Схемы обогащения тантало-ниобиевых руд

01.07.2020

Небольшое содержание тантала и ниобия, сложный минералогический состав и обычно комплексный характер тантало-ниобиевых руд, предопределяющии необходимость выделения двух или нескольких концентратов приводит к развитым схемам с применением нескольких методов обогащения.

Первичное обогащение обычно осуществляется по гравитационным схемам. Черновые гравитационные концентраты подвергают доводке магнитными и электрическими методами, флотогравитацией, флотацией, а иногда химической и термической обработкой.

В качестве типичного примера обогащения танталито-колумбитовой руды коренного месторождения можно привести схему фабрики в районе Блек-Хилл (Южная Дакота, США).

Промышленную ценность представляют колумбит (0,3—0,4%) и танталит, содержащиеся в гранитных пегматитовых жилах небольшой мощности вместе с бериллом, сподуменом и касситеритом (0,1—0,2%), Колумбит представлен кристаллами различной крупности. Существенными особенностями схемы (рис. 200) являются стремление свести к минимуму переизмельчение ценных минералов и весьма узкая шкала классификации материала перед обогащением на концентрационных столах.

После ручной сортировки руда подвергается осторожному дроблению в три стадии, причем последняя стадия осуществляется в валковой дробилке; это способствует меньшему переизмельчению руды. Первичная концентрация узких классов на столах с последующей перечисткой объединенного концентрата, подготовленного также по узкой шкале, позволяет получить концентрат с содержанием до 57% (Ta, Nb)2O5.

К этому же типу гранитных пегматитов, представляющих наиболее многочисленную группу коренных месторождений, относится месторождение Гардинг (штат Новая Мексика, США). Тантал и ниобий содержатся в виде танталита и микролита.

Минералогический состав руды следующий: 0,4% микролита, 0,03% танталита, 5,0% сподумена, 1,0% лепидолита, 2,0% амблигонита, 0,5% мусковита, 85,0% кварца.

Технологическая схема фабрики приведена на рис. 201.
Схемы обогащения тантало-ниобиевых руд

Ввиду большой хрупкости микролита и танталита дробление руды производится в молотковой дробилке, обеспечивающей небольшое переизмельчение материала; при измельчении этого же материала в шаровой мельнице потерн микролита составляли около 30%.

Первичное обогащение осуществляется на винтовых сепараторах, установленных как для основной концентрации, так и для перечистки концентрата.

В голове первого винтового сепаратора установлена центрифуга для регулирования плотности питания, которое поддерживается на уровне. 25% твердого. Первичный винтовой сепаратор выдает концентрат, который выпускается через 2, 3 и 4 выпускные отверстия сепаратора и самотеком поступает в трехвитковый винтовой сепаратор для перечистки. Через 5, 6, 7 и 8 отверстия первичного сепаратора разгружается промпродукт, направляемый в начало процесса. Работа сепаратора регулируется таким образом, чтобы промпродукт содержал следы микролита; тогда потерн в хвостах, получаемых ниже 8 выпускного отверстия, будут минимальными. Перечистной сепаратор выдает конечный концентрат, выгружаемый через 2 и 3 выпускные отверстия. Остальной материал возвращают в начало процесса.

По этой схеме получают концентрат, состоящий из микролита и танталита; содержание (Ta, Nb)2О5 в концентрате составляет 68—70%. Извлечение обоих минералов превышает 06%.

Примером схемы обогащения руд, залегающих в пегматитовых жилах, является схема фабрики Броун-Дерби (штат Колорадо, США).

В руде содержится микролит, рассеянный в лепидолите, а также берилл, топаз, монацит, колумбит и турмалин, Основной задачей является извлечение тантала и лития. Содержание пятиокиси тантала составляет 0,045—5,7%, лепидолита — 3,2%.

Технологическая схема фабрики (рис. 202) включает ручную сортировку руды на руднике, в результате которой удаляется около 60% руды о виде пустой породы, а остальная руда направляется па обогатительную фабрику. При сортировке отбирают также крупные кристаллы берилла и топаза. Нa фабрике руду дробят до 0,9 мм в щековой, а затем в молотковой дробилке, работающей в замкнутом цикле с вибрационным грохотом, и обрабатывают на винтовых сепараторах в два приема (основной и перечисткой), причем хвосты процесса являются конечным лепидолитовым концентратом.

Фабрика видает микролитовый концентрат, содержащий 50—70% Ta2O5 и около 4% U3O5. и лепидолитовый концентрат, содержащий 3,75—4,0% двуокиси лития. Извлечение обоих компонентов составляет около 90%.

Обогащение песков из тантал- и ниобийсодержащих россыпей производится по схемам, обычно применяемым при обогащении цирконовых, касситеритовых и других россыпей. В россыпях Нигерии колумбит находится в песках в виде очень топких свободных зерен и при обогащении извлекается в концентрат вместе с касситеритом и другими тяжелыми минералами. Содержание колумбита в песках и отношение колумбита к касситериту в различных участках россыпей изменяется в широких пределах — от десятых долей грамма до десятков килограммов на 1 м3 песков. В среднем на 1 г колумбита добывают около 20 т касситерита. Россыпи разрабатывают драгами или гидромониторами. Для первичного обогащения лесков применяют шлюзы или отсадочные машины; получаемые черновые концентраты содержат от 50 до 45% касситерита и колумбита. Они поступают на доводочные фабрики, где подвергаются обработке гравитационными методами, магнитной и электростатической сепарацией. В результате доводки получают товарные касситеритовые, колумбитовые и монацитовые концентраты.

Пирохлоровые руды обогащают в настоящее время в основном по гравитационным схемам.

При обогащении пирохлоровых руд простого минералогического состава с крупной вкрапленностью показатели получаются сравнительно удовлетворительные. Ho и в этих случаях измельчение редко превышает 65—70%, что объясняется главным образом значительными потерями со шламами. Результаты обогащения бедных тонковкрапленных пирохлоровых руд сложного состава гравитационными методами неудовлетворительны.

Крупное месторождение пирохлора начали недавно разрабатывать в округе Ока (Квебек, Канада). Пирохлор входит в состав карбонатных пород, в которых он ассоциирован с магнетитом, пиритом, биотитом, апатитом, оливином и пироксеном. Пирохлор содержит небольшое количество тория и урана. Содержание Nb2O5 в руде составляет в среднем 0,3%. Обогащение осуществляется по сложной схеме, включающей помимо гравитационного обогащения магнитную сепарацию и флотацию, что позволяет получить высокое извлечение.

Руда подвергается обогащению на концентрационном столе; из гравитационного концентрата выделяют на магнитных сепараторах магнетит, затем флотируют последовательно пирит и кальцит. Камерный продукт обрабатывают на столе, а из промпродукта флотируют пирохлор. На полупромышленной установке по этой схеме было получено извлечение пирохлора 80% при содержании в концентрате 80% Nb2O5.

На рис. 203 приведена схема обогащения сложной тонковкрапленной пирохлор-цирконовой руды флотацией.

По этой схеме руда измельчается до 95% -0,074 мм, в измельчение подают соду и едкий натрий. В результате флотации с олеиновой кислотой получается коллективный концентрат, в который переходят все минералы, за исключением полевого шпата. Извлечение пирохлора в этот концентрат составляет 96%, а циркона 97%. При перечистке коллективного концентрата с сернистым натрием и содой удаляют полевошпатово-эгирин-авгитовый продукт; затем в результате трех перечисток при подаче в каждую соды и жидкого стекла выделяют кальцитовый продукт. Камерные продукты последних трех перечисток обезвоживают и подвергают кислотной обработке. После этого пульпу фильтруют и промывают водой, а кек репульпируют и флотируют сульфиды. Затем флотируют пирохлор и циркон алкилсульфатом натрия. Полученный пирохлор-цирконовый концентрат подвергается пятикратной перечистке без реагентов.

В результате из руды, содержащей 0,08—0,1% Nb2O5 и 0,37% ZrO2, получают концентрат, содержащий 7,2% Nb2O5 и 23,5% ZrO2 при извлечении соответственно 73,2 и 60,5%. Этот концентрат может подвергаться химико-металлургической переработке.

М.А. Эйгелес и К.П. Кузнецов провели лабораторное исследование комплексных пирохлор-цирконовых руд, характеризуемых сложным минералогическим составом и тонкой вкрапленностью полезных минералов, в результате которого разработали схему селективной флотации.

Основными породообразующими минералами в руде являются: полевые шпаты с нефелином, эгирин, авгит и роговая обманка. Кроме того, руда содержит слюды, карбонаты, фосфаты, сульфиды, ильменорутил, магнетит, циркон, пирохлор, сфен, анатаз, рутил, молибденит, кварц и гранат. Вкрапленность пирохлора в руде колеблется от сотых долей миллиметра до 0,1 мм. Ниобий содержится не только в пирохлоре, но и в других минералах в небольших количествах. В руде содержалось 0,12% Nb2O5 и 0,2% ZrO2.

Разработанная схема предусматривает получение отдельно пирохлорового и цирконового концентратов и включает следующие операции (рис. 204):

1) предварительное выделение легкофлотируемых минералов-карбонатов, фосфатов, сульфидов и слюды;

2) основную флотацию пирохлора и циркона; полевой шпат при этом депрессируется и выделяется в отдельный продукт;

3) перечистку чернового концентрата с депрессией эгирина и получением коллективного пирохлор-цирконового концентрата;

4) разделение коллективного концентрата обратной флотацией с получением пирохлорового (камерный продукт) и цирконового (пенный продукт) концентратов.

Цикл предварительной флотации включает операции слюдяной и карбонатной флотации. Флотация слюды производится катионным собирателем ИМ-11 или реагентом АНП-14 в нейтральной среде без добавления кислоты или щелочи. Расход катионного собирателя составляет около 100 г/т. Выход слюдяного продукта составляет около 10%, потерн пятиокиси ниобия 5,0—5,5%.

Карбонатно-фосфатно-сульфидная флотация производилась с добавлением жидкого стекла 75 г/т и олеиновой кислоты 50 г/г. Пенный продукт содержит 0,056—0,073% Nb2O5. выход его составляет 13%, а потерн в нем ниобия около 6%.

В процессах предварительной флотации и обесшламливания удаляется около 30% материала, состоящего из легкофлотируемых и шламистых минералов; потерн пятиокиси ниобия с этим минералом составляют около 15,2%.

Коллективная флотация пирохлора и циркона проводится с олеиновой кислотой в слабощелочной среде, получаемой добавлением в пульпу небольших количеств сернистого натрия для депрессии полевого шпата. Расход олеиновой кислоты 500 г/т. Температура пульпы 15—20°С. Камерный продукт содержит свыше 98% полевого шпата, а после магнитной сепарации содержание в нем Fe2O3 составляет около 0,4%; он представляет собой кондиционный концентрат для керамической промышленности. Перечистка коллективного пирохлор-цирконового концентрата проводится после кислотной обработки его 5%-ным раствором серой кислоты, после чего он отмывается до рН=2.0 и флотируется с алкилсульфатом 200 г/т. Этот коллективный пирохлор-цирконовый концентрат содержит 5,0—6,0% Nb2O5 при извлечении 65,0—70,0% от рулы. Содержание ZrO2 составляет 6,0—6,5% при извлечении около 65—70%. Пенный продукт состоит в основном из магнетита, гематита, ильменита, циркона, пирохлора и небольшого количества эгирина. Камерный продукт содержит 3,5% ZrOa2 и представляет собой премпродукт, состоящий в основном из эгирина и полевого шпата Потери Nb2O3 в нем составляют около 9,0% при содержании 0,11%.

Флотация циркона осуществляется алкилсульфатом в кислой среде за счет собирателя, содержащегося в самом пенном продукте, или при некоторой добавке его. Пирохлор депрессируется кремнефтористым натрием, расход которого составляет 2,0—2,5 кг/т. Камерный продукт содержит 14—16% Nb2O5 при извлечении его от операции 84,5% и от исходной руды 60,4%, Пенный продукт состоит из циркона, магнетита, гематита и лимонита. Общее количество железосодержащих минералов, в ленном продукте составляет около 70%.

Доводка цирконового продукта в сильном магнитном поле дает возможность резко повысить качество цирконового концентрата. Содержание ZrO2 в немагнитной фракции составляет 32,4% при извлечении от операции 08% (56,6% от исходной руды).

В табл. 169 приведены показатели обогащения пробы пирохлоро-цирконовой руды.

В ЦНИГРИ было проведено исследование по обогащению ниобий-цирконовых руд одного из месторождений, отличающегося сравнительно высоким содержанием полезных компонентов и тонкой вкрапленностью минералов. Руда содержала 0,3% Nb2O3 и 2,59% ZrO2.

Основными рудными минералами являются пирохлор и циркон; в небольших количествах присутствуют также колумбит, ильменорутил, ксенотим, торит, малакон, фосфуранолит. В качестве основных породообразующих минералов присутствуют кварц, полевой шпат (микроклин и в меньшем количестве альбит), щелочная роговая обманка (рибекит); в незначительных количествах содержатся эгирин, мусковит и скаполит.

Для раскрытия зерен пирохлора и циркона измельчали руду до 85% —0.074 мм. На концентрационном столе был получен концентрат, содержавший 3,467% Nb2O5 и 15,05% ZrO2 при извлечении от исходной руды 26,15% Nb2O5 и 19,07% ZrO2; выход концентрата составлял 2,5%. Основные потерн ниобия и циркония происходят за счет класса —0,074 мм выход которого составляет 55—65%; содержание в нем ниобия и циркона практически такое же. как в исходной руде.

Перед флотацией руда предварительно обесшламливалась. Выход шламов составлял 18—21% при содержании 0,3% Nb2O5 и 1,5% ZrO2. В шламах терялось 20% ниобия,

При флотации с окисленным петролатумом (расход его составил 1 кг/г) достигалось извлечение в коллективный концентрат 82,2% ZrO2 и 85,2% Nb2O5 при содержании в нем 1,24% Nb2O8 и 9,84% ZrO3.

В результате однократной перечистки концентрата основной флотации (после обработки 10%-ным раствором серной кислоты) с купфеpoном получился коллективный циркониево-ниобиевый концентрат, содержащий 4,0% Nb2O5 и 39,8% ZrO2 при извлечении от исходной руды 60.2% Nb2O5 и 70,2% ZrO2. Дальнейшие перечистки оказались неэффективными.

Доводка коллективного концентрата проводилась разработанным о ЦИИГРИ хеттом сульфатизирующего обжига. В результате такой обработки был получен циркониевый концентрат, содержащий 61,12% ZrO2 и пятиокись ниобия, содержащая 93% Nb2O5. Для карбонатитовых пирохлоровых руд разработаны схемы, в которых для первичного обогащения был применен обжиг исходной руды с последующим гашением в воде и отмывкой образовавшихся тонкодисперсных шламов Ca(OH)2; песковая часть после отмывки представляет собой обогащенный пирохлором продукт, который подвергается дальнейшей доводке. Основные преимущества схемы с предварительным обжигом заключаются в следующем:

1) раскрытие зерен полезных минералов происходит без применения процессов измельчения, что устраняет переизмельчение пирохлора; 2) достигается большая степень сокращения за одну операцию; в отвал можно удалить 80—90% карбонатов; 3) исключается необходимость в дроблении исходной руды меньше 150 мм; 4) могут быть использованы попутно получаемая гашеная известь и апатит.

Исследованию подвергались две пробы карбонатитовых руд. Первая проба содержала 68% кальцита и доломита, 14,4% серпентина, 2,4% магнетита, 0,7% апатита, вторая — 94,3% кальцита и доломита, 3,4% апатита, 0,5% магнетита.

Содержание пятиокиси ниобия в исходной руде 0,1%. Размер зерен пирохлора находится в пределах от 0.5 до 0.003 мм.

Руду обжигали в опытной половой печи, работающей на жидком топливе, при крупности материала — 150 мм.

Оптимальная температура обжига для первой пробы 1050°C, а для второй пробы 900°С; руды выдерживались при этой температуре соответственно 7 и 4 ч. После гашения материал, обесшламливали в гидроциклоне. Пески гидроциклона доизмельчали то 0,2—0,5 мм и подвергали вторичному обесшламливанию в гилроциклоне.

В результате были получены песковые продукты, для первой пробы с содержанием 0,48% Nb2O3 при выходе 17,1% и извлечения 85,1% Nb2O5 и для второй пробы с содержанием 0,74% Nb2O3 при выходе 11.5% и извлечении 88,5% Nb2O3 от исходной руды.

Пески первой пробы подвергали концентрации на столе и магнитной сепарации (рис. 205). в результате чего был получен черновой пирохлоровый концентрат, содержащий 4,84% Nb2O3 при извлечении 41,4% Nb2O3 от исходной руды. Леска второй пробы также обогащали на концентрационном столе и магнитной сепарацией, после чего немагнитная фракция поступала на флотацию (рис. 206).

Перед флотацией производилась кислотная обработка материала с последующей отмывкой шламов до значения рИ=7—8. Флотацию проводили олеатом натрия 0,03 кг/т с добавкой соды 0,3 кг/т жидкого стекла 0,02 кг/г и сернокислого аммония 0,02 кг/т для депрессии пирохлора. Доводка черновых концентратов производилась кислотной обработкой. Лучшие результаты были получены при обработке в соляной и азотной кислотах как при нагревании, так и на холоде.

Расход кислоты на 1 т исходной руды для первой пробы 13 кг, для второй —24 кг. После кислотной обработки были получены концентраты, содержащие Nb2O3 37—53,5%. Потери пятиокиси ниобия в растворах после кислотной обработки составляют 0,2-0,5%. Авторы исследований указывают, что при применении обжига для первичного обогащения карбонатитовых руд себестоимость переработки 1 т руды примерно такая же, как и при обычных методах обогащения.

Типичным примером обогащения коппитовых руд является схема обогащения руд месторождения Сев (Южная Норвегия), Месторождение связано с щелочными породами и занимает площадь около 6 км2. Ниобиевая минерализация встречается как в карбонатах, так и в нефелинсодержащих силикатных породах. Наиболее богатые руды встречаются в карбонатитах.

Сопутствующие минералы представлены апатитом, магнетитом, биотитом, роговыми обманками, пиритом, цирконом, баритом. Присутствуют также небольшие количества редкоземельных элементов, тория и урана. Обогащение осуществляется обработкой исходной руды на концентрационных столах с последующим удалением пирита флотацией, а магнетита — магнитной сепарацией (рис. 207). Для удаления апатита концентрат обрабатывается в азотной кислоте; получающийся при этом азотнокислый кальций используется их удобрение. В результате обработки получают продукт, содержащий около 50% Nb2O5 при извлечении 80—90%.

В последнее время ведутся исследования по изучению возможности извлечения ниобия и тантала из руд, в которых эти элементы содержатся в виде примесей. В США уже длительное время изучаются возможности извлечения ниобия и тантала из бокситов месторождения штата Арканзас. Предполагается, что в скором времени этот вид сырья будет обеспечивать 20% потребности США в ниобии.

Запасы бокситов в штате Арканзас оцениваются в 44 млн. г, а количество заключенного в них ниобия составляет около 28 тыс. т. Кроме того, имеется около 2 млн. т конечных продуктов, накопленных за предыдущие годы работы. Запасы ниобия в них оцениваются в 2 тыс. г. Ежегодно при работе заводов с полной производительностью в отвалы направляется до 1,7 тыс. т ниобия.

При переработке бокситовых руд штата Арканзас получаются два продукта — черные пески и красные шламы, в которых концентрируется основное количество ниобийсодержащего ильменита.

С целью извлечения ниобия бокситовые руды и отходы алюминиевых заводов подвергались обогащению, в результате чего получался концентрат, обогащенный ниобием, который подвергался дальнейшей металлургической переработке.

В одном из бокситовых месторождений штата Арканзас ниобий содержится в титановых минералах — рутиле, лейкоксене и измененном сфене. Вкрапленность основного титанового минерала — рутила весьма неравномерна и колеблется от 1,5 см до нескольких микронов. Руда содержит много глины.

Лабораторные и промышленные исследования показали возможность извлекать гравитацией не менее 50% титана и ниобия в концентраты, содержащие 10,4% TiO2, 0,38% пятиокиси ниобия и 25,0% железа. Схема включает дробление руды до -10 мм, удаление глины и шламов в гидроциклоне, в сливе которого теряется до 10% титана и ниобия, обогащение материала па концентрационных столах; промпродукты столов доизмельчают и подвергают повторной концентрации на столах. В лабораторных опытах по комбинированной схеме с применением флотации и гравитации получен концентрат, содержащий 70,2% TiO2 и 1,01% Nb3O5 при извлечении соответственно 60,5 и 60,7%.

В 1948 г. был разработан процесс извлечения из черных песков ниобийсодержащего ильменита и железа. Схема включает обжиг, магнитную сепарацию и обогащение на столе немагнитного материала. При этом достигается извлечение 71,4% Ti и 73,3% Fe. При испытаниях, проведенных в полупромышленных условиях, был получен гравитационный концентрат, содержащий 9,0% TiO2, 0,17% Nb2O3 и 41,3% Fe при извлечении соответственно 71,3; 01,8 и 44,9%. Гравитационный концентрат, полученный на полупромышленной установке, подвергался в лаборатории магнитизирующему обжигу с последующей магнитной сепарацией, в результате чего был получен продукт, в который извлекалось 64,0% титана и 01,0% ниобия от исходных песков.

Содержание Nb2O5 и красных шламах изменяется от 0,09 до 0,17%. Крупность материала составляет 85% — 0,015 мм. Проведенные исследования по обогащению не дали положительных результатов.

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