Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих собственные минералы платиновых металлов и магнетит

Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих собственные минералы платиновых металлов и магнетит

Реферат

 

Изобретение относится к области обогащения сульфидных медно-никелевых руд. Способ заключается в том, что собственные минералы платиновых металлов выделяют в платиносодержащий гравиоконцентрат до проведения операции флотационного обогащения, при этом при массовом соотношении суммы сульфидов и магнетита и суммы оксидов кремния и алюминия в исходной руде, меньшем 1:2, руду измельчают до крупности 30-65% класса менее 74 мм, а выделение собственных минералов платиновых металлов ведут при максимальном значении центробежного критерия Фруда 2-10 и отношении этого значения к давлению ожижающей воды (0,025 - 0,23)кПа^-1, при переработке же исходной руды с массовым соотношением суммы сульфидов и магнетита и суммы оксидов кремния и алюминия, большем или равном 1: 2, руду измельчают до крупности 60-95% класса менее 74мкм, а выделение собственных минералов платиновых металлов ведут при максимальном значении центробежного критерия Фруда 0,5-1,75 и отношении этого значения к давлению ожижающей воды 0,0058-0,019 кПа^-1. Заявленное изобретение позволяет повысить извлечение платиновых металлов в гравиоконцентрат. 1 з.п.ф-лы, 4 ил., 2 табл.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых по технологии, сочетающей методы гидромеханического разделения минералов в искусственно созданном силовом поле и пенной флотации, в частности к обогащению сульфидных медно-никелевых руд, содержащих собственные минералы платиновых металлов и магнетита, и может быть использовано при переработке сульфидных платиносодержащих полиметаллических руд и промпродуктов, в которых платиновые металлы представлены собственно минеральной формой.

Известен способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-1", вкрапленных в интрузивных породах. В этих рудах большое значение имеют как собственно минеральная, так и рассеянная формы нахождения платиновых металлов, связанные с сульфидной составляющей руды. Собственные минералы платиновых металлов (ПМ) подразделяют на 3 основные группы: 1) самородные Рt-металлы и их сплавы, а также сплавы Pt-металлов с Fe, Ni, Cu, Co; 2) интерметаллиды - соединения Pt-металлов с Pb, Bi, Sn, Те, As, Sb; 3) сульфиды, арсениды и сульфоарсены Рt-металлов.

В известном способе исходную руду подвергают 4-х стадиальному дроблению, мокрому измельчению в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле со спиральными классификаторами, и последующей флотации с получением коллективного медно-никелевого концентрата и отвальных породосодержащих хвостов. Медно-никелевый концентрат, в который наряду с цветными металлами извлекаются и металлы платиновой группы, делят методом селективной флотации на два сульфидных продукта: медный и общий никелевый концентраты. При этом платиновые металлы в составе селективных флотоконцентратов проходят полный технологический цикл медной и никелевой ветвей металлургического передела (Полькин С. И. , Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983. - С. 238-245; Генкин А.Д., Дистлер В.В., Гладышев Г.Д. и др. Сульфидные медно-никелевые руды Норильских месторождений - М.: Наука, 1981. - С. 110-134).

Недостатком известного способа является недопустимо высокий уровень потерь платиновых металлов (ПМ) с отвальными технологическими продуктами обогатительно-металлургического производства. При этом основная масса платиновых металлов (35-40% от их содержания в исходной руде) теряются с отвальными хвостами обогащения. Главной причиной повышенного перехода ПМ в хвосты является размер их минеральных выделений и низкая флотационная активность несульфидных минеральных форм. В частности, для Норильских руд размер минеральных выделений ПМ колеблется от 1-5 до 150-200 мкм, изредка больше. Исследования показали, что ~ 7-10% палладия находится во фракциях крупнее 100 мкм, не извлекаемых при флотации. Кроме того, технологические группы ПМ, представленные природными сплавами и интерметаллидами, в которых наиболее развиты фазы на основе Pt-Fe, Pt-Pd-Sn, Pd-Pb-Bi и др., в силу высокой физической плотности (13-19 г/см²) и размеров длительное время находится в циркуляции в цикле измельчения, где подвергается постоянному воздействию ударных нагрузок. Вследствие высокой ковкости данных минералов это приводит к их расплющиванию и образованию конгломератов с высокой удельной площадью поверхности и, в результате, к их выносу в отвальный продукт. Раскованные частицы при достижении определенной степени "расплющенности" начинают рваться и наклепываться на твердые силикатные минералы, которые уходят в хвосты, и извлечь ценные металлы в какой-либо промпродукт становится невозможным.

Минералы третьей группы ПМ, характерными представителями которых являются куперит, сперрилит, брэггит и высоцкит, очень легко переизмельчаются, шламуются до размеров < 20 мкм и в концентрат флотации не извлекаются.

Исследование распределения минералов ПМ в отвальных хвостах обогащения по классам крупности показало наличие двух максимумов: в области размеров ~ 25 мкм и (более размытого пика) в области 100-400 мкм. При этом в коллективном медно-никелевом концентрате частиц размером > 70 мкм не обнаружено. Полученные данные свидетельствуют о недостаточно высокой флотируемости собственных минеральных форм ПМ. Поэтому, для повышения их целевого извлечения необходимо интенсифицировать флотацию тонких шламов и осуществить выделение крупных тяжелых частиц ПМ гидромеханическими (в частности, гравитационными) методами в цикле измельчения руд и из отвальных хвостов (Благодатин Ю. В. , Николаев Ю.М., Чегодаев В.Д. О возможности доизвлечения платиновых металлов из отвальных хвостов обогащения Норильских медно-никелевых руд // Цветные металлы. - N 12. - 1995. - С. 58-60).

Известен способ обогащения сплошных сульфидных медно- никелевых руд Талнахского и Октябрьского месторождений (АО "Норильский комбинат"). Эти руды ~ на 80% представлены пирротиновым типом, который содержит до 60% минералов группы пирротина. Помимо пирротина сплошные руды содержат халькопирит, пентландит, кубанит, троилит, талнахит, магнетит и нерудные минералы. Металлы платиновой группы в данном типе руд присутствуют как в собственно минеральной форме, так и в виде изоморфных примесей в кристаллической решетке основных минералов - носителей: халькопирита, пентландита и пирротина. Распространенность минералов ПМ в сплошных рудах отличается от вкрапленных руд как по спектру минерализации, так и по крупности выделений. В сплошных рудах преобладают интерметаллиды ПМ и полностью отсутствуют их сульфиды (куперит, брэгит и высоцкит), характерные для вкрапленных и проожилково-вкрапленных руд. Кроме того, выделения минералов ПМ в сплошных рудах значительно тоньше, чем во вкрапленных рудах, что делает их более сложным технологическим объектом с точки зрения использования извлечения ПМ гидромеханическими способами (Полькин С. И. , Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983. - С. 238-246; Генкин А.Д., Дистлер В.В, Гладышев Г.Д. и др. Сульфидные медно-никелевые руды Норильских месторождений. - М. : Наука, 1981, - С. 110-134; Благодатин Ю. В. , Николаев Ю.М., Чегодаев В.Д. О возможности доизвлечения платиновых металлов из отвальных хвостов обогащения Норильских медно-никелевых руд // Цветные металлы. - N 12. - 1995. - С. 58-60).

Известный способ обогащения включает рудоподготовку, мокрое измельчение материала в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле со спиральными классификаторами, последовательную селективную флотацию медных, никелевых минералов и пирротинов в одноименные концентраты с переводом нерудных минералов в отвальные хвосты (Технологическая инструкция по обогащению руд на Талнахской обогатительной фабрике. - ТИ 0401.14.39.-11-65-85. - Срок введения с 01.01.86. - МЦМ СССР. Союзникель. НГМК. - Норильск: 1985. - 241 с.).

Недостатком известного способа является низкое извлечение ПМ в целевые продукты обогащения - медный и никелевый концентраты. Суммарный уровень извлечения ПМ в эти концентраты составляют 70-75%. При этом до 20-25% суммы ПМ переходит в пирротиновый концентрат и 3-5% - в отвальные хвосты. Переход ПМ в пирротиновый концентрат является нежелательным, поскольку при последующей его автоклавно-гидрометаллургической переработке ~ до 30% платиновых металлов теряется с железогидратными хвостами, а часть ПМ в составе избыточного концентрата направляется на долговременное складирование в пирротинохранилища, не попадая в сферу производства.

Другим недостатком известного способа является то, что медный и никелевый флотоконцентраты проходят полный цикл металлургической переработки. Это вызывает дополнительные потери ПМ с отвальными шлаками и пылями плавильных агрегатов, а также железистыми кеками гидрометаллургического производства.

Наиболее близким к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ обогащения вкрапленных сульфидных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-1" (АО "Норильский комбинат"), включающий рудоподготовку, мокрое измельчение материала и его гидравлическую классификацию, флотационное выделение сульфидов никеля и меди в одноименные селективные флотоконцентраты и последующее извлечение собственных минералов ПМ из хвостов флотации гидромеханическим гравитационным методом в самостоятельный продукт - платиносодержащий гравиоконцентрат. При этом выделение собственных минералов ПМ из хвостов флотации в гравиоконцентрат осуществляют на центробежном концентрате с псевдоожиженным слоем, создаваемым струями воды в направлении, не совпадающим с вектором силы центробежного поля (в аппарате "Кнельсон"). Селективные флотоконцентраты и платиносодержащий гравиоконцентрат поступают в соответствующие циклы металлургической переработки, а слив гравиоконцентрата, содержащий минералы вмещающих пород и магнетит, направляется в отвал (Иванов В.А. Основные направления совершенствования и развития технологии обогащения // Цветные металлы. - 1995. - N 6.- С.36) - прототип.

Известный способ обладает целым рядов недостатков.

Существенным недостатком известного способа является крайне низкая эффективность извлечения ПМ из хвостов операции флотации, несмотря на использование таких высокоинтенсивных гравиоконцентраторов как центробежные аппараты "Кнельсон". Извлечение суммы ПМ в гравиоконцентрат от их содержания в руде составляет всего 3-4%. Повышение этого показателя при прочих равных условиях требует значительного увеличения числа единиц применяемых гравиоконцентраторов, что усложняет схему цепи аппаратов передела обогащения и снижает рентабельность переработки медно-никелевых руд.

Другим серьезным недостатком известного способа является низкая степень концентрирования ПМ в гравиоконцентрате, определяемая как отношение содержания суммы ПМ в гравиоконцентрате к их содержанию в исходной руде. Уровень этого показателя при гравиообогащении хвостов флотации по известному способу не превышает 80-90.

Вследствие указанных недостатков известный способ характеризуется низким целевым извлечением ПМ в товарные металлопродукты, поскольку до 30-35% суммы ПМ теряется в сфере обогащения с отвальными хвостами флотации и ~ до 10-15% суммы ПМ переходит в отвальные и трудноутилизируемые продукты металлургических переделов медного и никелевого циклов - отвальные шлаки плавильных агрегатов, технологические пыли и железистые кеки кобальтового производства. По причине низких кондицией получаемого гравиоконцентрата по суммарному содержанию ПМ (в среднем ~ 500 г/т) технология его переработки начинается с головных плавильных агрегатов производства электролитной меди. При этом сквозное извлечение ПМ из гравиоконцентрата в анодный шлам медного производства (целевой Pt - содержащий продукт) не превышает 90%.

Причиной низкой эффективности известного способа является особенность выделения собственных минералов ПМ в сульфидных медно- никелевых рудах, соотношения их плотностных и прочностных характеристик с сопутствующими минералами сульфидного оруднения, магнетита и вмещающих пород, а также характер и интенсивность механического воздействия на минералы ПМ в цепочке аппаратов передела обогащения.

В частности, авторами настоящего изобретения установлено, что для эффективного извлечения собственных минералов ПМ из сульфидных медно-никелевых руд принципиально важное значение имеет точка установки гравиоконцентратора в схеме обогащения руды. В частности, проведение операции гравиообогащения материала в голове технологической схемы, например, сразу после 1-ой стадии измельчения руды и классификации исходной руды дает возможность оптимизировать гранулометрический состав исходного питания и предотвратить переизмельчение минералов ПМ, что, как следует из приведенных в табл. 2 экспериментальных данных, оказывает решающее влияние на показатели извлечения ПМ в гравиоконцентрат. При выделении же минералов ПМ из отвальных хвостов эта возможность полностью исключена и обогащение осуществляется за пределами оптимального диапазона крупности. Так, например, при обогащении вкрапленных и медистых медно-никелевых руд Норильских месторождений их подвергают 2-х стадиальному измельчению. В результате этого отвальные хвосты, характеризующиеся критериальным отношением порядка 1: (2,5-3), имеют крупность до 80% класса минус 74 мкм (Технологическая инструкция. Обогащение руд месторождений Норильск-1, Талнахского и Октябрьского на Норильской обогатительной фабрике. - ТИ 0401.14.52-11-43-97. Введена 28.07.97 г. - С. 45-49 и 136). Вместе с тем, как свидетельствуют результаты исследований, материалы с подобным критериальным отношением требуют более грубого помола (не более 65% класса минус 74 мкм). Данное несоответствие параметров является одной из основных причин низкого извлечения ПМ в гравиоконцентрат при обогащении отвальных хвостов на аппарате конструкции Кнельсона. Средний показатель извлечения ПМ из песковой фракции обогащаемых хвостов в известном способе составляет: 12-15% платины и 0,7-15% палладия, что в пересчете на исходное содержание этих металлов в руде соответствует их извлечению в гравиоконцентрат ~ 3-4 и 0,2-0,4%.

Задача создания гравитационно-флотационной технологии обогащения сульфидных медно-никелевых руд с выделением основной массы собственных минералов ПМ в высококачественный гравиоконцентрат на стадии, предшествующей операции флотации (в голову схемы), до настоящего времени не ставилась. Это, в основном, было связано с 2-мя обстоятельствами: недостаточной изученностью количественного соотношения форм нахождения ПМ в указанных рудах и отсутствием эффективных промышленно применяемых методов выделения собственных минералов ПМ из полидисперсных сульфидных материалов, в которых разделяемые компоненты имеют довольно близкие плотностные характеристики. При этом следует отметить, что сульфидные медно-никелевые руды, содержащие собственные минералы ПМ, являются весьма сложным объектом для методов гравитационного обогащения. К числу месторождений указанных руд относятся: Канадские месторождения в Садбери, группа южноафриканских месторождений и Норильский рудный район (Борбат В.Ф. Металлургия платиновых металлов, - М.: Металлургия, 1977. - С. 30-34).

При разработке гравитационно-флотационной технологии обогащения сульфидных медно-никелевых руд первоначально был испытан целый ряд концентраторов, основанных на принципе разделения смеси минералов с различными плотностными характеристиками в поле гравитационной силы. Испытаны: гидроловушки, промывочные шлюзы, отсадочные машины, спиральные сепараторы и концентрированные столы, широко используемые при обогащении золотоносных песков (россыпей), а также оловянных и оловянно-вольфрамовых россыпных месторождений (Шохин В.Н., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогащения. - М.: Недра, 1980. - 400 с.).

Ни один из типов перечисленных аппаратов не проявил достаточной эффективности, чтобы его можно было промышленно использовать для выделения собственных минералов ПМ из сульфидных медно-никелевых руд.

Промывочные шлюзы оказались малоэффективны для выделения тонкодисперсных частиц с высоким коэффициентом ориентации, образующихся в результате переизмельчения хрупких минералов ПМ (сперрилита, куперита, брэггита, высоцкита и др. ). Критическим фактором для данной системы разделения явилась форма частиц платиновых минералов. Наличие в пульпе измельченной руды сравнительно крупных зерен вмещающей породы (100-150 мкм) и тонких сульфидных шламов (10-30 мкм) вызывает засорение рабочих элементов шлюза, что уже через 10 минут приводит к значительному уменьшению его эффективности, а после 4-х часов работы степень удерживания минералов ПМ в шлюзе становится несущественной.

Отсадочные машины имеют ряд преимуществ перед промывочными шлюзами. В частности, в них поддерживается (при точной балансировке) импульсный отжиженный слой, в результате чего достигается более высокое содержание ПМ в гравиоконцентратах. Эффективность работы отсадочной машины зависит от нескольких факторов: плотности потока сырья, скорости потока пульпы, частоты импульсов, расхода промывочной воды, скорости подачи промываемого концентрата, а также от состава суспензии и, в особенности, от формы и размеров частиц собственных минералов ПМ. Этот тип аппаратов неэффективен для обогащения хлопьеобразных (раскованных в мельнице) частиц металлической платины и ее сплавов с другими металлами. Это обусловлено тем, что конечная скорость таких частиц гораздо ниже, чем у сферических частиц той же массы, а их форма затрудняет им движение во время фазы просачивания. Кроме того, отсадочные машины не обеспечивают достаточного уровня извлечения ПМ в гравиоконцентрат в том случае, если частицы извлекаемых минералов представлены широким диапазоном дисперсности и имеют размеры менее 100 мкм. Поэтому для сульфидных медно-никелевых руд, отличающихся наличием минералов с существенно различными плотностными характеристиками, вследствие чего измельченный материал имеет повышенный уровень полидисперсности, а основная масса ПМ третьей группы (сульфиды, арсениды, сульфоарсениды) при этом представлены частицами размером менее 74 мкм, применение отсадочных машин является нерациональным. Как и во всех системах, работающих при ускорении 1g (в поле только силы гравитации), вероятность осаждения тонких частиц ПМ с большим коэффициентом ориентации крайне мала. Настройка отсадочной машины на тонкие классы минералов ПМ лишает возможности достижения степени концентрирования ПМ на стадии первичного гравиообогащения более 100.

Спиральные сепараторы отличаются сравнительно высокой производительностью и при наличии в сырье крупных минеральных выделений ПМ обеспечивают получение гравиоконцентратов с хорошей степенью обогащения. Серьезным недостатком этого типа аппаратов является их низкая эффективность по отношению к полидисперсным материалам, содержащим тонкие частицы минералов ПМ. В этом случае необходимо использовать большое число стадий разделения, в результате чего схема гравиоконцентрирования делается громоздкой, а процесс обогащения становится капиталоемким. Как правило, для улавливания тонких частиц обогащаемого минерала отдельные сепараторы группируют в агрегаты (до 12 аппаратов в каждом), которые дают достаточно высокую степень извлечения, но при низком качестве получаемого гравиоконцентрата (Лапланте А.Р. Использование гравитационной концентрации для обогащения золота. - Часть 1. - Экономичность и основные принципы. Статья представлена на семинаре профессионального развития в области маломасштабных проектов обогащения золота: Добыча, Переработка. Экономика и политика. Университет им. Мак-Гилла. - 2-6 мая 1986 г.).

Концентрационные столы обладают тем же недостатком, что и спиральные сепараторы: они малоэффективны при выделении из руды собственных минералов ПМ крупностью менее 100 мкм, поэтому данный тип аппаратов в промышленности нашел применение не для первичного гравиоконцентрирования, а для перечистки чернового концентрата.

Таким образом, все типы рассмотренных аппаратов, обогащение сырья в которых осуществляются в поле гравитационной силы, для сульфидных медно-никелевых руд неэффективны. Это обусловлено следующими факторами: - концентрирование значительной массы ПМ в тонких классах (минус 44 мкм) обогащаемого материала; - наличием в разделяемой системе магнетита и сульфидов цветных металлов, имеющих плотность, близкую к плотности "легких" минералов ПМ; - высоким коэффициентом ориентации частиц, содержащих собственные минералы ПМ (хрупкие минералы ПМ, например сперрилит, куперит и др. - представлены остроугольными осколками; в то время как ковкие минералы, такие как самородные ПМ и их сплавы - в измельченной руде имеют вид тонких плоских хлопьев); - нахождением минералов ПМ в срастаниях с менее плотными минералами вмещающих пород.

Для выделения Pt - минералов, находящихся в труднообогатимых формах - высокодисперсных, с большим коэффициентом ориентации или загрязненных включениями с низкой плотностью, - более перспективными являются методы гравиоконцентрирования в поле центробежной силы.

Наиболее известными центробежными аппаратами с высокими факторами разделения являются гидроциклоны и центрифуги. Создание центробежного поля в центробежных концентраторах принципиальной может осуществляться двумя путями: - тангенциональной подачей потока под давлением в закрытый и неподвижный цилиндрический сосуд; - закручиванием свободно подаваемого потока в открытом вращающем сосуде.

Необходимым условием при центробежном гравитационном обогащении является наличие транспортного (смывного) потока в направлении, не совпадающем с вектором силы центробежного поля. При отсутствии смывного потока, а также в том случае, если направление потока совпадает с направлением поля, расслоения материала по плотности практически не происходит.

Центробежные концентраторы принципиально могут быть разделены на два типа: - напорные циклонные аппараты для разделения мелкозернистых материалов; - безнапорные аппараты - центрифуги (с малой интенсивностью центробежного поля) для разделения как грубозернистых, так и мелкозернистых материалов.

Работа концентраторов второго типа, хотя и напоминает работу обычной центрифуги, однако существенно отличается от нее наличием элементов обычного шлюзового процесса (Шохин В.Н., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогащения. - М.: Недра, 1980. - С. 350-352).

Применение центробежных концентраторов (циклонных аппаратов и центрифуг) в операции первичного обогащения сульфидных медно- никелевых руд показало более высокие результаты по извлечению ПМ в гравиоконцентрат, чем при использовании аппаратов, основанных на действии гравитационной силы. Однако и в этом случае были получены грубые гравиоконцентраты, степень обогащения которых по ПМ не превышала 200. С увеличением степени полидисперсности исходного материала показатели извлечения ПМ в гравиоконцентрат заметно снижались. Извлечение ПМ на уровне 15% удалось достигнуть при объединении 7 циклонных аппаратов в батарею, однако это отрицательно сказалось на концентрационной способности установки: степень обогащения гравиоконцентрата по ПМ составила 55.

При исследовании напорных концентраторов циклонного типа в операции первичного обогащения сульфидных медно-никелевых руд было установлено, что регулирование пористости постели в конусе циклона позволяет повысить выделение собственных минералов ПМ в гравиоконцентрат. Это достигалось путем впрыскивания слабых струек воды в нижнюю часть конуса. Подача дополнительной воды приводила не только к повышению качества концентрата (степень обогащения по ПМ увеличивалась до 300), но и к приросту извлечения в него минеральных форм ПМ, которое в этом случае достигало 15-20%.

Приведенные результаты явились основой для создания настоящего изобретения.

Задача, решаемая изобретением, заключается в повышении полноты извлечения платиновых металлов в гравиоконцентрат, получаемый при гидромеханическом выделении собственных минералов платиновых металлов в схеме гравитационно-флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд, а также в увеличении степени обогащения гравиоконцентрата по платиновым металлам за счет изменения последовательности операций гравиообогащения и флотации в схеме переработки руды и путем совершенствования режима гидромеханической стадии обогащения, достигаемого за счет оптимизации соотношения между режимными параметрами процесса и критериальным отношением минеральных ингредиентов, входящих в состав исходной перерабатываемой руды.

Сущность изобретения заключается в том, что в способе обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих собственные минералы платиновых металлов и магнетит, включающем рудоподготовку, мокрое измельчение материала и его гидравлическую классификацию, выделение сульфидов цветных металлов и собственных минералов платиновых металлов из пульпы классифицированного материала флотационным и гравитационным методами в самостоятельные продукты - сульфидный(е) флотоконцентрат(ы) и платиносодержащий гравиоконцентрат, а магнетит и породообразующие минералы - в отвальные хвосты, причем собственные минералы платиновых металлов выделяют на центробежном концентраторе с псевдоожиженным слоем, создаваемым струями воды в направлении, не совпадающем с вектором силы центробежного поля, согласно изобретению собственные минералы платиновых металлов выделяют в платиносодержащий гравиоконцентрат до проведения операции флотационного обогащения, при этом при массовом отношении суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия в исходной руде, меньшем 1:2, руду измельчают до крупности 30-65% класса менее 74 мкм, а выделение собственных минералов платиновых металлов ведут при максимальном значении центробежного критерия Фруда, равном 2-10, и отношении этого значения к давлению ожижающей воды, равном 0,025-0,23 кПа^-1, при переработке же исходной руды с массовым отношением суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия, большем или равном 1:2, руду измельчают до крупности 60-95% класса менее 74 мкм, а выделение собственных минералов платиновых металлов ведут при максимальном значении центробежного критерия Фруда, равном 0,5-1,75 и отношении этого значения к давлению сжижающей воды, равном 0,0058-0,019 кПа^-1.

Другим отличием способа является то, что выделение собственных минералов платиновых металлов ведут из пульпы материала при массовом отношении Ж:Т, равном (1,5-6,5):1.

Исследования показали, что выделение ПМ из сульфидных медно- никелевых руд, независимо от типа руды, ее соотношения с вмещающими породами и структурно-текстурных особенностей, наиболее эффективно происходит в поле центробежной силы, модулированной противодавлением направленного потока (струй) жидкой среды. Это условие обеспечивается в различных моделях центробежных гравиоконцентратов нового поколения, из которых самое широкое применение в практике обогащения получили аппараты конструкции Кнельсона (фиг. 1).

Центробежные гравиоконцентраторы Кнельсона представляют собой камеру центрифуги (фиг. 1), окруженную водяной рубашкой (2). Питание - классифицированная сырьевая суспензия - поступает в снабженный перегородками (рифлями) - (4) перфорированный вращающийся конус (1), где тяжелые частицы минералов в виде пристенного слоя (5) накапливаются в углублениях между рифлями. Загрузка питания осуществляется в донную часть конуса через центробежную загрузочную трубу (3). Уплотнение материала между рифлями предотвращается впрыскиванием воды через отверстия в корпусе центрифуги (6) размером 2-3 мм, которые придают струям воды тангенциальное направление навстречу вращению конуса. Направленные струи воды в течение всего процесса поддерживают материал пристенного слоя центрифуги в псевдоожиженном состоянии, позволяя более плотным частицам замещать менее плотные. Впрыскивание воды - это ключ к работе концентратора Кнельсона. Степень ожижения (обратное давление воды) позволяет в целом контролировать объемную плотность концентрата и его пористость, а, значит, и возможность контролировать, какие минералы должны поступать (или не должны) в концентрационный слой. Для выбора режима работы концентратора существует общее правило: низкое давление воды применяется для сырья с низкой плотностью, а высокое давление - для сырья с высокой плотностью. При переработке грубодисперсного сырья требуется более высокое давление, поскольку для сжижения слоя с высокой пористостью требуется большее количество воды. В процессе работы аппарата материал по стенке вращающегося конуса поднимается вверх. При этом пульпа обедненного материала (хвосты гравиообогащения) через край конуса переливается в неподвижный барабан (7) и вытекает через разгрузочный патрубок (8) в сборную емкость. Основными управляемыми параметрами процесса являются: крупность исходного питания, степень разжижения пульпы, скорость вращения центрифуги и противодавление ожижающей воды. Установка является полунепрерывной: через каждые несколько часов работы ее необходимо останавливать для выгрузки гравиоконцентрата. Продолжительность цикла накопления материала зависит от его состава, производительности процесса по твердому, требований к кондициям получаемого гравиоконцентрата и заданного уровня извлечения ценных компонентов. Время выгрузки для промышленных аппаратов составляет примерно 10 минут (Laplante A. R., Lui L., Cauchon A. Mineralogy and Fiowsheet Changes at the Camchim Mines Inc. Mill, AIME Spring Meeting. - Las Vegas, Fe. 1989.; Veioo C. Knelson Concentrator Test Program - Executive Summary and Reccommendations // Intenal Westmin report. - Sept., 1991).

Для более ясного понимания сущности изобретения необходимо рассмотреть основные известные закономерности работы центробежных гравиоконцентраторов и особенности поведения минеральных частиц, различающихся размерами и плотностью, в поле центробежных сил, модулированного давлением потока (струй) воды, ориентированного в направлении, не совпадающем с вектором силы центробежного поля.

Эффективность разделения неоднородных систем в поле центробежной силы определяется фактором разделения (f), представляющим отношение ускорения центробежной силы к ускорению силы тяжести: f = ²R/g, (1) где - угловая скорость вращения центрифуги, с^-1; R - радиус центрифуги, м; g - ускорение силы тяжести, м/с².

Фактор разделения представляет собой видоизмененный (центробежный) критерий Фруда (Fr_ц) и связан с ним соотношением: где n - частота вращения центрифуги, с^-1; D - внутренний диаметр центрифуги, м.

(Романков П.Г., Курочкина М.И. Гидромеханические процессы химической технологии. - Л.: Химия, 1982. - С. 150-182; Павлов К.Ф., Романков М.Г., Носков А. А. Примеры и задачи по курсу процессов и аппаратов химической технологии. - Химия, 1981. - С. 97-98).

В концентраторе Кнельсона в отличие от обычных центрифуг на частицы сырья наряду с центробежной силой действует противодавление ожижающего потока воды, выполняющего одновременно роль транспортного (смывающего) потока. В связи с этим аппарат данного типа во многом усиливает и улучшает центробежные факторы: в десятки раз увеличивает силу тяжести, но при этом не допускает уплотнения получаемого осадка.

Как и в любом устройстве гравитационного обогащения, более крупные и плотные частицы минералов концентрируются на нижних кольцах центрифуги, в то время как мелкодисперсные частицы этих же минералов, осаждение которых затруднено, удерживаются более верхними кольцами, отличающимися более высоким значением центробежного критерия Фруда. В связи с тем, что в концентраторе конструкции Кнельсона материал, заключенный в кольцах, впрыскивается водой, даже весьма мелкие частицы плотных минералов с высоким коэффициентом ориентации способны внедриться и вытеснить менее плотные частицы таких же линейных размеров или объема. Эта способность концентраторов данного типа является крайне важной при обогащении сульфидных медно-никелевых руд, в которых часть минералов платиновых металлов после стадии дробления руды представлена труднообогатимыми формами: плоскими (раскованными) частицами металлических сплавов и шламистыми частицами хрупких минералов (сульфидов, арсенидов и Сложность гравиообогащения сульфидных медно-никелевых руд заключается также и в том, что они содержат минералы практически с непрерывным спектром плотностных характеристик (табл. 1): минералы вмещающих пород имеют плотность от 2,6 до 4,4 кг/дм³; основные сульфиды цветных металлов и железа - от 4,0 до 5,0 кг/дм³; магнетит - 5,2 кг/дм³; арсениды никеля - от 7,05 до 8,1 кг/дм³. При этом плотность минералов ПМ, сопровождающих данный тип руды, изменяется от 5,0 (Ru, Rh - пентландит) до 21,5 кг/дм³ (самородная платина), т.е. своим нижним пределом ряд минералов ПМ соприкасается с верхней границей диапазона плотности сопровождающих сульфидов и магнетитом. Кроме того, измельченная руда отличается чрезвычайно высокой степенью полидисперсности как главных рудообразующих минералов, так и минералов ПМ: крупность основной массы тех и других частиц лежит в диапазоне от первых микрон до 1-3 мм.

Выше было показано, что все известные типы гравитационных аппаратов, применяемые в процессах обогащения минеральных ископаемых рудного происхождения, оказались неэффективными при обогащении такого сложного объекта, как сульфидные медно-никелевые руды. Главным достоинством концентратора Кнельсона, принципиально отличающим его от центробежных аппаратов прежнего поколения, явилась возможность замещения тяжелых, но менее плотных частиц, более легкими, но имеющими большую плотность. Именно это свойство и определило высокую эффективность концентратора данного типа для обогащения сульфидных медно-никелевых руд, в которых значительная часть тяжелых минералов ПМ (8,4-10,6 кг/дм/³ представлена шламистыми частицами (менее 10 мкм), а легкая порода (2,6-4,4 кг/дм³) крупными зернами размером до 3 мм. Указанное свойство в аппарате Кнельсона достигается тем, что вода не только впрыскивается с внутренней стороны материала, заключенного в кольцах, но еще и тангенциально, противоположно к направлению смещается внутри центрифуги, и пока происходит сжижение и смещение материала, соответственно протекает и преимущественное осаждение плотных частиц (минералов ПМ). Тангенциальное впрыскивание воды в направлении, обратном вращению центрифуги, позволяет поддерживать материал в постоянном жидком вращении, препятствуя тому, чтобы он набрал скорость конуса и залег. Это обеспечивает возможность любой более плотной частице, чем те, которые находятся в кольцах, внедриться и заместить менее плотные (Кнельсон Б.В. Гравитационное обогащение и разделение руд драгоценных металлов. - 17-й ежегодный съезд СМР. - Оттава, 1985. - С. 346-357).

Наиболее острым вопросом при обогащении в концентраторе Кнельсона является обеспечение баланса сил, действующих на частицы материала со стороны центробежного поля и потока ожижающей воды. Изменением величины центробежного критерия Фруда удается в десятки и сотни раз увеличить различие в плотности между частицами разделяемых минералов, что обеспечивает высокий уровень извлечения минералов ПМ в получаемый осадок. С другой стороны, в целях повышения селективности процесса в концентраторе Кнельсона создаются условия, препятствующие уплотнению материала. Это обеспечивается впрыскиванием воды через стенку конуса, в результате чего 100% времени работы аппарата слой находится в псевдоожиженном состоянии.

Здесь возникает т.н. проблема "маятника", которая заключается в том, что при недостаточном расходе впрыскиваемой воды происходит уплотнение осадка, вызывающее резкое снижение степени его обогащения по ПМ, в то же время, при избыточной подаче воды весь наколенный материал выбрасывается из центрифуги в сливную суспензию и процесс гравиообогащения прекращается.

Значения плотности основных минералов, составляющих основу сульфидных медно-никелевых руд (Минералогические таблицы. Справочник // Е.И. Семенов, О. Е. Юшко-Захарова, И.Е. Максимюк и др. - М.: Недра, 1981, - 399 с.) приведе