Experimental study on separation of tantalum from tantalum-niobium tailings using magnetic-gravity combined process
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摘要:
钽铌矿组分结构复杂,嵌布粒度细,品位较低,选矿工艺比较复杂。针对宜春钽铌尾矿中钽铌含量少,难以回收利用的问题,采用高梯度磁选机和摇床对钽铌尾矿进行分选。针对Ta2O5品位0.013 4%、Nb2O5品位0.007 8%的钽铌尾矿,采用“磁选-重选”联合工艺流程对其进行富集,分别得到Ta2O5品位为11.286%、回收率为40.74%、Nb2O5品位为6.633%、回收率为40.74%的钽铌精矿产品,试验指标良好。Ta2O5、Nb2O5得到了较好的综合回收,证明了“磁选-重选”联合工艺的可行性,并且该工艺提供了环保绿色的回收钽铌矿的方法,为钽铌矿及同类资源的综合回收提供了的技术支持。
Abstract:With complex component structure and fine embedded particle size, tantalum-niobium ore has low grade, and its beneficiation process is complicated. To solve the difficulty in recovering and utilizing tantalum and niobium as the result of their low content in the Yichun tantalum-niobium tailings, this study conducted sorting experiments on the tantalum-niobium tailings using a high gradient magnetic separator and shaking table. The results showed that for tantalum-niobium tailings with a Ta2O5 grade of 0.013 4% and a Nb2O5 grade of 0.007 8%, the combined process with magnetic separation and gravity separation can be employed for enrichment, resulting in a tantalum-niobium concentrate with a Ta2O5 grade of 11.286% and a recovery of 40.74%, a Nb2O5 grade of 6.633% and the same recovery. With good experimental indicators and relatively high recovery rates, the result demonstrated the feasibility of magnetic gravity combined process which provides an environmentally friendly method of recovering tantalum-niobium ore, and offering favorable technical support for the comprehensive recovery of this kind ore and similar resources.
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铌（Nb）和钽（Ta）具有相同的氧化态（+5价）、几乎相同的离子半径和相似的化学性质。钽铌作为重要的战略资源,在许多高端材料应用领域发挥着极其重要的作用。它们是耐腐蚀、耐高温、耐摩擦的超导体,是电子、核能、航空航天、钢铁和化学工业等多个领域的重要原材料[1-4],在国防、能源和医疗保健领域都具有非常重要的地位。在中国,铌和钽储备Nb2O5和 Ta2O5分别约9万吨和2万吨,分布不均匀,主要分布在江西、广东、新疆和内蒙古等多个省份。其中,江西、内蒙古和广东三省的钽资源储量分别占全国的25.8%、24.2%和22.6%。我国铌资源主要集中在内蒙古和湖北两省,其中内蒙古的白云鄂博、扎鲁特旗巴尔哲以及湖北的竹山庙垭等三大矿区的铌储量约占全国的96%[5-6]。尽管中国的钽铌储量相当可观,但与全球钽铌资源量相比品位较低[7-10]。目前,针对钽铌尾矿中钽铌的回收研究,主要集中在“重选+磁选”的单一工艺上[11-15],缺乏对不同工艺及参数对钽铌尾矿回收效果的差异性分析。内蒙古某钽铌稀有多金属矿采用“一段磨矿-强磁分选-分级摇床-摇精回收钽铌”联合工艺,获得(Ta, Nb)2O5品位为60.15%、回收率为21.17%的钽铌精矿1和(Ta, Nb)2O5品位为30.35%、回收率为3.17%的钽铌精矿2[16]。湖南某地钽铌矿通过“螺旋溜槽-分级-摇床”工艺获得Ta2O5和Nb2O5品位分别为24.66%和26.39%,钽铌回收率分别为70.10%和65.23%的钽铌精矿[17]。高玉德等[18]通过“浮选-重选”联合工艺对钽铌钨矿进行综合回收,采用高效螯合捕收剂苯甲羟肟酸和辅助捕收剂FW组合浮选细粒钽铌钨矿,在原矿Ta2O5品位为0.015 9%、WO3品位为0.387%时,得到了Ta2O5品位为1.058%、回收率为48.27%,WO3品位为42.01%、回收率为78.03%的钽铌钨混合精矿。尽管通过浮选的方式能够实现较好的钽铌回收效果,但存在高成本、环境污染等问题,始终难以满足钽铌尾矿回收的紧迫需求。
因此,本文采用多种物理分选方法对钽铌尾矿中的钽铌进行再选回收试验[19-20],通过比较分选结果得出较优工艺,不仅可以有效解决钽铌尾矿中钽铌回收难题,还能为钽铌尾矿中其他有用组分高效清洁回收奠定良好的基础。
1 实验部分
1.1 矿石性质
实验所用试样选自宜春某钽铌矿尾矿库尾矿,其化学多元素分析结果见表1。
表 1 钽铌尾矿化学多元素分析结果Table 1. Multi-element chemical analysis results of tantalum-niobium tailings组分 含量 组分 含量 Ta2O5 0.013 4 CaO 0.19 Nb2O5 0.007 8 MgO 0.05 Li2O 1.16 TiO2 0.03 K2O 2.87 Al2O3 19.41 Na2O 4.18 SiO2 71.62 TFe 0.21 其他 0.21 由表1可知,该试样的Ta、Nb元素含量低,其Ta2O5、Nb2O5品位分别为0.013 4%、0.007 8%。SiO2和Al2O3含量最多,品位分别为71.62%和19.41%。
为查明钽铌尾矿中矿物组成及其含量,利用工艺矿物学自动分析仪（BPMA）对尾矿矿样的矿物颗粒进行自动检测、统计与分析。图1所示为钽铌尾矿的矿物组成及相对含量,尾矿中钽铌矿物含量低,主要以铌钽锰矿、钽铌锰矿为主,其次是细晶石、富锡钽锰矿。由图2钽铌组矿物嵌布特征可知,钽锰矿-铌锰矿组矿物嵌布粒度细,集中分布在≤0.010 mm粒级；铌锰矿-钽锰矿组矿物主要呈板状、不规则状嵌布于钠长石、钾长石、锡石、黄玉晶粒间,或穿插于锂云母间隙中。
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图 1 钽铌尾矿的矿物组成及相对含量Figure 1. Mineral composition and relative content of tantalum-niobium tailings1.2 选矿方案
首先针对钽铌尾中含有的少量磁铁矿、铁屑等强磁磁性杂质,采用弱磁选进行除杂；其次钽铌矿物为弱磁性矿物,而与其伴生的长石、石英等脉石矿物为无磁性矿物,且两者之间存在比重差异,因此采用强磁、重选的方法进行分离回收。
2 结果与讨论
2.1 钽铌尾矿磁选条件实验研究
为充分回收钽铌尾矿中的钽铌,本研究采用SLon高梯度磁选机对弱磁选除杂后的矿样进行条件实验[21],探究了磁场强度、脉动冲次及矿浆流速等主要参数条件对钽铌回收效果的影响。
2.1.1 磁场强度实验
在磁选过程中,磁场强度是不可忽视的条件,选择合适的磁场强度能决定钽铌矿是否有效分离。在磨矿细度≤0.074 mm占比55%、棒介质2 mm、矿浆流速180 L/h、脉动冲次100 次/min的条件下,考察磁场强度对磁选过程的影响,结果如图3所示。
由图3可知,随着磁场强度的增大,Ta2O5品位逐渐减小,回收率逐渐增大。磁场强度由0.5 T增大到1.3 T时,Ta2O5品位由0.19%降低至0.167%,回收率由30.15%升高至37.03%。由于磁场强度的增大,比磁化系数较小的钽铌矿物被磁力作用吸引至精矿产品中,使得精矿产品的回收率增大,品位下降。综合考虑Ta2O5品位和回收率,选择磁场强度为0.7 T时的指标较合适,此时Ta2O5品位和回收率分别为0.167%和37.68%。
2.1.2 矿浆流速实验
矿浆流速是影响磁选的一个重要因素。在磨矿细度≤0.074 mm占比55%、棒介质2 mm、磁场强度0.7 T、脉动冲次100 次/min的条件下,考察矿浆流速对磁选过程的影响,结果如图4所示。
由图4可知,随着矿浆流速的增大,精矿中Ta2O5品位增大趋势明显,回收率降低趋势明显。当矿浆流速从90 L/h增加至300 L/h时,精矿产品中Ta2O5品位从0.15%增加至0.18%,回收率从37.15%降至32.40%。由于矿浆的流速增大,矿浆中的矿粒受到流体曳力相应的增大,导致比磁化系数较小的矿物脱离精矿进入尾矿产品中。因此,综合Ta2O5品位和回收率考虑,选择矿浆流速为180 L/h时较为合适,此时Ta2O5品位为0.165%,回收率为34.66%。
2.1.3 脉动冲次实验
在磁选过程中,脉动冲次的大小直接影响精矿的品位。在磨矿细度≤0.074 mm占比55%、棒介质2 mm、磁场强度0.7 T、矿浆流速180 L/h的条件下,考察脉动冲次对磁选过程的影响,结果如图5所示。
由图5可知,增大脉动冲次会显著提高精矿品位但是会降低其回收率。当脉动冲次从0增加到200 次/min时,Ta2O5品位从0.031%增加至0.275%,回收率从52.56%降至33.76%,且在脉动冲次0到100次/min的过程中,回收率降低的趋势更明显。随着脉动冲次的增加,矿粒受到更强的流体曳力随之脱落,同时一些弱磁性的矿粒也会因为受力而减小对磁介质的吸附能力,使得品位随脉动冲次的增大而增大,回收率随脉动冲次的增大而减小。综合考虑Ta2O5品位和回收率,选择脉动冲次为150 次/min较为合适,此时Ta2O5品位和回收率分别为0.260%和36.84%。
2.2 磁选扫选实验
为了获得更高的Ta2O5回收率,在上述较优的条件下（磨矿细度≤0.074 mm占比55%、棒介质2 mm、磁场强度0.7 T、矿浆流速180 L/h、脉动冲次150 次/min）进行一次扫选实验。实验流程如图6所示,实验结果见表2。
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图 6 高梯度磁选机一粗一扫实验流程Figure 6. Process of one coarse and one sweep test with high gradient magnetic separators表 2 高梯度磁选机一粗一扫实验结果Table 2. Results of one coarse and one sweep test for high gradient magnetic separators实验条件 产品名称 产率/% Ta2O5品位/% Ta2O5回收率/% 磁场强度：粗选0.7 T扫选0.9 T 钽铌精矿 1.86 0.255 35.40 中矿 1.69 0.100 12.61 尾矿 96.45 0.007 2 51.99 给矿 100.00 0.013 4 100.00 磁场强度：粗选0.7 T扫选1.0 T 钽铌精矿 1.80 0.261 35.06 中矿 1.92 0.088 12.61 尾矿 96.28 0.007 28 52.00 给矿 100.00 0.013 4 100.00 磁场强度：粗选0.7 T扫选1.1 T 钽铌精矿 1.83 0.257 35.10 中矿 2.12 0.081 12.82 尾矿 95.05 0.007 26 52.08 给矿 100.00 0.013 4 100.00 由表2可知,通过增加一次扫选工艺获得了Ta2O5品位为0.10%,回收率为12.61%的中矿产品,同时进一步降低了尾矿中Ta2O5品位和回收率。对比扫选的磁场强度可以发现,当扫选磁场强度从0.9 T增加至1.1 T时,中矿的Ta2O5回收率只增加0.21%,并无太大变化,考虑磁场强度增大带来的能耗会增加选矿成本,应选择磁场强度0.9 T为宜。
2.3 摇床精选条件实验研究
在摇床工艺前对钽铌矿进行磁选半工业实验预富集,能更好的体现摇床对钽铌矿中Ta2O5品位的影响并减小实验的误差。通过半工业实验的预富集得到了Ta2O5品位为0.178%的精矿。
2.3.1 摇床冲次频率实验
在冲洗水量800 L/h、冲程15 mm,给矿浓度20%不变的条件下,进行摇床冲次频率条件实验。实验结果见图7。
由图7可知,随着摇床冲次的增加,精矿品位和中矿品位都呈现先上升后下降的趋势,在摇床冲次频率为40 Hz时,精矿中Ta2O5品位最高达到14.150%,此时Ta2O5回收率为53.25%。在摇床冲次频率为44 Hz时,Ta2O5回收率可达83.48%,但Ta2O5品位只有6.280%,根据稀贵金属选矿能快则快的原则,选择40 Hz的摇床冲次频率较为适宜。
2.3.2 冲洗水量实验
在摇床冲次频率40 Hz、冲程15 mm,给矿浓度20%不变的条件下,进行冲洗水量实验。实验结果见图8。
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图 8 摇床冲洗水量对钽回收效果的影响Figure 8. Effect of shaker flushing water volume on tantalum recovery由图8可知,随着摇床冲洗水量的增加,精矿中Ta2O5品位逐渐增加,回收率逐渐降低。当冲洗水量从800 L/h增加至1 100 L/h时,精矿中Ta2O5品位从8.340%增加到15.210%,回收率从78.29%减少至37.03%。由于冲洗水量的增大,矿粒在摇床中受到的水流作用力也增大,矿粒之间存在不同的粒度和密度导致钽铌矿和脉石矿物之间的横向运动差异加大,从而提高了分选的效果。根据图8数据综合考虑Ta2O5品位和回收率,选择摇床冲洗水量为900 L/h较适宜,此时获得的Ta2O5品位为12.130%,回收率为71.70%。
2.4 磁选-重选联合工艺流程
在条件实验的基础上,采用“高梯度磁选机抛尾-摇床精选”的磁选-重选联合工艺回收钽铌,其流程图如图9所示。
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图 9 钽铌尾矿磁选-重选联合工艺流程Figure 9. Combined process flow of tantalum niobium tailings by magnetic separation and gravity separation在Ta2O5品位为0.013 4%、Nb2O5品位为0.007 8%给矿的条件下,钽铌尾矿通过磁选-重选联合工艺（图9）,得到了Ta2O5、Nb2O5、Li2O品位分别为11.286%、6.633%、0.93%,回收率分别为40.74%、40.90%和0.45%的钽铌精矿产品,以及Ta2O5、Nb2O5、Li2O品位分别为0.033%、0.019%、1.05%,回收率分别为8.71%、8.63%和2.74%的钽铌中矿产品,同时针对含Li2O品位为1.165%,回收率为96.81%的尾矿产品可通过浮选进一步回收高价值的锂云母。
3 结论
1）宜春某钽铌矿尾矿中钽铌元素含量低,其中Ta2O5品位为0.013 4%、Nb2O5品位为0.007 8%,钽铌元素主要赋存于钽铌锰矿、铌钽锰矿、细晶石和富锡钽锰矿中,根据其磁性与密度选择高梯度磁选与重选方法选别。
2）高梯度磁选条件实验说明：粗选最优的工艺条件为磨矿细度≤0.074 mm占比55%、棒介质直径2 mm、背景磁场强度0.7 T、脉动冲次150 次/min和矿浆流速180 L/h和扫选工艺条件为棒介质直径2 mm、背景磁场强度0.9 T和脉动冲次150 次/min,在此条件下获得了Ta2O5品位为0.255%、回收率为35.40%的精矿；Ta2O5品位为0.100%、回收率为12.61%的中矿；Ta2O5品位为0.0072%、回收率为51.99%的尾矿。
3）摇床条件实验说明：较优工艺条件为摇床冲次40 Hz、冲洗水量900 L/h、冲程15 mm、给矿浓度20%,此条件下获得的钽铌精矿产品中Ta2O5品位为12.130%,回收率为71.70%。
4）通过磁选-重选联合工艺流程,可以将Ta2O5品位为0.013 4%和Nb2O5品位为0.007 8%的钽铌尾矿富集到Ta2O5品位为11.286%、回收率为40.74%,Nb2O5品位为6.633%、回收率为40.90%的钽铌精矿产品。这为后续作业提供优质的原料,并且该方法对环境友好,为宜春地区的钽铌矿资源开发提供了新的技术思路。
朱冬梅 -
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图 1 钽铌尾矿的矿物组成及相对含量
Fig 1. Mineral composition and relative content of tantalum-niobium tailings
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图 6 高梯度磁选机一粗一扫实验流程
Fig 6. Process of one coarse and one sweep test with high gradient magnetic separators
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图 8 摇床冲洗水量对钽回收效果的影响
Fig 8. Effect of shaker flushing water volume on tantalum recovery
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图 9 钽铌尾矿磁选-重选联合工艺流程
Fig 9. Combined process flow of tantalum niobium tailings by magnetic separation and gravity separation
表 1 钽铌尾矿化学多元素分析结果
Table 1 Multi-element chemical analysis results of tantalum-niobium tailings
组分 含量 组分 含量 Ta2O5 0.013 4 CaO 0.19 Nb2O5 0.007 8 MgO 0.05 Li2O 1.16 TiO2 0.03 K2O 2.87 Al2O3 19.41 Na2O 4.18 SiO2 71.62 TFe 0.21 其他 0.21 
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表 2 高梯度磁选机一粗一扫实验结果
Table 2 Results of one coarse and one sweep test for high gradient magnetic separators
实验条件 产品名称 产率/% Ta2O5品位/% Ta2O5回收率/% 磁场强度：粗选0.7 T扫选0.9 T 钽铌精矿 1.86 0.255 35.40 中矿 1.69 0.100 12.61 尾矿 96.45 0.007 2 51.99 给矿 100.00 0.013 4 100.00 磁场强度：粗选0.7 T扫选1.0 T 钽铌精矿 1.80 0.261 35.06 中矿 1.92 0.088 12.61 尾矿 96.28 0.007 28 52.00 给矿 100.00 0.013 4 100.00 磁场强度：粗选0.7 T扫选1.1 T 钽铌精矿 1.83 0.257 35.10 中矿 2.12 0.081 12.82 尾矿 95.05 0.007 26 52.08 给矿 100.00 0.013 4 100.00
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