Схемы обогащения титано-циркониевых руд коренных месторождений

В коренных месторождениях титан находится главным образок в титано-железных рудах, в которых он представлен в основном ильменитом; железо содержится в виде магнетита и значительно реже — в виде гематита. Помимо титана и железа ценным компонентом в этих рудах является также ванадий.

В зависимости от структурных особенностей различают титано-железные (титано-магнетитовые) руды двух типов.

В рудах первого типа ильменит содержится в виде самостоятельных выделений, образующих различного размера вкрапленность в магнетите и вмещающих породах; в рудах второго тина ильменит находится в виде тонкодисперсных выделений, образующих структуры очень тесного взаимного прорастания с магнетитом.

При обогащении руд первого типа получают два концентрата: железный или железно-ванидевий и титановый. Из второго типа руд можно получить только коллективный титано-железный концентрат за счет выделения пустой породы.

До недавнего времени обогащение ильменито-магнетитовых руд осуществлялось по магнитогравитационным схемам. Однако при этой тонкозернистая часть не извлекалась. Введение флотация позволяло значительно снизить потерн тонковкрапленного ильменита.

При сравнительно крупной и неравномерной вкрапленности минералов обогащение производят по схеме, в которой используется магнитная сепарация, гравитация и флотация. В принципиальном виде такая схема приведена на рис. 164.

Магнитная сепарация применяется для получения в начале процесса крупных отвальных хвостов. Извлечение мелковкрапленного ильменита производится на концентрационных столах, а более тонкая часть его извлекается флотацией. Флотация используется также для выделения сульфидов.

При тонкой вкрапленности минералов выделение ильменита осуществляется флотацией из хвостов магнитной сепарации без применения гравитационного обогащения (рис. 165).

В процессе дробления, большей частью очень крупных первичных руд. стремятся выделить в хвосты крупные частицы пустой породы. С этой целью материал, дробленный до крупности —20 мм, а в некоторых случаях до крупности —40 +60 мм, направляют на магнитные сепараторы с повышенной напряженностью поля, па которых в виде немагнитной фракции отделяется от 10 до 30% отвальных хвостов.

Магнитная сепарация выполняется иногда после каждой из последующих стадий дробления, в результате чего содержание титана и железа а каждом из последовательно получаемых магнитных продуктов повышается, а в каждой стадии выделяется некоторое количество отвальных хвостов.

После этого концентрат подвергают тонкому измельчению обычно в две стадии; в стержневых мельницах для первой стадии и в шаровых — для второй, до 0,4-0,2 мм, а иногда и до 0,1 мм. Более тонкого измельчения обычно избегают, так как это вызывает чрезмерное удорожание, процесса обогащения. Обычно при этой крупности измельчения достигается достаточное раскрытие ильменитовых минералов.

Измельченный продукт обогащают на магнитных сепараторах со слабым полем для мокрой сепарации, на которых после ряда перечистных операций выделяют магнетитовый концентрат. Немагнитный продукт, содержащий большую часть ильменита с остатками минералов пустой породи, поступает иди на флотацию, или же на концентрационные столы.

В зависимости от размеров вкрапленности рудник и нерудных минералов обогащение производится по различным схемам.

При мелкой вкрапленности ильменита и магнетита (например, на фабрике Мак-Интайр, США) обогащение руды начинают при измельчении ее до крупности —0,6 мм. Это позволяет применить магнитный, гравитационный и флотационный методы обогащения. Магнитное обогащение используется для выделения магнетита (на сепараторах со слабым полем) и для доводка грубого ильменитового концентрата (на сепараторах с сильным полем). Гравитационное обогащение производится с целью извлечения мелковкрапленого ильменита, а также для выделения хвостов, а флотация — для извлечения ильменита из более тонкого материала.

При тонкой вкрапленности рудных минералов из схемы исключают гравитационное обогащение, например, на обогатительной фабрике Отанмаки в Финляндии, где извлечение ильменита и кобальтоносного пирита полностью осуществляется флотацией.

Если в ильменитовом продукте содержатся сульфиды (пирит, пирротин, халькопирит или сфалерит), то предварительно выделяют сульфиды флотацией. При достаточном содержании в руде ванадия (что обычно имеет место в ильменито-магнетитовых рудах) магнезитовый концентрат выщелачивают с целью извлечения ванадия.

Обогащение ильменито-магнетитовых руд коренных месторождений с получением железного и титанового концентратов в зарубежных странах осуществляется только на трех фабриках: Отанмаки (Финляндия), Мак-Интайр (США) и Титания (Норвегия).

Характеристика руд, перерабатываемых на этих фабриках, приведена в табл. 143.

Силлиманитовые руды используются как аллюминиевое или керамическое сырье, но в большинстве случаев такие руды содержат также значительное количество титана.

В 1943—1948 гг. в США были проведены исследования по обогатимости силлиманитовых руд с извлечением из них попутных ценностей, в том числе титановых минералов. Проведенные в лаборатории исследования были проверены на опытных обогатительных фабриках и показали возможность получения титана при флотационном обогащении этих руд. Однако промышленной реализации эти процессы не получили, поскольку имеющееся алюминиевое сырье не требует такого коренного обогащения.

Как указывалось выше, из ильменито-магнетитовых руд второго типа трудно получить отдельно железные и титановые концентраты. Руды этого типа характеризуются такой тесной связью магнетита и титановых минералов, что разделение их механическим путем практически невозможно. Обычные способы обогащения для разделения ильменита и железных минералов в этом случае непригодны.

Такие руды встречаются в месторождениях как продукты распада твердых растворов. Типичными в этом отношении являются месторождения близ оз. Аллард в Канаде, Абу-Халка в Верхнем Египте и Таберг в Швеции.

Богатые ильменито-магнетитовые руды можно подвергать непосредственно металлургической переработке с целью получения богатых титанистых шлаков. Для этого пригодна как непосредственная плавка в электропечах с получением титанистых шлаков н чугуна, так и прямое восстановление железа во вращающихся печах с получением железной крицы и титанистого шлака.

Однако для металлургической переработки ильменито-магнетитовых руд необходимо, чтобы они содержали достаточно титана и железа и не больше 12% пустой породы. Для более бедных руд этого типа возможно получение коллективных титано-железных концентратов за счет удаления некоторой части пустой породы.

Ильменито-гематитовые руды разрабатывают в Kaнаде в районе Лейк Аллард из месторождения Лейк Тио. Концентраты плавят на электрометаллургическом заводе Сорель в Квебеке и извлекают титан в шлак при восстановлении железа. Поскольку разделение ильменита и гематита обогащением оказалось невозможный, то процесс сводится к получению коллективного концентрата.

Удаление серы из коллективного концентрата может быть достигнуто при агломерации, однако получающийся при этом FeTiO3 вызывает ряд затруднений при последующей плавке. Кроме, того, агломератция - слишком дорогой процесс. Хорошие результаты в этом отношении дала флотация. При измельчении до 80% — 0,07 мм удавалось снизить содержание серы до 0,02%. Расход реагентов при этом оказался незначательным, но полученный концентрат приходилось окомковывать.

Благодаря крупной вкрапленности рудных минералов в руде Лейн Тио ее можно обогатить в тяжелых суспензиях в пироциклонах при крупности материала 6—1,2 мм. Обессеривание в этом случае может производиться в печах, отапливаемых газами, отходящими от электропечей и содержащими значительное количество CO. Класс —1,2 мм содержит повышенное количество пустой породы. Проблема обогащения этого матерная а еще не разрешена, однако выяснено, что при измельчении его до 0,3 мм удается флотацией выделить пирит и пустую породу с применением анионных и катионных собирателей. Обогащение на столах дает извлечение ильменита и гематита в сумме до 90% и содержание 90%, но при этом обессеривания не достигается. Хорошие результаты на узкоклассифицированном мелком материале были получены при электростатической сепарации, но экономические показатели этого процесса оказались неудовлетворительными.

Лучшие результаты получались при обработке на магнитных сепараторах о высокой напряженностью поля. Применявшийся при испытаниях аппарат имел три поперечные ленты и три полюса с 20 тыс., 60 тыс. и 100 тыс. ампер-витками соответственно. В первом концентрате содержалось повышенное количество серы. Второй и третий концентраты обеспечивали извлечение 80—85% при содержании 94% гематито-ильменита и 0,10—0,15%S.

При сравнении процесса обогащения па винтовых сепараторах и электромагнитного обогащения установлено, что капитальные затраты ка винтовые сепараторы в три раза меньше, чем та электромагнитные, Эксплуатационные расходы при обоих способах примерно одинаковы, если не считать расходы на предварительную сушку перед магнитным обогащением. Обессеривание мелкого и крупного концентратов при гравитационном обогащении производится в обжиговых печах.

На рис. 166 приведена схема обогащения гематито-ильменитовых руд на установке в Сореле производительностью 100 т/сутки,

Фирма "Нью-Джерси Зинк Корпорейшин" разработала процесс восстановительной плавки титано-железных руд в электропечах в среде, богатой окисью углерода, с применением малозольных углей, при температуре 1640° С. При этом получается шлак с большим содержанием титана (70—72%). Помимо богатых титаном шлаков получается чугун, свободный от примесей титана и ванадия. Для этого способа необходима руда с высоким содержанием железа и титана и с низким содержанием пустой породы, так как в противном случае шлаки содержат слишком мало титана.

Способ Нью-Джерси применяется на крупной фабрике Сорель в Канаде, перерабатывающей тонковкрапленную ильменито-гематитовую руду района оз. Аллард. Руду добывают открытым способом и доставляют по железной дороге в порт Сэн-Пьер, где для удобства дальнейшего транспортирования на фабрику Сорель ее подвергают дроблению до 50 мм.

При суточной производительности фабрики 1500 т ильменитовой руды и расходе 215 г угля (малозольный антрацит) получают в сутки 660 т шлаков с высоким содержанием TiO2 и 480 т рафинированного железа. Для очистки железного роштейна на 1 т его расходуется 60 кг CaO, 12 кг угля, 8 кг песка и 2 кг анортозита (габбро, богатый плагиоклазом).

В отличие, от этого способа, характеризующегося высокими температурами и вызываемыми трудностями (агрессивность шлака), обычный способ прямого восстановления железа дает возможность перерабатывать титано-железные руды при менее высоких температурах. В этом случае можно ограничиваться оптимальными, с экономической точки зрения, температурами 1150—1300° С.

В этом процессе железо получается в виде криц, почти не содержащих титана. Титан переходит в шлаки, бедные железом. Содержание титана в шлаках зависит от его содержания в исходной руде.