Методы обогащения тантало-ниобиевых руд

01.07.2020

Основным методом обогащения тантало-ниобневых руд является гравитация; первичный гравитационный концентрат подвергают доводке до кондиционного флотогравитацией, флотацией, электромагнитной и электростатической сепарацией, иногда в сочетании с различными химическими способами. Радиоактивность, которой обладают некоторые тантало-ниобиевые минералы, позволяет применять для предварительного обогащения соответствующих руд радиометрическую сортировку. Этот метод основан на разделении кускового материала по интенсивности радиоактивного излучения, и при неравномерном распределении радиоактивных минералов в рудной массе позволяет удалить в отвал часть пустой породы.

Тантало-ниобиевые руды состоят обычно в главной своей массе из легких минералов с удельным весом менее 3,0 (кварц, полевой шпат, кальцит) и тяжелых минералов с удельным весом более 4,0 (тантало-ниобаты, титано-тантало-ниобаты, касситерит, циркон, ильменит и др.).

Значительная разница в удельных весах полезных минералов и пустой породы позволяет с достаточной эффективностью применить для первичного обогащения руд соответствующей структуры отсадочные машины, концентрационные столы и винтовые сепараторы. В ряде случаев успешно используют пневматическое обогащение. Принципы построения схем и условия обогащения на отсадочных машинах и концентрационных столах аналогичны тем, которые имеют место при обработке вольфрамовых, оловянных или титановых руд и не нуждаются в подробном рассмотрении. То же самое относится к применяемой аппаратуре.

В последние годы для первичного обогащения тантало-ниобневых руд особенно широко используют винтовые сепараторы, обладающие рядом преимуществ.

Винтовые сепараторы применяются для обогащения пегматитовой руды месторождения Гардинг (штат Новая Мексика, США), содержащей 0,4% микролита, 0,03% танталита, 5% сподумена, 1% лепидолита, 2% амблигонита, 0,5% мусковита к 85% кварца. При измельчении сподумен образует пластинчатые и игольчатые частицы, которые сильно затрудняют выделение микролита на концентрационных столах. В связи с этим на фабрике установили винтовые сепараторы, при обогащении на которых сподуменовые частицы почти не мешают выделению танталовых минералов. Винтовые сепараторы установлены также для обогащения лепидолит-микролитовой руды на фабрике Браун-Дерби (штат Колорадо, США). Oни позволяют при обогащении руд этого типа получать более богатые концентраты непосредственно из руды.

Преимущества винтовых сепараторов перед отсадочными машинами при обогащении колумбит-касситеритовых песков некоторых месторождений были установлены и в исследованиях Иргиредмета.

Гравитационные методы обогащения тантало-ниобиевых руд из обеспечивают достаточно высокого извлечения металлов в черновые концентрати, особенно при переработке коренных руд с тонкой вкрапленностью минералов.

Основными причинами потерь с хвостами гравитационного обогащения являются склонность минералов к переизмельчению и переход зерен в мелкие классы. Потерн тантала и ниобия за счет тонких классов достигают 30% и больше.

При гравитационном обогащении крупно- и среднезернистых классов руды извлечение в черновой концентрат достигает 90% и выше, при обогащении тонких классов извлечение значительно снижается, а некоторые руды по своим структурным особенностям вовсе не могут обогащаться гравитацией.

Извлечение тантала и ниобия могло бы значительно повыситься при использовании флотации танталовых и ниобиевых минералов из тонких классов к хвостов гравитационного обогащения. Несмотря из значительные исследования, проводимые в этой области, промышленное использование флотации танталовых и ниобиевых руд в настоящее время очень незначительно.

Известно, что на фабрике Ока в Канаде (провинция Квебек), перерабатывающей карбонатные пирохлорсодержащие руды, проводится флотация пирохлора из хвостов перечистных столов. Метод флотация запатентован и никаких сведений о нем в литературе не имеется. Указывается, что флотационный концентрат содержит свыше 50% Nb2O5.

Вробель флотировал пирохлор и колумбит олеиновой кислотой, сульфоновыми кислотами и алкилсульфатом. Отделение пирохлора и колумбита от легкофлотирующихся щелочноземельных минералов можно осуществить при различной щелочности пульпы (рис. 194). При pН > 10 олеатом натрия (30 мг/л) флотируются апатит и другие щелочноземельные минералы; ниобиевые минералы депрессируются сернокислым аммонием (100 мг/л) и жидким стеклом (100 мг/л), затем при снижении значения pH до 6,5—8 можно флотировать пирохлор колумбит (рис. 194,а). При флотации сульфоновыми кислотами или алкилсульфатами значение pH должно быть меньше 4 (рис. 194, б). В опытах, показанных на рис. 194, б, в качестве собирателя служил реагент R-130 (C24H35O25SO3Na). Депрессия пирохлора и колумбита исчезает только после полного удаления ионов OH4+ путем двукратного сгущения п добавления серной кислоты.

Фирмой Kеннскотт запатентован процесс флотации ниобиевых колумбитсодержащих руд с применением различных собирателен.

По схеме, приведенной на рис. 195, можно получить концентраты со следующим содержанием пятиокиси ниобия в зависимости от применяемого собирателя.

Кроме одного из указанных собирателей, в ниобиевую флотацию подают топливное масло. Фильтрацию обоих продуктов ниобиевой флотации производят с целью использования фильтрата в качестве оборотной водя для уменьшения расхода собирателя. В процессе перемешивания пульпы с собирателем необходимо ее аэрировать.

В результате других исследований для флотации колумбита был рекомендован у-ортооксихинолин в качестве собирателя.
Методы обогащения тантало-ниобиевых руд

В СССР исследования флотации проводили главным образом с пирохлоровыми рудами. При гравитационном обогащении бедных тонкровкрапленных пирохлоровых руд сложного минералогического состава качество концентратов получается низким, а потери ниобия очень велики. Основные потери связаны со шла новыми фракциями, образующимися в связи с тонкой вкрапленностью и значительной хрупкостью пирохлора. Кроме того, в отечественных месторождениях содержится циркон в количествах, достаточных для выделения, помимо пирохлорового, цирконового концентрата. Гравитационными способами трудно отделить пирохлор от циркона ввиду небольшой разницы в удельных весах минералов. Этого нельзя достигнуть и магнитным обогащением.

С.И. Полькин изучал флотацию различными собирателями тантало-ниобиевых минералов в сочетании с комплексом минералов, содержащихся в пирохлоровых рудах России. Им установлено, что с олеатом натрия хорошо флотируют как тантало-ниобиевые минералы (пирохлор, самарскит, эшинит, эвксенит), так и циркон. Без применения избирательно действующих регуляторов олеат натрия не обеспечивает селективного выделения пирохлора и других тантало-ниобатов, а также циркона. Вместе с этими минералами в пепу переходят минералы пустой породы (эгирин-авгит, микроклин, биотит и др.).

Фосфотен действует на эти минералы аналогично олеиновой кислоте; он обладает примерно такой же селективностью, но значительно дешевле. Собирательное действие фосфотена ниже, чем олеата натрия. При флотации олеатом натрия с фосфотеном минералы располагаются в следующий ряд по убывающей флотируемости: ильменорутил, циркон, пирохлор, биотит, альбит.

Наиболее благоприятной средой для флотации пирохлора, циркона и нильменорутила олеатом натрия и фосфотеном является нейтральная и слабощелочная при значении рН = 7—8,6. Минералы депрессируются как в кислой, так и в щелочной среде. С применением олеата натрия при рН = 8—8,5 возможно отделение пирохлора и циркона от альбита, эгирин-авгита, ильменорутила, самарскита, эвксенита и эшинита. В сильнощелочной среде при рН = 11—12 можно почти полностью отделить биотит и лимонит от остальных минералов.

Флотируемость пирохлора, циркона и ильменита алкилсульфатом натрия резко повышается при рН<3, одновременно снижается извлечение лимонита, микроклина и эгирин-авгита.

В результате проведенных исследований С.И. Полькин приходит к выводу о том, что олеат натрия, фосфотен, реагент ИM-II являются малоселективными собирателями для пирохлора и циркона, и для возможности их разделения необходимо применение избирательно девствующих регуляторов.

Низкая избирательность флотации пирохлора и циркона из руд олеиновой кислотой объясняется близкой адсорбционной способностью по отношению к ней пирохлора, циркона и сопутствующих минералов, а также влиянием растворимых солей поливалентных металлов. Предварительная щелочная обработка, а также применение в качестве регуляторов флотации соды, сернистого натрия, жидкого стекла, смеси жидкого стекла с медным купоросом, крахмалом и лигносульфоната кальция повышает селективность процесса флотации пирохлора и циркона.

При флотации с реагентом ИМ-11 селективность процесса может быть улучшена в результате применения щавелевой кислоты, лигносульфоната кальция, а также смеси этих регуляторов.

Алкилсульфат натрия и изооктилфосфат натрия оказываются эффективными собирателями для пирохлора и циркона в кислых средах при значениях pH=1—3. При флотации этими собирателями в кислых пульпах в пределах значения pH=1,5—2 возможно практически полное отделение пнрохлора и циркона от альбита, микроклина, биотита, лимоцита и эгирин-авгита.

Кислотная обработка широко применяется при обогащении руд редких металлов как одни из способов очистки поверхности минералов для повышения селективности флотации в доводочных операциях. Предполагают, что при кислотной обработке происходят следующие процессы: обнажается естественная поверхность минералов в результат те удаления с них различных ионов, окислов, гидроокислов; на поверхности минералов образуются новые соединения, химически более или менее активные, чем первоначальные; происходит десорбция собирателя — разложение пленки металлических мыл на поверхности минералов; в результате глубокой дезактивации поверхности минералов становится возможным наиболее полно использовать их природные различия при последующей флотации.

Я.А. Энгелесом, Л.А. Грекуловой и В.П. Кузнецовым было изучено поведение солей двух многовалентных катионов Fe3+ и Al3+ в операциях кислотной обработки и отмывки, поскольку имелось в виду, что эти катионы переходят в значительных количествах в жидкую фазу при растворении алюмосиликатов породообразующего комплекса пирохлоро-цирконовых руд минеральной кислотой.

Ими было установлено, что ионный состав жидкой фазы выщелачивания при глубокой кислотной обработке отдельных частиц минералов, содержащихся в пирохлор-цирконовых рудах, а также чернового флотационного пирохлор-цирконового концентрата характеризуется весьма высокой концентрацией Al2+ и значительной Fe3+. Было также исследовано влияние соли алюминия на флотацию киcлотообработанных минералов пирохлора и циркона при pH = 2 алкилсульфатом. Опыты показали, что присутствие в пульпе более 300 мг/л Al2(SО4)3 (или 46 мг/л Al2O3) вызывает резкую депрессию пирохлора (рис. 196). Флотация циркона также депрессируется, по более замедленно. Такое же действие сказывают и соли Fe3+ (рис. 197).


Таким образом было подтверждено, что ионный состав жидкой фазы пульпы после кислотной обработки характеризуется высокой концентрацией катионов Al3+ и Fe3+ которые весьма неблагоприятно влияют при последующей флотации пирохлора и циркона в доводочных oпeрациях. Поэтому после кислотной обработки необходима отмывка не только от гипса и остаточной кислотности, но и от солей алюминия и железа.

Исследования по флотируемости танталита были проведены в Казахском институте минерального сырья. В качестве собирателей были испытаны олеиновая кислота, олеат натрия, алкилсульфат натрия, реагент АНП и 8-ортооксихинолин.

В исследовании установлено, что предварительная обработка поверхности танталита кислотами активирует флотацию всеми испытанными собирателями за исключением 8-ортооксихинолина. При этом наиболее активно танталит флотируется алкилсульфатами.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий:
Информационный некоммерческий ресурс fccland.ru © 2020
При цитировании и использовании любых материалов ссылка на сайт обязательна