Классификация металлов и методы обогащения руд и россыпей

Условная классификация редких, редкоземельных и радиоактивных металлов предусматривает их распределение по следующим группам:

  • легкие редкие — литий, цезий, бериллий;
  • тяжелые редкие — титан, цирконий, олово, ниобий, тантал, молибден, вольфрам, висмут, кобальт;
  • рассеянные —- иридий, осмий, палладий, родий, рутений, рубидий, ванадий, галлий, индий, гафний, таллий, германий, селен, теллур, рений;
  • редкоземельные — скандий, иттрий, лантан, лантаноиды (14 элементов от церия до лютеция);
  • радиоактивные — радий, актиний, торий, протактиний, уран, полоний.

Все металлы, кроме рассеянных, встречаются в коренных или россыпных рудах, морских или прибрежных россыпях в виде самостоятельных минералов, обладающих свойствами, позволяющими (или не позволяющими) их разделять методами обогащения. При переработке руд коренных месторождений процессы дробления, измельчения с целью раскрытия минералов являются необходимыми; при переработке россыпей они могут не понадобиться, достаточной может оказаться операция их дезинтеграции. Основными методами обогащения руд и россыпей являются гравитационные и флотационные, которые могут быть дополнены магнитной, электрической и радиометрической сепарацией, а также методами химического обогащения.

Литиевые руды и галургическое сырье

Наибольшее промышленное значение из литиевых минералов имеет сподумен (LiAl[Si2O8]), гораздо меньшее — лепидолит, амблигонит, циннвальдит и петалит. Промышленные руды содержат не менее 0,5 % Li2O. Содержание Li2O в рудах может быть ниже, если они содержат примеси тантала, ниобия, вольфрама, олова, монацита.

Кондиционные сподуменовые концентраты содержат 4—6 % Li2O, амблигонитовые — 8 % Li2O, циннвальдитовые и петалитовые — 3 % Li2O. Низкое содержание лития в концентратах обусловлено малым его содержанием в минералах и близостью свойств минералов лития и породы.

Схемы обогащения литиевых руд
Рис. 4.1. Схемы обогащения литиевых руд

Для извлечения литиевых минералов из руд используются следующие процессы:

  • селективная добыча руды и ручная сортировка материала крупностью -300 + 10 мм для выделения крупновкрапленного сподумена (рис. 4.1, а), отличающегося по внешним признакам (главным образом по цвету) от минералов породы;
  • обогащение в тяжелых суспензиях (рис. 4.1, б), основанное на различии плотностей сподумена (3,2 т/м3) и минералов породы (2,6—2,7 т/м3), используемое в случаях, когда сподумен подвергся выветриванию и по цветовым признакам не отличается от породы;
  • термическое обогащение (декрипитация), включающее обжиг крупнодробленой руды при температуре 950— 1180 °С в течение 1 ч с последующим охлаждением. При этом ?-модификация сподумена переходит в ?-модификацию с изменением параметров кристаллической решетки, вследствие чего кристаллы сподумена растрескиваются и рассыпаются в порошок крупностью менее 0,2 мм, который затем отделяется от минералов породы избирательным грохочением или пневматической сепарацией (рис. 4.1, в);
  • комбинированная схема, включающая селективную добычу руды с обработкой ее по схеме (см. рис. 4.1, а или 4.1, б) с выделением 30—40 % бедной породы в отвал. Тяжелая фракция поступает на переработку флотацией для получения литиевого и бериллиевого концентратов (при наличии в руде берилла) и гравитационными методами с целью выделения имеющихся в руде танталита, колумбита, касситерита, монацита и других тяжелых минералов в коллективный концентрат с последующей доводкой его на магнитных и электрических сепараторах;
  • флотация с анионными и катионными собирателями, являющаяся основным процессом при обогащении литиевых руд.

При флотации литиевых и комплексных литийсодержащих руд сподумен легко флотируется после предварительной щелочной обработки руды в плотной (50—70 % твердого) пульпе и последующей отмывки щелочного раствора и шламов (-15 мкм). Предполагается, что в результате щелочной обработки поверхность сподумена гидрофобизируется за счет удаления остатков кремнекислородных тетраэдров и тонких шламистых частиц. Крахмал, декстрин, сернистый натрий и жидкое стекло гидрофилизируют поверхность сподумена и приводят к депрессии его флотации, тогда как хлорная известь, депрессирующая берилл и полевые шпаты, не ухудшает флотируемости сподумена.

Схемы флотационного обогащения сподуменовых руд
Рис. 4.2. Схемы флотационного обогащения сподуменовых руд

Флотационное обогащение сподуменовых руд осуществляется по одной из следующих схем:

  • прямая анионная флотация (рис. 4.2, а) сподумена жирными кислотами и их мылами (0,2—0,5 кг/т) при pH 6,5—8,5 после предварительной щелочной обработки плотной пульпы (50—70 % твердого) едким натром (1— 3 кг/т) при температуре 50—70 °С в течение 0,5— 1 ч, обесшламливания и промывки. Депрессия сопутствующих минералов достигается связыванием активирующих ионов (например, железа) в щелочной среде в труднорастворимые соединения. Селекция улучшается, если в процессе щелочной обработки используются загрузки кремнефтористого натрия, жидкого стекла или гексаметафосфата. Перечистки чернового сподуменового концентрата проводят с добавлением жидкого стекла и квебрахо или молочной кислоты. Резкое повышение качества может быть получено при перефлотации концентрата в кислой среде с кремнефтористым натрием, однако.оно сопровождается понижением извлечения сподумена;
  • обратная флотация (рис. 4.2, б), по которой сначала флотируют кварц, полевой шпат и слюды катионными собирателями в щелочной среде (pH 10—11) при депрессии сподумена и минералов железа известью и декстрином. Сподуменовый концентрат получают камерным продуктом из хвостов катионной флотации после промывки, обесшламливания, перемешивания плотной пульпы (70 % твердого) с плавиковой кислотой (0,1—0,2 кг/т) и флотации минералов железа натриевыми солями смоляных кислот (0,5—1 кг/т). Пенный продукт катионной флотации также поступает на разделение: в слабокислой среде, создаваемой серной кислотой, из него удаляют слюды с получением слюдяного концентрата, затем после промывки, обесшламливания и обработки плавиковой кислотой и флотации с катионным собирателем пенным продуктом получают полевошпатовый, а камерным — кварцевый концентрат;
  • коллективная флотация (рис. 4.2, в) сподумена и слюд смесью жирных кислот и катионного собирателя в слабощелочной среде с последующим разделением коллективного концентрата путем флотации слюды в сернокислой среде. Из хвостов коллективной флотации можно выделить полевошпатовый концентрат при флотации катионным собирателем в присутствии плавиковой кислоты. В камерном продукте остается кварц.

Конечные сподуменовые концентраты первого сорта содержат не менее 4 %, а второго сорта — не менее 3 % оксида лития. Извлечение лития в концентраты составляет 55—70 %. Важнейшим и необходимым условием переработки сподуменовых руд является комплексное их использование. По этой причине наиболее предпочтительными являются последние две схемы.

Важным источником получения дешевого лития является галургическое сырье: высокоминерализованные воды, геотермальные растворы, соляные рассолы и т. д. Для извлечения из них лития используют методы химического обогащения. Сущность метода, например, при обогащении соляных рассолов заключается в упарке рассола, дробной кристаллизации и получении различных солей. При этом литий выпадает в виде мельчайших частиц двойного фосфата лития (Li2NaPO4), который обрабатывают растворами мыла и флотируют с добавками пенообразователя.

Бериллиевые руды

Основным промышленным минералом является берилл Be3Al2[Si6O18]. Фенакит и бертрандит имеют подчиненное значение. Содержание оксида бериллия в рудах изменяется от 0,02 до 2 % (в США достигает 3 %). В кондиционных бериллиевых концентратах первого сорта содержание оксида бериллия должно составлять не менее 9,7 %, в концентратах второго сорта — не менее 6,2 %.

Схемы обогащения бериллиевых руд методами сортировки (а) и избирательного измельчения (б)
Рис. 4.3. Схемы обогащения бериллиевых руд методами сортировки (а) и избирательного измельчения (б)

Основным методом обогащения мелко- и тонковкрапленных руд является флотация, поскольку все основные минералы бериллия немагнитны и по плотности не отличаются от минералов породы (актинолита, турмалина, топаза, кварца, полевых шпатов, флюорита и др.) и для их извлечения не могут быть использованы магнитные и гравитационные методы обогащения. При наличии в рудах крупных зерен берилла они извлекаются перед флотацией с применением:

  • ручной выборки крупнозернистого (более 6—10 мм) берилла в забое и радиометрической сепарации в процессе дробления руд (рис. 4.3, а);
  • избирательного измельчения, основанного на высокой твердости берилла, хризоберилла, фенакита и применяемого при наличии в руде мягких пород, например слюдистых сланцев, талька и др. (рис. 4.3, б).

Флотации берилла по кислотной схеме (рис. 4.4) предшествуют циклы:

  • коллективной флотации сульфидных минералов сульфгидрильным собирателем в слабощелочной, нейтральной или слабокислой средах;
  • флотации флюорита (при значительных количествах его в руде) небольшими добавками оксигидрильного собирателя с одновременной загрузкой жидкого стекла для депрессии силикатов;
  • флотации слюды катионным собирателем (0,2—0,3 кг/т) в кислой среде (pH 3—4), создаваемой серной кислотой (2—4 кг/т), или сильнощелочной среде (pH 10), создаваемой содой или едким натром. Переходящая в концентрат кальциевая слюда — маргарит, содержащая промышленные количества бериллия, может быть выделена в селективный концентрат при перефлотации коллективного слюдяного концентрата в кислой или щелочной среде в присутствии хлористого алюминия (0,5—0,7 г/л), обеспечивающего депрессию всех остальных слюд;
  • обработки хвостов слюдяной флотации фтористоводородной (плавиковой) кислотой (1,5—2 кг/т) в смеси с серной кислотой (0,5 кг/т) для активации берилла и полевого шпата и депрессии кварца.

Последующее флотационное извлечение берилла из подготовленного таким образом материала осуществляется по коллективной или селективной схемам флотации.

Схемы флотации при обогащении бериллиевых руд
Рис. 4.4. Схемы флотации при обогащении бериллиевых руд

Коллективная бериллиево-полевошпатовая флотация проводится с катионным собирателем (0,15 кг/т) и получением в камерном продукте кварцевого концентрата. Отделение берилла от полевого шпата проводится по двум вариантам:

  • после трехкратной отмывки катионного собирателя с поверхности коллективного концентрата слабым раствором соды (0,04 кг/т руды) и обесшламливания по крупности -15 мкм путем флотации с анионным собирателем (0,1—0,2 кг/т);
  • после обработки коллективного концентрата в плотной пульпе (50 % твердого) гипохлоритом (0,2—0,9 кг/т) и отмывки путем флотации берилла в кислой среде (до 2 кг/т серной кислоты) нефтяным сульфонатом.

Полученный берилловый концентрат может быть объединен с маргаритовым, а полевошпатовый концентрат, получаемый камерным продуктом, может быть подвергнут флотационному разделению на калиевую и натриевую разновидности в растворе соли натрия или калия по рассмотренной выше технологии.

Селективная флотация берилла из хвостов слюдяной флотации проводится жирными кислотами в щелочной среде с выделением в хвосты кварца и полевого шпата. Черновой берилловый концентрат обычно загрязнен актинолитом, амфиболами и другими минералами и поэтому требует доводки, которая осуществляется после пропарки с содой (примерно 0,5 кг/т), жидким стеклом или сернистым натрием (0,1— 0,12 кг/т) при 85 °С.

Поскольку коллективная схема флотации берилла позволяет более комплексно использовать минеральное сырье, то селективная схема применяется только при высоком содержании в руде сильно разрушенного полевого шпата.

По щелочной схеме флотационное извлечение берилла из руды осуществляется после ее щелочной обработки. Если в руде присутствуют турмалин, гранат (более флотоактивные, чем берилл), то их удаляют до щелочной обработки путем флотации с малыми добавками жирных кислот в содовой среде. Обработка руды щелочными реагентами (едким натром или сернистым натрием) проводится для активации берилла, пептизации шламов и депрессии минералов породы в результате предотвращения активации их солями железа и других металлов. После щелочной обработки в плотной пульпе и удаления шламов и избытка щелочи путем промывки Na-катионированной водой до pH 8—8,5 берилл флотируется жирными кислотами (0,2—0,4 кг/т) в содовой среде. Для повышения эффективности действия собирателя его подают в пульпу в виде подогретой до 80—85 °С эмульсии.

Черновой концентрат, загрязненный слюдами, кварцем, полевыми шпатами, остатками турмалина, граната и другими минералами, после перечисток в содовой среде (pH 9,5) подвергают двукратной пропарке с содой или с содой и сернистым натрием для депрессии загрязняющих берилловый концентрат минеральных примесей.

Технологические показатели флотации берилла по кислотной и щелочной схемам близки: извлечение бериллия в концентрат составляет 70—80 %. Однако кислотная схема обеспечивает более высокую степень комплексности использования минерального сырья. Недостатком кислотной схемы является применение плавиковой и серной кислот, усложняющих обслуживание флотационного процесса, требующих применения кислотоупорного оборудования и более строгого соблюдения правил техники безопасности. Недостатками щелочной схемы являются необходимость подогрева пульпы и применение умягченной воды.

Комбинированные схемы переработки представляют собой комбинацию процессов флотации бедных руд и химикометаллургической переработки получаемых концентратов (и иногда богатых руд), предусматривающей окускование, обжиг при 820—980 °С и выщелачивание бериллия с последующим осаждением его из раствора в виде гидроксида (а затем и оксида бериллия).

Титановые и циркониевые руды и россыпи

В коренных и россыпных месторождениях основными титановыми минералами являются: ильменит (FeTiO3), рутил (TiO2), ильменорутил [(Ti, Nb , Fe)O2], перовскит (CaTiO)3 и сфен (CaTiSi2O5). Из минералов циркония промышленное значение имеют циркон (ZrSiO4) и бадделит (ZrO2). Титаноциркониевые россыпи обычно обогащают в два приема (рис. 4.5). Задачей первого из них является выделение всех тяжелых и других ценных минералов (ильменита, рутила, циркона, монацита, магнетита и др.) с максимальным извлечением в черновой коллективный концентрат обычно гравитационными методами (на винтовых сепараторах, струйных и конусных концентраторах и других сепараторах, устанавливаемых обычно на драгах).

Технологическая схема обогащения и доводки титаноциркониевых руд
Рис. 4.5. Технологическая схема обогащения и доводки титаноциркониевых руд

Целью второго приема — доводки и разделения полученного коллективного концентрата — является получение высококачественных кондиционных мономинеральных концентратов. Принципиальная схема доводки (см. рис. 4.5, а и б) включает в себя, как правило, операции магнитного обогащения в слабом (для извлечения сильномагнитного ильменита) и сильном (для извлечения слабомагнитного монацита) полях и электростатического обогащения (для отделения непроводящих циркона и монацита). Взаимное расположение операций может меняться в зависимости от содержания и свойств минералов. Иногда для увеличения различия разделяемых минералов по электропроводности и магнитной восприимчивости исходный материал подвергают механической или ультразвуковой «оттирке» с целью снятия с них поверхностных пленок. В схемах используют узкую шкалу грохочения продуктов перед электрическим обогащением, включают операции обработки на аппаратах с повышенной эффективностью обогащения (концентрационные столы, центробежные концентраторы и т. д.). В последнее время стали широко использовать флотационный метод разделения тонкозернистых коллективных титаноциркониевых концентратов.

Схема комплексной переработки титаноциркониевых песков
Рис. 4.6. Схема комплексной переработки титаноциркониевых песков

Примером комплексного использования титаноциркониевых песков является технологическая схема обогащения (рис. 4.6), используемая на одном из предприятий бывшего СССР и позволяющая получать ильменитовый, рутиловый, ставролитовый, цирконовый и дистен-силлиманитовый концентраты, кварцевые формовочные и стекольные пески, глинистые хвосты, пригодные для производства керамики, гончарных изделий, бентонитовой и формовочной глин.

При обогащении титаномагнетитовых руд используют комбинацию методов обогащения: магнитную сепарацию в слабом поле (для извлечения магнетита и титаномагнетита) и сильном поле (для выделения породы в отвал), концентрацию на столах (для извлечения тонковкрапленного ильменита), флотацию (для извлечения тонковкрапленного ильменита).

Флотацию титановых и циркониевых минералов применяют также при переработке продуктов гравитационного и магнитного обогащения коренных руд и россыпей, для доводки и разделения коллективных титаноциркониевых концентратов.

Титановые и циркониевые минералы флотируют жирнокислотными собирателями предельного и непредельного рядов, их смесями, техническими продуктами (мылонафт, окисленный петролатум) часто с добавками аполярных масел. Оптимальные значения pH флотации всех минералов находятся в области, близкой к нейтральной. Они могут быть сфлотированы и алкилсульфатами, но только в кислой области. Для повышения селективности процесса при флотации рутила используют сочетание жирных кислот с аминами. Наиболее флотоактивным является циркон, затем рутил, несколько хуже флотируется ильменит.

Для депрессии минералов породы применяют фтористый натрий, небольшие расходы жидкого стекла или обрабатывают пульпу значительными расходами соды и жидкого стекла, избыток которых удаляют в процессе предварительного обесшламливания пульпы. Обесшламливание, как и предварительное удаление сульфидных минералов, является обязательной операцией, от тщательности проведения которой зависит качество концентратов.

Флотацию ильменита из хвостов магнитной сепарации титаномагнетитовых руд проводят при pH 6—6,5 в основной флотации и pH 5—5,5 в перечистных операциях. Значения pH регулируются серной кислотой. Для депрессии породы (граната и апатита) используются фтористый натрий или хромпик (до 0,2 кг/т).

Флотации перовскита обычно предшествует удаление кальцита, поскольку перовскит флотируется жирными кислотами после обработки его серной кислотой, последующей отмывки (для удаления солей кальция и магния) и доведения значений pH до оптимальных, равных 5,2—6. Кислотную обработку и последующие отмывки в ряде случаев можно исключить, если в качестве собирателя использовать реагент ИМ-50 (до 0,5 кг/т). Флотация в этом случае осуществляется в слабокислой среде (pH 5—6,5). Депрессия минералов производится загрузками жидкого стекла (до 0,2 кг/т).

Для разделения наиболее часто встречающейся ассоциации рутил-циркон-ильменит разработаны следующие методы:

  • депрессия рутила и ильменита в содовой среде жидким стеклом (до 0,5 кг/т) или крахмалом (до 0,1 кг/т) и флотация циркона жирно-кислотным собирателем (до 5 кг/т). После нейтрализации щелочности серной кислотой (до pH 7) флотируются рутил и ильменит;
  • флотация циркона жирно-кислотным собирателем при pH 8—9 после обработки коллективного концентрата газообразным азотом, глубоко депрессирующим ильменит и рутил;
  • флотация циркона мылом при pH 11— 11,5 после предварительной промывки коллективного концентрата кислотой;
  • флотация циркона при pH 1,5—2 после предварительной обработки коллективного концентрата раствором мыла (0,2— 1 кг/т) и последующей промывки кислотой (10— 15 кг/т);
  • флотация рутила и ильменита при pH 5,5—6 оксигидрильным собирателем (0,5—1 кг/т) или при pH 2 катионным собирателем при депрессии циркона кремнефтористым натрием (2—3 кг/т). Последующее разделение рутила и ильменита может быть достигнуто путем депрессии ильменита щавелевой кислотой (0,2 кг/т) и флотации рутила при pH 3,5—4.

Получаемые ильменитовые концентраты содержат 38—45 % TiO2, не более 53,6 % Fe2O3 и 2,5 % SiO2. Рутиловые концентраты должны содержать не менее 94 % TiO2. Вредными примесями в концентратах являются сера и фосфор. В цирконовых концентратах содержание минералов циркония должно быть не менее 75—80 %.

Оловянные руды и россыпи

Оловянные концентраты, содержащие до 60 % олова, получают из россыпей и коренных руд, среднее содержание олова в которых составляет 0,4—0,8 % (в СНГ — 0,42 %). Оловосодержащие руды являются комплексными и кроме олова содержат медь, цинк, свинец, вольфрам, висмут и др. Олово в рудах и россыпях чаще всего бывает представлено на 80—95 % окисленным минералом — касситеритом (SnO2) и на 5—20 % — смешанным сульфидом, например сульфосольстанином (Cu2FeSnS4).

Рудоподготовка

В настоящее время около 30 % оловосодержащих руд подвергается предконцентрации в тяжелых суспензиях. Предконцентрация может осуществляться также радиометрической сортировкой на установках типа «Сортерс» и отсадкой. Для предконцентрации исходный материал разделяется на классы -50 (25)+6 и -6+0,5 мм. Последний подвергается предконцентрации в тяжелосредных гидроциклонах. В качестве суспензоида (утяжелителя) используют смесь ферросилиция с магнетитом в соотношении 1 : 1. В процессе предконцентрации удаляется до 70 % пустой породы.

Дробление руд до 6—16 мм осуществляется в 2—3 стадии с замкнутым циклом в последней стадии. Чтобы избежать переизмельчения касситерита, в первой стадии измельчения используют стержневые мельницы, работающие в замкнутом цикле с вибрационными или дуговыми грохотами. Вторая и третья стадии измельчения осуществляются в шаровых мельницах. Для классификации материала используют грохоты тонкого грохочения и вертикальные грохоты (типа ЦГС и др.). Поскольку касситерит имеет большую плотность, между мельницей и классификатором может быть установлена отсадочная машина для извлечения крупных зерен касситерита и богатых его сростков.

Схемы обогащения

При обогащении оловянных руд и россыпей применяются три вида схем: гравитационно-флотационные, флотационно-гравитационные и обогатительнометаллургические.

По первой из них (рис. 4.7) применение в начале процесса гравитационного обогащения приводит к получению коллективных оловосодержащих концентратов, доводка которых проводится флотационным методом с оксигидрильным собирателем.

Гравитацнонно-флотационная схема обогащения оловянных руд
Рис. 4.7. Гравитацнонно-флотационная схема обогащения оловянных руд

В качестве гравитационных методов обогащения используются отсадка и концентрация на столах, в струйных желобах и орбитальных шлюзах. Обязательной операцией перед обогащением является разделение исходного материала на большое (до 18) число классов по равнопадаемости в гидравлических классификаторах. Для классов -12+6; -6+3; -3+1 мм в качестве первой операции обогащения применяется отсадка. После доизмельчения продуктов отсадки материал подвергается гидравлической классификации и поступает на песковые и шламовые концентрационные столы. Для класса -3+1 мм вместо отсадки может применяться обогащение в струйных желобах. Тонкие классы поступают на орбитальные шлюзы типа «Бартлез-Мозли». Получаемый коллективный концентрат загрязнен обычно сульфидами, минералами вольфрама, турмалином, оксидами железа и сростками с силикатными минералами породы. Для удаления сульфидов из оловянного концентрата и разделения их, доизвлечения оловянных минералов из шламов и хвостов гравитационного обогащения используется флотация.

Флотационно-гравитационная схема обогащения полиметаллических оловянных руд
Рис. 4.8. Флотационно-гравитационная схема обогащения полиметаллических оловянных руд

По флотационно-гравитационной схеме (рис. 4.8) руда после грубого измельчения подвергается флотации с извлечением всех ценных компонентов в коллективный концентрат. Полученный концентрат и хвосты доизмельчаются и поступают на гравитационное обогащение. Для флотации грубозернистых материалов в начале процесса могут использоваться машины пенной сепарации; в качестве гравитационных аппаратов — концентрационные столы и орбитальные шлюзы. В результате получают черновой оловянный концентрат, загрязненный сульфидами, минералами вольфрама, турмалином, оксидами железа. В дальнейшем сульфиды свинца, меди, цинка и пирит удаляются из него с помощью флотации; пирротин и минералы железа, вольфрама — магнитной сепарацией; турмалин — электрической сепарацией.

Обогатительно-металлургические схемы используются при переработке бедных, труднообогатимых руд. Получаемый при обогащении бедный оловянный концентрат (1,5—7 %
Sn) поступает на фьюмингование (возгонку олова в пыль при высоких температурах). Содержание олова в возгонах составляет не менее 50 %.

Режимы флотации

Трудности флотационного процесса обусловлены, во-первых, тем, что основные разделяемые минералы — касситерит и кварц — без предварительной активации не флотируются.

Для активации используют соли тяжелых металлов, однако при этом происходит нивелирование флотационных свойств касситерита и кварца. Во-вторых, степень активации и характер активирующих катионов изменяются в зависимости от вещественного состава руды и ее происхождения.

Проблема селективной флотации касситерита решается как подбором селективных собирателей, так и избирательной дезактивацией минералов породы в слабокислой или кислой среде вследствие различной прочности закрепления активирующих катионов на поверхности касситерита и кварца и, следовательно, различной скорости удаления (выщелачивания) их с поверхности минералов в кислой среде. В зависимости от характера активирующего катиона при обогащении руд для дезактивации используют соляную, серную, лимонную, щавелевую и другие кислоты. Дезактивирующее действие кислот усиливается загрузкой депрессоров пустой породы (жидкого стекла, кремнефтористого натрия, гексаметафосфата и др.).

Необходимыми условиями селективной флотации касситерита являются обесшламливание исходного питания, при котором удаляются растворимые соли, и предварительное удаление сульфидов флотацией с сульфгидрильными собирателями при pH 6—6,5. Вместе с сульфидами теряется часть олова (в виде станина), выделить которое из коллективного сульфидного концентрата очень сложно. В качестве собирателя при флотации касситерита применяют жирные кислоты и мыла, арсоновые и фосфоновые кислоты, органические производные сульфоянтарной кислоты, ИМ-50.

Жирные кислоты эффективны при переработке простых типов руд, порода которых представлена главным образом кварцем. Основную флотацию в этом случае проводят при pH 5—5,7, перечистную — при pH 4,2—4,8. Более щелочная среда ухудшает депрессию породы, а более кислая — снижает флотируемость касситерита. С использованием жирных кислот может осуществляться «агломерационная» флотация. Для этого загружают в пульпу повышенные расходы аполярных масел, вызывающие селективную флокуляцию тонких частиц касситерита и образование агломератов, хорошо флотирующихся в обычных условиях. Образование агломератов достигается перемешиванием плотной пульпы с реагентами в течение 40 мин. Повышение качества оловянных концентратов, полученных с использованием жирно-кислотных собирателей, можно осуществить методом обратной флотации. Для этого полученный черновой концентрат сначала обжигают при температуре 300 °С, вызывающей полное сгорание собирателя, а затем проводят обратную флотацию. Оловянный концентрат, содержащий 40—60 % олова, получают при этом камерным продуктом.

Арсоновые кислоты RAsO(OH)2 являются селективными по отношению к касситериту собирателями и применяются при тех же значениях pH, что и жирные кислоты, обеспечивая по сравнению с ними более высокую селективность, но обладают рядом недостатков: не обеспечивают хорошей флотируемости крупных частиц касситерита; характеризуются большим расходом (до 800 г/т) при высокой стоимости (в 15 раз дороже жирных кислот); токсичны. Недостатки арсоновых кислот вызвали широкое применение фосфоновых кислот RPO(OH)2, обладающих достаточной селективностью при флотации касситерита в широком диапазоне значений pH (2— 10). Оптимальное значение pH 2—3. В случае применения загрузок жидкого стекла и кремнефтористого натрия для усиления депрессии минералов породы расход собирателя снижается, а селектавность флотации возрастает. Оптимальная температура пульпы при флотации 40 °С. В тех же условиях используются для флотации касситерита органические производные сульфо- янтарной кислоты («Алкопол-540», «Аэрозоль-22»).

В странах СНГ для этих целей используют реагент ИМ-50 по следующей схеме: сначала удаляют сульфиды при помощи собирателя — ксантогената, затем загружают жирные кислоты — собиратели — для получения коллективного концентрата. Коллективный концентрат после десорбции собирателя с поверхности минералов активированным углем в подкисленной среде поступает на перефлотацию с небольшими загрузками ИМ-50 для получения оловянного концентрата. Повышение эффективности депрессии минералов породы при этом достигается загрузками щавелевой кислоты. Получаемые при флотации оловянные концентраты содержат до 16 % олова и направляются на фьюмингование.

Танталониобиевые руды и россыпи

В настоящее время примерно 70 % тантала и ниобия получают из россыпей, около 30 % — из коренных руд. Промышленное содержание их в рудах зависит от содержания и количества ценных минералов-спутников и составляет 0,1—0,5 %. Если в россыпях или руде присутствуют примеси титана, циркония, олова, монацита, то промышленное содержание тантала и ниобия в них снижается до 0,03 %.

В природе существует около 130 минералов тантала и ниобия. Все они сложны по своему химическому составу. К основным минералам ниобия относятся колумбит (Fe, Mn)Nb2O6, пирохлор (Na, Ca)2(