Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние и развитие технологии извлечения благородных металлов при обогащении медно-никелевых руд 10
1.1. Формы нахождения благородных металлов в медно-никелевых рудах и продуктах обогатительного цикла. 10
1.2. Технологические свойства благородных металлов и их поведение в процессе обогащения 17
1.3. Пути повышения извлечения благородных металлов при пере работке полиминерального сырья. 27
2. Исследование особенностей тонкодисперсного гравитационного обогащения. 35
2.1. Влияние гидратации на контрастность гравитационного разделения тонких частиц минералов 35
2.2. Анализ уравнения равнопадаемости с учетом гидратных слоев для тонкодисперсной суспензии 42
3. Анализ технологических особенностей центробежной сепарации тонкодисперсных минеральных частиц 46
3.1. Технологические особенности центробежной концентрации 46
3.2. Оценка влияния вязкости пульпы на процесс сепарации 49
3.3. Оценка влияния продолжительности цикла концентрации на результаты обогащения 50
4. Испытания гравитационных аппаратов и разработка гравитационно-флотационной технологии обогащения вкрапленных медно-никелевых руд 51
4.1. Испытания гравитационных аппаратов и оценка их эффективности 51
4.2. Исследование извлечения благородных металлов из хвостов обогащения вкрапленных руд и промышленные испытания центробежных концентраторов 56
4.3. Исследование эффективности гравитационного извлечения благородных металлов в цикле рудоподготовки 70
4.4. Разработка технологической схемы доводки первичных гравио-концентратов 80
5. Испытания гравитационно-флотационной технологии для обогащения различных типов медно-никелевых руд текущей и перспективной добычи 88
5.1. Исследования на вкрапленных и "медистых" рудах месторождений Талнаха 89
5.2. Исследования на малосульфидных рудах месторождения "Норильск-1" 92
6. Внедрение комбинированной технологии обогащения вкрапленных медно-никелевых руд, включающей гравитационные методы извлечения ценных компо нентов и флотацию 91
6.1. Модернизация аппаратов Нельсона (КН-48") с целью обеспечения водного баланса комбинированной технологии 97
6.2. Исследования по доизвлечению благородных металлов из отвальных хвостов гравитационно-флотационной технологии 103
6.3. Внедрение технологии гравитационного обогащения на Норильской обогатительной фабрике 116
Общие выводы 121
- Технологические свойства благородных металлов и их поведение в процессе обогащения
- Исследование извлечения благородных металлов из хвостов обогащения вкрапленных руд и промышленные испытания центробежных концентраторов
- Исследование эффективности гравитационного извлечения благородных металлов в цикле рудоподготовки
- Исследования по доизвлечению благородных металлов из отвальных хвостов гравитационно-флотационной технологии
Введение к работе
До недавнего времени при переработке медно-никелевых руд норильских месторождений платиновые металлы (ПМ) рассматривались как сопутствующие. Выход компании "ГМК "Норильский никель" на мировой рынок продаж цветных и благородных металлов, подразумевающий жесткие условия конкурентной борьбы, потребовал разработки новых технологических решений, позволяющих значительно повысить извлечение платиновых металлов из руд и тем самым поднять рентабельность горно-обогатительного производства. Необходимость этого вызвана устойчивым, постоянно растущим спросом на платиновые металлы и увеличением доли этих металлов в товарной продукции комбината. Во избежание жесткой зависимости выпуска платиновых металлов от спроса на рынке цветных металлов необходимо создание коротких схем их производства, не связанных металлургией меди и никеля. Выбор технологических схем и оборудования требует глубокого минералогического изучения и всестороннего исследования руд на обогати-мость.
По промышленной классификации руды норильских месторождений квалифицированы как сульфидные медно-никелевые с попутной платиновой минерализацией. В современной производственной и рыночной конъюнктуре необходимо и оправдано подразделение руд на два промышленных класса:
- сульфидные медно-никелевые с попутными благородными и редкими металлами, в которые входят все разновидности богатых и медистых руд;
- платиновые руды с попутными цветными и редкими металлами, охватывающие вкрапленные и другие типы труднообогатимых и малосульфидных платиносодержащих руд.
Принципиальное отличие концентратов, получаемых при обогащении платиновых руд, заключается в том, что, имея содержание суммы платиновых металлов равные или близкие их содержанию в сульфидных медно-никелевых рудах, концентраты платиновых руд содержат существенно более высокие концентрации платиновых металлов, что делает перспективной их переработку, минуя традиционное металлургическое производство, исключив, таким образом, значительные потери со шлаками.
Платиновые руды слагают тела, пространственно обособленные, что позволяет регулировать качество сырья и управлять объемами их добычи и переработки. Во вкрапленных рудах сосредоточено 66% запасов всех платиноидов и до 50% запасов меди и никеля /1,2/.
Обогащение вкрапленных руд по технологии, принятой для сульфидных руд, с попутным извлечением платиновых металлов, сопровождается выводом больших объемов отвальных хвостов, с которыми в силу объективных плотностных и флотационных характеристик платиносодержащих фаз теряется 30-35% благородных металлов.
В начальный период отработки месторождений вкрапленных руд сведений о состоянии и доле минеральной составляющей платиновых металлов в рудах было недостаточно. Попытки применить гравитационное обогащение в цикле измельчения с использованием отсадочных машин и винтовых сепараторов не привели к положительному результату ввиду невозможности извлечения на данных аппаратах платины менее 250 мкм. Работы по совершенствованию технологии проводились с использованием флотации. Гравитационные методы считали перспективными для доизвлечения благородных металлов из отвальных хвостов.
Развитие новых инструментальных методов минералогических исследований, а также появление новых видов обогатительного оборудования позволило подойти к углубленному изучению проблемы извлечения благородных металлов.
Настоящая работа посвящена изысканию возможности увеличения извлечения платиновых металлов при переработке вкрапленных медно-никелевых руд с использованием последних достижений теории и практики гравитационного обогащения драгметального сырья.
Актуальность работы определяется постоянно растущим спросом и ростом стоимости благородных металлов, а также возможностью решить проблему увеличения их производства на комбинате за счет повышения показателей обогащения вкрапленных медно-никелевых руд. Важность работ, направленных на повышение технико-экономических показателей переработки вкрапленных руд, в связи с низкими содержаниями в них цветных металлов, в значительной мере определяется извлечением из них благородных. Кроме того, по мере отработки богатых руд, вкрапленные могут стать рудным сырьем, определяющим перспективы развития Норильского промышленного района.
Цель работы: исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд на Норильской обогатительной фабрике.
Для достижения поставленной цели:
- определены формы нахождения благородных металлов в медно- никелевых рудах и продуктах обогащения;
- изучено поведение минералов, содержащих благородные металлы, в-процессах рудоподготовки и флотации;
- исследована эффективность гравитационных методов извлечения бла-городных металлов из продуктов измельчения, классификации и отвальных хвостов;
- исследованы технологические особенности центробежной сепарации тонкодисперсных продуктов обогащения;
- исследовано влияние гидратации на контрастность гравитационного разделения тонкодисперсных минеральных частиц;
- усовершенствована конструкция центробежного сепаратора, обеспечившая сквозной водный баланс в циклах гравитационного обогащения и флотации;
- теоретически обоснована и практически осуществлена технология извлечения тонкодисперсных частиц минералов благородных металлов из пульп, путем раздельного их выделения после классификации на песковую и шламовую составляющие и обесшламливания по классу -5 мкм;
- предложены и внедрены новые комбинированные технологические схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд, основанные на совмещении методов гравитационного обогащения и флотации.
Работа выполнена на основе анализа отечественных и зарубежных методов обогащения руд цветных металлов.
Для осуществления поставленной цели использован комплекс современных экспериментальных методов исследования. Минералого-технологи-ческую оценку перерабатываемого сырья проводили с использованием микроспектрального микроскопа Cam-Scan-4 с системой Link JSJS 2000; использовали микроскоп Axiplan и метод анализа изображений Magiscan G.M. Для выделения минералов, содержащих благородные металлы в тонких классах, применяли концентрационные столы, трубчатые и винтовые сепараторы, концентраторы Нельсона размером от 3" до 48". При исследовании обогати-мости использовали ситовой и шламовый анализы, вискозиметрию, лабораторные флотационные установки, а также различные измерительные устройства и вычислительную технику.
Научное значение выполненных исследований состоит в следующем:
- уточнены формы нахождения благородных металлов во вкрапленных медно-никелевых рудах и продуктах их обогащения;
- установлено, что основные потери благородных металлов связаны с их концентрацией в циркулирующих продуктах циклов измельчения и классификации, переизмельчением и низкой флотируемостью основных минералов благородных металлов;
- установлено, что основная доля потерь благородных металлов приходится на тонкие классы, а также на относительно крупные зерна нефлотационной крупности;
- показано, что гравитационное извлечение благородных металлов происходит наиболее полно при его использовании в цикле рудооподготовки, где извлекаются труднофлотируемые фракции минералов;
- установлено, что сочетание гравитации в начальной стадии обогащения с последующей флотацией позволяет существенно повысить извлечение крупных зерен и зерен минералов благородных металлов флотационной крупности;
- установлено, что на извлечение тонких частиц благородных металлов существенное влияние оказывает гидратация, снижающая их фактическую плотность, что затрудняет отделение тонких фракций благородных металлов от сульфидов цветных металлов, поэтому необходимо предварительное удаление последних флотацией, то есть гравитационно-флотационная схема должна быть дополнена контрольным гравитационным извлечением благородных металлов из хвостов флотации;
- показана эффективность доизвлечения благородных металлов из хвостов гравитационно-флотационной схемы, причем хвосты должны быть классифицированы на песковую и шламовую составляющие;
- установлено, что лучшие показатели обогащения достигаются на центробежных концентратах Нельсона (КН), на основе которых разработана гра-витационно-флотационно-гравитационная технология обогащения вкрапленных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-1".
Практическая значимость работы заключается в том, что на основе исследований разработана и на Норильской обогатительной фабрике вместо флотационной внедрена технология гравитационно-флотационно-гравита-ционного обогащения вкрапленных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-1", позволившая увеличить извлечение благородных металлов на 16%, сократив потери с хвостами на 0,9 г/т. Достижение полученных результатов базируется на применении центробежной сепарации на концентраторах "Нельсона". Перечистка гравиоконцентрата открывает возможность извлечения благородных металлов из богатого перечищенного продукта минуя цикл металлургического производства, в котором потери благородных металлов достигают 5-7%. При непосредственной переработке эти потери сокращаются до 0,5%.
Разработанная технология позволяет с более высокими технологическими показателями перерабатывать вкрапленные и "медистые" руды Талнах-ских месторождений и малосульфидные руды Норильска.
Полученные в работе результаты явились основой для разработки технологической схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд при проектируемом расширении объемов их переработки.
В работе обобщены результаты, полученные при непосредственном участии автора на стадии исследований, лабораторных, полупромышленных и промышленных испытаний, а также при внедрении выполненных разработок на Норильской обогатительной фабрике (НОФ) Производственного объединения обогатительных фабрик (ПООФ) Заполярного филиала (ЗФ) ОАО "Горно-металлургической компании "Норильский никель".
Внедрение на НОФ разработанной технологии позволило существенно повысить эффективность обогатительного производства.
Технологические свойства благородных металлов и их поведение в процессе обогащения
Как правило, платиновые минералы находятся в срастаниях между собой, включающих от двух до восьми минералов, достигающих 20-70 мкм в сплошных рудах и 300 мкм - во вкрапленных ("Норильск-1"). Чаще всего такие сростки покрыты каймой ферроплатины или серебра и золото-серебряных сплавов. Мономинеральные выделения больше присущи пирро-тиновым рудам. В них лишь изредка встречаются би- и триминеральные выделения. Мономинеральными выделениями представлены лишь ферропластина, сперрилит, аргентит, а также аргентопентландит и изредка - минералы золота. Платиновая минерализация лучше развивается на контакте с хрупкими минералами. Кроме пентландита и талнахита минералы благородных металлов находятся в рудообразующих кубаните, валлериите, магнетите, борните, в нерудной массе силикатов (биотите, диопсите, амфиболах, серпентинах, хлоритах), ангидрите, карбонатах и др., т.е. вмещающая среда состоит из хрупких минералов. Наиболее часто они приурочены к механически ослабленным зонам /4,6,9/.
В нерудных породообразующих минералах растворимость элементов группы платины невелика. Наибольшая концентрация примесных форм наблюдается в троктолитах (до 10%), наименьшая - в пикритах (меньше 1%) /14/. В силикатах довольно часто встречаются минеральные выделения ферроплатины и золото-серебряных сплавов размером 5-Ю мкм /4,6,9/. При обогащении вскрывается только часть таких выделений в силу высокой твердости силикатных минералов, основное же количество так и остается в нерудной среде и в таком виде попадает далее в отвальные хвосты фабрик. Видимо, это обстоятельство является одним из основных, определяющих высокие потери платиновых металлов при переработке вкрапленных руд /20/. Многообразие фазового и вещественного состава минеральных фаз платиноидов обусловливает довольно существенное различие в ряде физико-химических свойств, что, в конечном счете, усложняет проблему разработки схем извлечения драгоценных металлов. Определяющими поведение минералов платиновой группы в технологии являются хрупкость, твердость, ковкость и физические свойства (плотность, магнитная восприимчивость). Хрупкими являются все арсениды, теллуриды и их аналоги, плюмбовистиму-ды палладия /1,6,17/. Менее хрупки мышьяксодержащие интерметаллиды палладия, олова и сурьмы, а также паоловит и рожковит. Пластичными и ковкими являются плюмбиды, висмутиды, станниды палладия, интерметаллиды платины, палладия, а также антимониды палладия.
Установлено 16/, что минералы в процессе транспортировки и дробления руды, при обогащении расплющиваются в тонкие пластинки, достигающие 2-3 мм. Извлечение таких образований затруднительно как гравитационными, так и флотационными методами. Основные носители платины — сперри-лит и куперит, в силу большой хрупкости склонны к переизмельчению. Концентрация минералов благородных металлов в хрупких, трещиноватых средах (в механически ослабленных зонах) приводит к тому, что в процессах добычи, транспортировки и хранения они легко высвобождаются. Отличительной чертой минералов благородных металлов является высокий удельный вес. По этому параметры минералы условно можно разделить на 3 группы. Группа тяжелых минералов с плотностью 13-17 г/м3. В первую очередь это все разновидности ферроплатины (15-16 г/см3), минералы золота (16-19 т/см3), рустенбургит и атокит (16-17 и 14,2 г/см3), звягинцевит Pd3Pb (13,3 г/см3). Наиболее широко данные минералы представлены в рудах "Норильска-1" и в рудах Талнахского и Октябрьского месторождений. Вес 11,2-12,8 г/см3 имеют второстепенные минералы: фрудит, полярит, висмутоплюмбит палладия, плюмбопалладинит, мышьяковый плюмбостаннид палладия (Ps,Pd,Cu)3Sn, станнопалладинит (Pd5Sn2) и паоловит (Pd2Sn), кюстелит, станноарсениды палладия. В группу минералов с меньшим удельным весом (8,0-11,0 т/см3) входят сульфиды, арсениды, теллуриды и их аналоги: интерметаллиды палладия, плюмбоарсениды - боришанскит, стибиоарсеностанниды, арсеноантимонит -мертиит, моновисмутиды, теллуровисмутиды палладия и платины, самородное серебро. Наиболее важные из них - сперрилит, куперит и высоцкит -имеют вес 10,6; 9,8 и 8,4 г/см , соответственно.
Высокая плотность минералов благородных металлов позволяет использовать в технологии обогащения гравитационные методы. Отличительная черта практически всех минералов - чрезвычайно высокая химическая инертность. Пониженная стойкость отмечается у минералов серебра, один из которых - аргентопентландит - имеет к тому же и низкую плотность 5,5-5,6 г/см3 /6,17/. При технологической переработке важное значение может иметь наличие магнитных свойств у рассматриваемых минералов. За исключением различных модификаций ферроплатины остальные минералы немагнитны /4,6/. Извлечение остальных минералов в магнитные концентраты возможно только в случае наличия каймы минералов ферроплатины и срастания с магнитными минералами: магнетитом и моноклинным пирротином. Таким образом, в рудах месторождений Норильского промышленного района благородные металлы представлены как в минеральной форме, так и в форме изоморфной примеси. Минеральная форма присуща только четырем элементам: платине, палладию, золоту и серебру. Такое различие обусловливает и различное их поведение в процессе обогащения. Твердые растворы платиновых металлов распределяются между концентратами, отвальными хвостами и промежуточными продуктами пропорционально содержанию сульфидов никеля, железа и меди. Эти металлы можно извлечь лишь в пиро-металлургическом цикле переработки. К сожалению, большая часть редких платиноидов концентрируется в пирротиновых концентратах и затем теряется с хвостами при автоклавной технологии /18/. Значительная часть минералов благородных металлов высвобождается в процессе дробления и измельчения руды (табл. 2).
Исследование извлечения благородных металлов из хвостов обогащения вкрапленных руд и промышленные испытания центробежных концентраторов
Возможности доизвлечения благородных металлов из хвостов определяются наличием свободных зерен минералов, содержащих эти металлы, во всех классах крупности отвальных хвостов /80/. Исследование операции контрольной гравитации хвостов проводилось в несколько этапов по мере накопления опыта работы с этим сложным сырьем и по мере изменения схемы и режимов головных операций. Первый этап проведен на хвостах флотационной схемы обогащения. Обогащение отвальных хвостов коллективного цикла флотации изучали на концентраторах КН-3" и SB-40. Около 50% потерь благородных металлов приходится на класс -0,25 +0,05 мм (табл. 11).
Очевидно, что при применении гравитации в цикле рудоподготовки перед флотацией содержание благородных металлов в отвальных хвостах существенно снизится, особенно в Песковых фракциях хвостов. Поэтому при доизвлечении благородных металлов из хвостов необходимо в первую очередь решить проблему гравитационного обогащения тонкого класса. С этой целью проведены испытания центробежных аппаратов на различных классах крупности. Испытаны концентраторы "Нельсон - 3" и "Фалкон SB-40". В табл. 12 и 13 приведены показатели обогащения классифицированного и неклассифицированного материала. Показатели извлечения взяты при одинаковом выходе концентрата- 0,15%. Из рис. 6 видно, что извлечение платины из неклассифицированных хвостов на КН-3" в 2 раза выше, чем на "Р SB-40". В особенности "КН-3" эффективен при извлечении платины класса -125+50 мкм. Оно в 2,5 раза выше (47,2 против 20%). Извлечение из материала менее 50 мкм на этих концентраторах почти в 2 раза ниже, чем в среднем, из неклассифицированных хвостов, однако и здесь КН-3" опережает SB-40. Извлечение платины при обогащении узких классов крупности на КН-3" (А) и Falcon (Б). Пунктир - неклассифицированный материал Рис.6 Увеличение центробежного фактора улучшает результаты обогащения (рис. 7), причем при росте извлечения с 17,5 до 39% одновременно повышается и содержание металла с 75 до 180 г/т. Таким образом, с увеличением скорости вращения повышается не только извлечение тонких зерен, но и избирательность процесса. Существенным резервом, как показано в главе 3, является тонкое обесшламливание перед гравитацией по классу 5 мкм. Переменным параметром в испытаниях являлось время накопления концентрата, которое варьировалось в интервале 2-24 часа.
Для рассмотрения влияния скорости вращения чаши на показатели обогащения проведены опыты с использованием шкивов разного размера. Стандартный шкив диаметром 108 мм - 953 об/мин и шкивы 94 и 122 мм, что обеспечивало изменение центробежной силы ±25%. Полученный массив данных (Приложение 1) обрабатывался методами регрессионного анализа для получения уравнений, связывающих переменные параметры с количеством металла, извлекаемого в концентрат. Получены следующие зависимости: MPt = 938 - 54,4t - 76,8р - 16,2Т + 148,7Qn; MPd= 127-6,45t-0,76p-10,lT + 34,9Qn; (28) MAu = 23,9-l,37t-l,83p-0519T + 2,71Qn; MAg = 22,4- l,36t- 0,35p -4,39T + 15,9Qn; где Mpt, Mpd, MAu и MAS - количество металлов, извлекаемых в течение суток, кг; t - время накопления концентрата (2 24 час); р - давление флюидизирующей воды, psi (1 psi - 0,07 ати, интервал 5+15);. Т- содержание твердого в питании, % (15+47,6); Qn - нагрузка по питанию, т/сутки (4,8+16,2). Влияние параметров определено из всего массива, не исключая неоптимальные режимы. Анализ уравнений показывает, что существенно на количество металла, извлекаемого в сутки, оказывает давление на линии подачи технологической воды: чем оно ниже (в исследуемом интервале 0,35-1,05 кгс/см2), тем выше уровень извлечения. Вторым фактором является содержание твердого в питании. Разбавление до определенного предела повышает извлечение. При разбавлении ниже 17% уровень извлечения напротив снижается. Нагрузка по питанию Qn в известном интервале наиболее значимый фактор. В последующем анализ результатов проводили, исключая опыты с нарушением равномерности питания: значительное снижение нагрузки приводит к вымыванию накопленного концентрата и обеднению его вновь поступающим материалом. Решающее влияние оказывает продолжительность цикла. Наиболее высокий уровень извлечения отмечается при наименьшем времени концентрирования 2 часа. Увеличение времени рабочего цикла приводит к росту содержания, отрицательно сказывается на извлечении. Изменение диаметра шкива в пределах 10% от среднего или ±25% изменения центробежной силы не оказало заметного влияния на показатели.
Наиболее чувствительна к изменению параметров процесса платина. Распределение палладия подтверждает его тесную ассоциацию с пентланди-том, а золота - более тонкий характер выделений его минеральной составляющей. Крайне низкий уровень извлечения серебра подтверждает его изоморфизм с халькопиритом и нахождение минеральных фаз на основе серебра в виде тончайших пленок на контакте с другими минералами благородных и цветных металлов. Извлечение цветных металлов больше пропорционально выходу гравиоконцентрата при невысокой степени концентрации от 5 до 11. В связи с этим поведение цветных металлов в изучаемых гравиопроцессах в дальнейшем рассматривается только в отдельных случаях. В условиях регламентной работы НОФ (содержание твердого в хвостах около 35%) для аппарата КН-7,5" производительность составляет 11,2 т/сутки или 68% от максимальной нагрузки, рекомендуемой производителем. Дальнейшее увеличение нагрузки приводит к переполнению аппарата по объему и, соответственно, падению извлечения. Это обстоятельство учтено при проектировании промышленной установки. Распределение благородных металлов по классам крупности в гравио-концентрате указывает на высокую эффективность работы аппарата Нельсона в широком диапазоне крупности обогащаемого материала, что выгодно отличает его от других типов аппаратов (табл. 15).
Исследование эффективности гравитационного извлечения благородных металлов в цикле рудоподготовки
извлечения благородных металлов в цикле рудоподготовки Испытания центробежного концентратора проведены на пробах рудного цикла измельчения на шихте вкрапленной руды месторождения "Норильск-1", представленной рудами рудников "Заполярный" и "Медвежий ручей" в соотношении 3:1 (табл. 20). Наиболее высокие показатели по уровню извлечения достигнуты при обогащении разгрузки мельниц II стадии измельчения и слива классификаторов I стадии. Извлечение платины достигло 56-69%, палладия - 18-27%, что объясняется высоким уровнем раскрытия минералов. Гравитационное обогащение слива мельниц приведет к обводнению процесса и нарушению классификации, поэтому предпочтительно обогащение слива классификаторов. В данном случае мы имеем наиболее высокие показатели по сравнению со всеми апробированными аппаратами. Одним из главных факторов увеличения извлечения является, высокий уровень улавливания тонких зерен. Следует отметить, что сравнительные испытания других концентрационных аппаратов дали более низкие показатели, в особенности по извлечению тонких классов. Так, в крутонаклонном концентраторе (КНК) на классе -0,1 мм извлечение платины не превышает 29% при содержании около 40 г/т (табл. 21).
При обогащении слива мельниц II стадии на столе СКО-2 при исходном содержании 1,6 г/т Pt получен концентрат 47,2 г/т при извлечении 41,3%. Барабанная ловушка дала концентрат 5,1 г/т при извлечении 16,5% платины. Таким образом, в дальнейшем исследования были сосредоточены на изучении работы центробежных концентраторов Нельсона (КН). Для испытаний были отобраны представительные пробы руды. Лабораторный этап проводили на КН-3", укрупненный - на промышленных пульпах, используя КН-12". Для оценки эффективности гравитации испытания проведены как по стандартной технологической схеме коллективной медно-никелевой флотации, так и по комбинированной гравитационно-флотационной схеме (ГФС) с использованием в качестве гравитационных аппаратов центробежных концентраторов. Полученные результаты приведены в табл. 22. По варианту флотационной технологии потери драгметаллов с отвальными хвостами составили 17,0%. По комбинированной схеме гравиоконцен-трат (выход 0,79%) содержал сумму драгметаллов 175,1 г/т при извлечении 15,66%. После доизмельчения хвостов "Нельсона" и флотации их по традиционной схеме получен коллективный флотоконцентрат с содержанием суммы драгметаллов 87,23 г/т и извлечением 79,23% от исходной руды. Суммарное извлечение драгметаллов в гравио- и флотоконцентраты составило 94,89% при потерях в отвальные хвосты 5,11%. При подаче в аппарат пульпы слива классификатора плотностью 45-50% тв., за счет воды, подаваемой на ожижение пульпы в межрифельное пространство, плотность хвостов гравитации снижалась до 8-15% тв. в зависимости от установленного режима по давлению промывной воды в аппарате. Поэтому при выполнении последующей флотации хвостов КН-3" необходимо было сгущение хвостов до оптимальной флотационной плотности - 40-45%. Полученные результаты показали, что при работе по гравитационно-флотационной схеме возможно повышение сквозного извлечения драгметаллов из руды на 12%.
С целью укрупнения масштаба эксперимента для подготовки промышленного внедрения были проведены испытания аппаратов КН-12" на сливе промышленного классификатора. Результаты испытаний приведены в табл. 23. При выходе 0,027%о получен гравиоконцентрат с содержанием в нем суммы платиновых металлов 4131 г/т с извлечением 15,10%, причем содержание платины в данном гравиоконцентрате составляет 2961 г/т при извлечении 44,63%. Флотация хвостов КН-12" позволила получить коллективный концентрат, содержащий сумму платиновых металлов 60,22 г/т при их извлечении 76,16%. Суммарное извлечение платиновых металлов в объединенный концентрат составило 91,79%. По базовому режиму коллективной флотации слива классификатора без гравитации в голове был получен коллективный концентрат с содержанием суммы платиновых металлов 68,28 г/т при извлечении 80,48%. Таким образом, на основании выполненных исследований установлено, что технология обогащения вкрапленных руд "Норильск-1" с гравитацией в "голове" процесса обеспечивает существенный прирост извлечения платиновых металлов (10-12% абс). Для оценки эффективности и надежности концентраторов КН-48" были проведены промышленные испытания этих аппаратов. Учитывая, что переработка вкрапленной руды "Норильск-1" будет вестись с подшихтовкой вкрапленных и медистых руд Талнахского месторождения (в отдельные периоды до 40%) испытания на аппаратах Нельсона-48 проводили на сливе классификатора мельниц, работавших на руде текущей добычи (смесь вкрапленных и медистых руд). Во время работы варьировались расход воды (200-350 гал/мин или 45,36-79,37 м3/ч), время накопления концентрата (0,5-5,0 ч), давление воды в ватержакете (2-6 psi или 0,14-0,42 ати), нагрузка на аппарат (40-90 т/ч). Содержание твердого в пульпе изменялось в пределах 24,1-49,0%. Содержание металлов в питании изменялось в пределах, %: Ni - 0,47-0,91; Си -0,87-1,51; S -3,72-8,74; Pt- 1,16-1,51; Pd - 3,60-5,90; Аи - 0,16-0,38; Ag-2,7-5,1. Доля медистых руд в руде составляла 10-38%. Отмечено, что некоторое снижение извлечения наблюдалось при увеличении доли медистых руд в шихте, но не настолько, чтобы говорить о необходимости раздельной переработки.
Наиболее эффективным режимом концентрирования благородных металлов по уровню их извлечения в гравиоконцентрат в аппарате "Нельсон-48" из продукта 1-й стадии измельчения является режим, определяемый следующими параметрами: - расход промывной воды на один аппарат КН-48 - 200 галлонов в минуту (45,36 м3/ч); - время накопления концентрата - 0,5 часа; - давление воды в ватержакете аппарата - 2-6 фунтов/кв. дюйм (0,14-0,42 ати); - скорость вращения чаши аппарата - 320±5 об/мин; - нагрузка на один аппарат "Нельсон-48" по твердому - около 60 т/час. Выход гравиоконцентрата и, соответственно, извлечение в него благородных металлов, зависят от ряда параметров, в том числе от нагрузки по твердому, содержания твердого в исходной пульпе, расхода промывной воды на аппарат. Увеличение содержания твердого в исходной пульпе (сливе классификатора) от 35-40 до 45-50% увеличивает выход гравиоконцентрата в 1,4 раза (от 0,275 до 0,387% от исходной руды). Превышение нагрузки на аппарат по твердому более 50-60 т/час снижает выход концентрата и извлечение в него благородных металлов. Работа аппарата "Нельсон-48" в указанных условиях (выход концентрата - 0,275) позволяет получать на руде текущей переработки показатели, приведенные в табл. 24.
Исследования по доизвлечению благородных металлов из отвальных хвостов гравитационно-флотационной технологии
Несмотря на значительный прирост выпуска благородных металлов из вкрапленных руд за счет внедрения гравитационно-флотационной схемы полное изучение проблемы требует рассмотрения возможности доизвлечения их из отвальных хвостов. Испытания, проведенные на хвостах в период, когда доля руды, прошедшей обогащение с гравитацией в голове процесса, составляла 67% от общего потока, показаны в табл. 34. Испытания были проведены на КН-30". Средняя нагрузка на аппарата составляла около 17,9 т/ч по твердому материалу или 64 м3/ч по пульпе. Плотность питания - 22,85-24,00% твердого. Содержание благородных металлов в питании, г/т: платина- 0,33; палладий - 0,79; золото - 0,044. Наиболее высокое извлечение благородных металлов наблюдалось при времени концентрирования 30 минут; содержание благородных металлов в концентрате составило, г/т: платина - 14,8; палладий - 7,8; золото - 0,78; извлечение, %: 13,1; 2,87 и 5,16, соответственно. Обработка данных по платине, приведенных в табл. 34, в логарифмических координатах (рис. 14) позволяет получить линейную зависимость: tgs = gA + CgT, где є - извлечение; т - продолжительность рабочего цикла КН, мин; А и С -коэффициенты. gA=-1,4; С = -0,8. Отсюда получим зависимость извлечения платины от времени концентрирования (рис. 15): = 25,lr-J8 Здесь А = 25,1 = єтах - предельное теоретическое извлечение при т = 1 мин. Нетрудно увидеть, что при длительности цикла 10 мин извлечение возрастет до 16,5%, содержание платины 13 г/т, увеличение содержания в сравнении с исходным в 100 раз.
Характерно, что усложнение обогатительной задачи, углубление процесса в направлении доизвлечения тонких сростков связано с тем, что доля высокоминерализованной платины в хвостах после внедрения гравитационно-флотационной схемы существенно снизилась, так как большая ее гравитационно извлекаемая часть уже извлечена в голове процесса и затем во флотации. С другой стороны, извлечение сульфидов из вкрапленной руды в процессе флотации приводит к снижению в хвостах содержания тяжелых (в сравнении с породой) минералов более чем в 4 раза, в связи с чем возрастает гравитационная контрастность этого продукта. Поэтому хотя результаты рассмотренных испытаний позволили приступить к промышленной реализации гравитационного обогащения хвостов, однако окончательное решение могло быть принято после полного перехода НОФ на работу по гравитационно-флотационной схеме. Кроме того, фабрика перешла на переработку вкрапленной руды без подшихтовки медистой, что могло повлиять на показатели обогащения хвостов. В связи с этим были проведены дальнейшие испытания по обогащению на аппарате Нельсона-12" песковой части хвостов вкрапленных руд, выделенной на гидроциклонах. Для испытаний выделили песковую фракцию хвостов на гидроциклоне 0 500 мм, обесшламив ее по классу 0,04 мм. Средняя нагрузка на аппарата составляла около 4,6 т/ч по тверд ому материалу или 8,1 м/ч по пульпе. Плотность питания - 49,5% по содержанию твердого. В пульподелителе пульпа разбавлялась до плотности 37-38%. Цикл концентрирования варьировался от 0,5 до 2 часов. Наилучшие показатели достигнуты при цикле продолжительность 0,5 часа. Расход воды составлял 3,5 м3/ч. Содержание благородных металлов в питании составляло, г/т: платина - 0,37; палладий - 0,70; золото - 0,03. Извлечение от операции составило, %: платина - 7,34; палладий - 1,18; сумма платиновых металлов - 3,31; золото — 2,37; от хвостов, соответственно, - 3,70; 0,61; 1,69; 1,27; от руды, соответственно, 1,57; 0,16; 0,52 и 0,34. Содержание платиновых металлов в шламовой фракции, сливе гидроциклонов составило, г/т: платина- 0,55; палладий - 1,00; золото-0,048.
Распределение платиноидов по классам крупности в питании и концентрате приведено в табл. 35, извлечение из различных классов - в табл. 36. В целом извлечение благородных металлов из различных классов крупности равное, что еще раз положительно характеризует сепаратор КН. Результаты шламового анализа отвальных хвостов вкрапленных руд, полученных при переработке, приведены в табл. 37. Таблица 37 Распределение металлов по классам крупности текущих отвальных хвостов при гравитационно-флотационной схеме Распределение палладия в отвальных хвостах совпадает с распределением никеля, поскольку минеральная форма извлечена в головной гравитационной операции. Для платины характерно наличие в хвостах определенного количества минеральной составляющей. У золота нет жесткой зависимости распределения от меди и никеля.
Значительная часть платиновых металлов содержится во фракциях менее ЗЗ мкм (около 60%). Проблематично ожидать высокого извлечения из этих классов. Основная масса минералов платиновой группы, обнаруженных в отвальных хвостах, сосредоточена в сростках с силикатами - 64,4%; пент-ландитом-миллеритом - 5,1; халькопиритом - 18,1; в свободном виде находится 12,5%. Причем половина массы диагностированных зерен в классах менее 10 мкм (табл. 38). Значительная их часть блокирована в силикатной матрице, что делает проблему доизвлечения минералов благородных металлов из хвостов чрезвычайно трудной как гравитационными, так и флотационными методами. Поэтому при организации гравитационного передела следует проводить, обесшламливание в гидроциклонах по тонким классам (5-Ю мкм). Исследования минерального состава хвостов, проведенные в институте "Гипроникель" показали, что из текущих хвостов возможно извлечь в гра-виоконцентрат 14,6% платины, причем в свободных зернах находится только 3,6%о платины и всего лишь 0,36% палладия (свободные зерна были выделены из классов крупнее 15 мкм). Перед гравитационным обогащением хвостов необходимо отделить шламовую фракцию на гидроциклонах из условий равнопадаемости для повышения общей эффективности процесса за счет снижения вязкости пульпы. Таким образом, результаты испытаний позволили перейти к завершающему этапу работы - промышленным испытаниям и внедрению (рис. 16). Схема обогащения отвальных хвостов НОФ, полученных по гравитационно-флотационной схеме На первом этапе на установку были направлены хвосты от флотационного обогащения богатых руд и лежалого пирротинового концентрата (ЛПК), что было обусловлено положительными результатами, достигнутыми при обогащении хвостов богатых халькопирит-кубанит-пирротиновьгх руд на центробежных концентраторах Нельсона 7,5 и 48" и довольно высоким уровнем минерализации платиновых металлов в ЛПК /93,94/.
В процессе настройки были выявлены следующие особенности аппаратов Нельсона на данных продуктах. Одним из основных факторов, влияющих на извлечение, является расход воды. Зависимости для аппаратов со старой чашей типа G-4 несколько отличаются от новой модификации с чашей G-5, однако носят близкий характер (рис. 17,18). Зависимость, снятая при обогащении хвостов вкрапленных руд на чаше старого типа показывает, что увеличение расхода воды с 27,22 м3/ч (120 гал/мин) до 49,9 м3/ч (220 гал/мин) плавно снижает извлечение металлов. Наиболее высокий уровень отмечается при расходе воды 120-150 гал/мин. Увеличение расхода воды до 200 и выше галл/мин приводит к потере извлечения за счет вымывания тонких частиц. Влияние расхода воды на извлечение платиновых металлов
Похожие диссертации на Исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района
