控步骤(2)中熔炼产出物的组分、铁的回收率来调整炉内氧势及CaO/SiO2质量比至合适的范围;所述含铁合金中Fe的回收率控制在10%~55%,所述炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.3~0.7;
(3)将步骤(2)产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶;
(4)将步骤(3)获得的炉渣破碎后细磨,获得渣粉;
(5)将步骤(4)获得的渣粉采用选矿工艺处理,获得高品位铌精矿。
2.根据权利要求1所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述铌粗精矿中Nb2O5含量1~10%,TiO2含量0.5~12%,REO含量1~8%,总Fe含量5~60%,CaO含量≤30%,MgO含量≤20%,SiO2含量≤50%,Al2O3含量≤10%;所述铌粗精矿中含铌矿物包括铌铁矿、铌铁金红石、易解石、铌钙矿中的一种或多种。
3.根据权利要求1所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述还原剂包括固体还原剂和/或气体还原剂;所述固体还原剂包括半焦、粉煤、焦炭、石油焦、木炭、无烟煤、烟煤、煤中的一种或几种;所述气体还原剂包括天然气、水煤气、一氧化碳、氢气中的一种或几种;所述固体还原剂中C的含量≥75%。
4.根据权利要求1所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述造渣剂包括石英石、河沙、白云石、石灰石、硅石中的一种或几种。
5.根据权利要求1所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述步骤(1)中的配料经造球制粒和/或烧结制块处理后,再投入到所述熔炼炉内熔炼;所述熔炼炉包括竖炉、鼓风炉、平炉、电炉、转炉、侧吹炉、底吹炉、顶吹炉、反射炉中的一种或几种;所述熔炼炉熔炼时供应空气、纯氧或者富氧空气。
6.根据权利要求1-5中任一项所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述熔炼产出的含铁合金中Fe的回收率控制在15~45%。
7.根据权利要求6所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,通过控制步骤(1)中造渣剂在配料中的组成,并监控步骤(2)中熔炼产出的炉渣的CaO/SiO2质量比以调整炉渣体系使其发生铌向烧绿石型铌矿相的集中转化。
8.根据权利要求7所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述炉渣的CaO/SiO2质量比控制在0.35~0.55。
9.根据权利要求1-5中任一项所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述步骤(2)中的熔炼温度控制在1400℃~1550℃,熔炼时间≥30min;所述步骤(3)中炉渣的冷却速度≤30℃/min;特别优选≤15℃/min。
10.根据权利要求1-5中任一项所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述高品位铌精矿为烧绿石型铌精矿,且其中Nb2O5+REO+TiO2总含量≥30%。
11.根据权利要求10所述的铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法,其特征在于,所述烧绿石型铌精矿中主要矿相烧绿石的化学式为A2-mB2O6-wY1-n,(m=0~1.7,w=0~0.7,n=0~1),其中A位置元素包括Na、Ca、Mn、Ba、REE、Sb、U、Th、Sr、Fe2+中的至少一种,B位置主要构成元素包括Nb、Ti、Ta、Al、Fe、Zr、Sn、W中的至少一种,Y位置主要有空穴、O、F、OH-、H2O中的至少一种。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011166801.7A CN112301236B (zh) | 2020-10-27 | 2020-10-27 | 铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011166801.7A CN112301236B (zh) | 2020-10-27 | 2020-10-27 | 铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN112301236A true CN112301236A (zh) | 2021-02-02 |
CN112301236B CN112301236B (zh) | 2021-08-31 |
Family
ID=74331307
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202011166801.7A Active CN112301236B (zh) | 2020-10-27 | 2020-10-27 | 铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN112301236B (zh) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113234920A (zh) * | 2021-04-30 | 2021-08-10 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 将铌粗精矿中的铌矿物转化为钠铌矿及生产铌精矿的方法 |
CN115138471A (zh) * | 2022-05-16 | 2022-10-04 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从稀有多金属矿中综合回收铌的方法 |
CN116334415A (zh) * | 2023-05-25 | 2023-06-27 | 北京科技大学 | 一种提高贫铌渣品位的方法与设备 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3811867A (en) * | 1972-10-16 | 1974-05-21 | J Scott | Process for the recovery of tantalum and niobium and other metals from tin slag |
JPH032306A (ja) * | 1989-05-30 | 1991-01-08 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 希小金属の回収を兼ねた溶銑の製造方法 |
CN104928540A (zh) * | 2015-06-19 | 2015-09-23 | 承德天大钒业有限责任公司 | 一种铝铌硅钛中间合金及其制备方法 |
CN105803231A (zh) * | 2014-12-30 | 2016-07-27 | 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) | 一种低级铌钛铁合金的制备方法 |
CN106755651A (zh) * | 2016-12-10 | 2017-05-31 | 东北大学 | 一种含稀土和/或铌熔渣冶金一步法回收的方法 |
-
2020
- 2020-10-27 CN CN202011166801.7A patent/CN112301236B/zh active Active
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3811867A (en) * | 1972-10-16 | 1974-05-21 | J Scott | Process for the recovery of tantalum and niobium and other metals from tin slag |
JPH032306A (ja) * | 1989-05-30 | 1991-01-08 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 希小金属の回収を兼ねた溶銑の製造方法 |
CN105803231A (zh) * | 2014-12-30 | 2016-07-27 | 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) | 一种低级铌钛铁合金的制备方法 |
CN104928540A (zh) * | 2015-06-19 | 2015-09-23 | 承德天大钒业有限责任公司 | 一种铝铌硅钛中间合金及其制备方法 |
CN106755651A (zh) * | 2016-12-10 | 2017-05-31 | 东北大学 | 一种含稀土和/或铌熔渣冶金一步法回收的方法 |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113234920A (zh) * | 2021-04-30 | 2021-08-10 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 将铌粗精矿中的铌矿物转化为钠铌矿及生产铌精矿的方法 |
CN115138471A (zh) * | 2022-05-16 | 2022-10-04 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从稀有多金属矿中综合回收铌的方法 |
CN116334415A (zh) * | 2023-05-25 | 2023-06-27 | 北京科技大学 | 一种提高贫铌渣品位的方法与设备 |
CN116334415B (zh) * | 2023-05-25 | 2023-08-15 | 北京科技大学 | 一种提高贫铌渣品位的方法与设备 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN112301236B (zh) | 2021-08-31 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN112301236B (zh) | 铌粗精矿生产高品位铌精矿的方法 | |
CN112410586B (zh) | 从含铁、铌、稀土多金属矿中综合回收铌、稀土、钛的方法 | |
CN112662896B (zh) | 一种钛矿制备富钛料的方法 | |
WO2019071790A1 (zh) | 由含锌与铁的混合熔渣回收有价组分的方法 | |
CN104446021A (zh) | 一种钢铁渣微粉及其生产方法 | |
CN106755653A (zh) | 一种含稀土或铌熔渣冶金熔融还原生产的方法 | |
CN106381401A (zh) | 一种含钒钢渣中钒的还原富集方法 | |
CN106755658A (zh) | 一种含钛熔渣冶金还原生产的方法 | |
CN112281002B (zh) | 从含铁、铌、稀土多金属矿中富集回收铌、稀土、钛的方法 | |
Wang et al. | Innovative method for boron extraction from iron ore containing boron | |
CN103421925A (zh) | 一种制备氯化钛渣的方法 | |
US4155753A (en) | Process for producing silicon-containing ferro alloys | |
CN106755659A (zh) | 一种含稀土混合熔渣冶金熔融还原回收的方法 | |
CN113957185B (zh) | 一种高炉冶炼钒钛磁铁矿的炉料配方 | |
CN112322890B (zh) | 铌粗精矿还原-熔分两段生产高品位铌精矿的方法 | |
CN113215388B (zh) | 将铌粗精矿中的铌矿物转化为铌钙矿及生产铌精矿的方法 | |
US2573153A (en) | Recovery of nickel from nickel silicate ore | |
WO2012149635A1 (en) | Process of the production and refining of low-carbon dri (direct reduced iron) | |
CN107555482B (zh) | 一种利用高铅高磷锰资源制备铁酸锰尖晶石材料的方法及添加剂 | |
CN111041332A (zh) | 稀土铌钛铁合金及其生产方法和使用方法 | |
CN110592400A (zh) | 一种高硅低钙类型的石煤新型提钒的选冶联合方法 | |
Zhang et al. | Clean production of Fe-based amorphous soft magnetic alloys via smelting reduction of high-phosphorus iron ore and apatite | |
CN113234920B (zh) | 将铌粗精矿中的铌矿物转化为钠铌矿及生产铌精矿的方法 | |
CN116555502B (zh) | 转炉渣制备硅锰铁合金的方法 | |
CN111057843B (zh) | 一种利用含钒钢渣生产含钒生铁的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |