一、 前言

我国生产钽铌原料的主要矿山，有宜春钽铌矿、可可托海铌钽矿和栗木锡矿等。其共同特点是原矿品位低(含(TaNb)₂O₅0.02～0.03%)、嵌布粒度细、回收率低(36～63%)等。而某铌链矿区有原矿品位较高、且风化较显著等资源优势。为了开发利用该资源，特进行了铌钽矿可选性与开采可行性试验研究。选矿试验采用重-磁流程。试验结果：原矿含(TaNb)₂O₅为0.24%，获得含(TaNb)₂O₅为55.10%的钽铌精矿，回收率为72.72%的指标。可行性研究结果：当原矿含(TaNb)₂O₅在0.117～0.24%范围内，日处理原矿石量为50吨的选矿厂，年产铌钽精矿为20～50吨。根据选矿试验结果和按每处理一吨原矿的成本为40元，其铌钽精矿的产值为92.4元计，每处理一吨原矿可盈利52.4元。

二、 原矿性质

该铌钽矿矿床属钠长石化花岗岩-伟晶岩型，试验的矿样采自伟晶岩矿脉。矿石风化较显著，金属矿物铌铁矿、锆英石呈细粒浸染嵌布于矿石中，与脉石矿物石英、长石伴生关系密切。

原矿石中主要有价金属矿物有铌铁矿(相对含量0.25%)、细晶石、锆英石等。主要脉石矿物为石英、钾微斜长石和钠长石等。原矿多元素分析结果见表 1。

岩矿鉴定结果：矿石中铌钽呈铌铁矿、细晶石两种矿物出现，铌铁矿的铌、钽金属量占96%以上，细晶石的锻、钽金属量不到4%。

铌铁矿(FeMn)〔(TaNb)0₃〕₂，经分析含Nb₂O₅为72.35%、Ta₂O₅为2.88%、FeO为14.54%、MnO为2.76%。颜色呈铁黑色，具半金属光泽，性脆、密度为5.48具弱磁性，比磁化系数为36.41～39.7×10^-6厘米³克，常呈斜方晶系之短柱状、粒状星散浸染嵌布于矿石中，粒径以0.05～0.5毫米为主。

三、 选矿工艺流程的研究 (一) 制订选矿工艺流程的依据

1.磨矿细度与磨矿段数  为了选择合适磨矿细度，进行了单体解离度的研究，结果表明：-0.5+0.25毫米粒级的单体解离率为20.39%，-0.25+0.125毫米粒级的单体解离率为67.06%。根据锻铁矿性脆、易粉碎的待性，确定采用两段磨矿，分段选别的工艺流程。第一段磨至-0.5毫米，选收已单体解离的铌铁矿，第二段磨矿磨摇床中、尾矿，磨至-0.2毫米，使连生体达到基本单体解离再选收之。

2.粗选采用重选  根据原矿的矿物特性，铌铁矿与细晶石的密度在5.48～5.6范围，而石英、长石、高岭土等脉石矿物的密度小于3，目的矿物与脉石矿物的密度差较大，于是粗选采用重选。事先做了重液沉浮试验，其结果：-0.25+0.125毫米粒级，密度小于3.3部分、产率为95.23%，品位含(TaNb)₂O₅为0.063%，(TaNb)₂O₅的占有率为20.96%，可见采用重选是可行

3.精选采用磁选  粗选时与铌铁矿一起富集到重选粗精矿中的矿物，主要有锆英石、钛铁矿、褐铁矿和部分黄晶，这些矿物的密度接近，用重选难于分离，但是比磁化系数(锆英石为0.64～1.06×10^-6厘米³/克、黄晶为0.33～0.04×10^-6厘米³/克）差异较大，可以采用磁选的方法将它们分离。

精选采用湿式强磁场磁选作业，它有无粉尘危害和粒级回收下限低等优点。

(二) 选矿流程试验

选矿试验原则流程如图，它由粗选和精选两部分组成。

粗选，第一段粗选(-0.5+0.2毫米)用摇床选别，采用一粗一扫一精流程。摇床中尾矿再磨至-0.2毫米进入第二段摇床选别，并进行了摇床和螺旋溜槽-摇床选别的对比试验。

精选，采用一粗一扫磁选流程。全流程试验结果见表 2。

从表 2看出，单独采用摇床的流程，比用螺旋溜槽-摇床流程的祖精矿金属回收率略低、品位稍高，但总的可以认为两者的指标接近，两种设备都可用作粗选丢尾。

数据表明，磁选分离作业效果较好，当给矿铌钽品位为12.39%时，可得精矿品位为55.10%，作业回收率可达94.93%的指标。比一般钽铌矿精选设计的指标要高。

流程试验结果表明，粗选用摇床选别的效果良好，综合尾矿品位比-0.076+0.043毫米粒级重液沉浮试验密度小于3.3部分的品位〔含(TaNb)₂O₅为0.035%〕略低，其中第二段摇床尾矿的品位更低，达到含(TaNb)₂O₅为0.023%的较好指标，说明矿石易选，这对今后生产是极其有利的条件。

对中、尾矿曾进行了镜下鉴定，其结果为：二段摇床粗精矿精选尾矿，含(TaNb)₂O₅为2.91%铌铁矿的单体达80%，锆英石、黄晶的含量达70～85%，据此，用磁选尚可回收其中的部分单体；二段扫选摇床中矿与一段溢流摇床中矿，其中铌钽矿的单体分别为70～80%与60～70%，脉石矿物分别为60～70%与80%左右，据此，可以返回到相应的原矿中进行复选，回收其中的部分单体铌铁矿，提高总回收率。

四、 选矿可行性研究结果

根据选矿试验结果进行计算，原矿品位含(TaNb)₂O₅在0.24%～0.117%范围内，每年处理原矿量15000吨，每年可生产品位(TaNb)₂O₅为50%的精矿21.76～52.3吨。当选矿处理成本23元/吨原矿，采矿出矿成本13.0元/吨原矿时，其经济效益计算结果列于表 3。

五、 结语

1.通过试验研究，当原矿含(TaNb)₂O₅为0.24%时，可获得含(TaNb)₂O₅%为55.10%的铌钽精矿，回收率为72.72%，二段摇床中矿含(TaNb)₂O₅为1.59%，其回收率为6.56%，该产品的铌铁矿单体占60～80%，经过选别，可以选收其中部分单体铌铁矿，总回收率尚有进一步提高的可能。

2.锆英石主要富集在精选磁选尾矿中，含量达65～90%。磁选尾矿中其它主要矿物是黄晶，含量为5～25%, 这两种矿物用重选难于分离，然而两者整流性不同，可用电选分离，但要解决粒度细影响分选效果的问题。

3.试验采用重选-磁选流程，选收铌钽矿物，获得了较好的指标，同时锆英石也得到了富集。流程中引用了湿式强磁选，不但避免了粉尘的危害，而且磁选总的作业回收率达到94.93%的较好指标。

4.在试验过程中，对螺旋溜槽与摇床作了对比试验，其结果两者指标接近。螺旋溜槽有不需动力，处理能力大，占地面积小，设备价格低(与摇床比)等优点，因此，设计时可以考虑选用螺旋溜槽作为粗选丢尾的设备，采用它可节省建厂设备投资与将来的生产费用。

5.根据可行性研究结果，若每年处理原矿1.5万吨，当原矿品位含(TaNb)₂O₆为0.24%时，每年可盈利72.7万元。若单独开采处理含(TaNb)₂O₅为0.117%的矿脉时，则每年要亏损5.006万元。只有在处理原矿品位含(TaNb)₂O₅在0.123%以上时，才不会亏损。因此，将来生产时，必须严格控制采矿出矿的原矿品位。