СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ СОБСТВЕННЫЕ МИНЕРАЛЫ ПЛАТИНОВЫХ МЕТАЛЛОВ И МАГНЕТИТ Российский патент 2000 года по МПК B03B9/00 

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 = ω²R/g, (1)
где ω - 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.) приведены в табл. 1.

Таким образом, каждому обогащаемому материалу в концентраторе Кнельсона отвечает оптимальное значение центробежного критерия Фруда и отношение данного критерия к давлению впрыскиваемой воды. При этом все 100% времени в слое должен происходить непрерывный обмен веществом (частицы с низкой плотностью должны обмениваться на более плотные), причем ожижение должно поддерживаться постоянным, сбалансированным и устойчивым, а осадок никогда не должен находиться в состоянии покоя.

Принципиальной важной особенностью конструкции конических центробежных концентраторов является то, что радиальные и осевые скорости суспензии на разных по высоте уровнях различны. В нижнем сечении аппарата радиуса r средняя осевая скорость потока выше, чем в кольцевом зазоре (R-a) на уровне слива (где а - радиус загрузочной трубы). В то же время напряженность центробежного поля на нижнем уровне (при ω = const) меньше, чем на верхнем уровне в R/r раз. С учетом скольжения жидкости эта разница еще больше.

Отсюда следует, что смывная сила потока по мере его прохождения по стенке концентратора вверх резко снижается, в то время как центробежная сила во вращающемся потоке возрастает, т.е. обогащение материала в центробежных концентраторах протекает при переменном, возрастающем по ходу потока параметре, отражающем соотношение силы смывного (ожижающего) потока и центробежного критерия Фруда.

Подобное явление приводит к тому, что состояние пристенных слоев потока оказывается неодиноковым по высоте центрифуги. В нижней ее части практически не образуется какой-либо постели из минеральных зерен. Все зерна, за исключением самых тяжелых, испытывая сильное действие смывного (ожижающего) потока и относительно слабое действие центробежной силы, уносятся потоком вверх. По мере продвижения потока вдоль образующей конуса динамическое давление потока ослабевает, а центробежная сила и соответственно критерий Фруда наоборот растут. Зерна из потока выпадают на стенку и образуют пристенную постель, разрыхленность которой постепенно снижается, а толщина слоя и крупность зерен, его слагающих, увеличивается. Этот слой из минеральных зерен выполняет роль улавливающего покрытия, аналогично тому, как это осуществляется на концентрационных шлюзах. Отличием центробежного обогащения в аппарате типа центрифуг от гравитационного шлюзового является непостоянство "смывных" ("ожижающих") и "прижимающих" сил, действующих в потоке по длине образующейся аппарата и, как следствие этого, - различные крупность, разрыхленность и шероховатость пристенной минеральной постели (Шохин В.Н., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогащения. - М.: Недра, 1980. - С. 356-357).

Из формулы (1) следует, что максимальной удерживающей способностью по отношению к трудноизвлекаемым минералом ПМ, характеризующимся высокой дисперсностью, большим коэффициентом ориентации и находящимся в сростках с легкими минералами вмещающих пород, конические центробежные концентраторы обладают в верхнем сечении (на уровне слива). В этом сечении фактор разделения аппарата и соответственно центробежный критерий Фруда принимают максимальные значения, в то время как "ожижающий" фактор и соответственно сила смывного потока становятся меньше, чем в сечениях более низкого уровня. Поэтому, при определении оптимальных условий обогащения на центробежных концентраторах подобной геометрии (с изменяющимся по высоте радиусом поперечного сечения) представляется целесообразным задавать основные параметры работы аппарата по сечению с максимальным радиусом. В концентраторах конструкции Кнельсона таким сечением является уровень слива, где центробежный критерий Фруда принимает максимальное значение.

Экспериментально установлено, что для сульфидных медно- никелевых руд существует граничное значение критериального отношения суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия (далее по тексту - "критериальное отношение"), которое разграничивает по условиям гравиообогащения весь спектр руд данного типа на 2 подгруппы. Каждая из этих подгрупп характеризуется своими диапазонами оптимальных значений центробежного критерия Фруда и отношения критерия Фруда к давлению ожижающей воды. Неожиданным явились два момента: во-первых, то, что указанные диапазоны практически изолированы (разделяющая их область режимных параметров отличается существенно более низким качеством получаемых гравиоконцентратов), и, во-вторых, то, что для материалов с высоким критериальным отношением (богатые руды) оптимальной явилась работа центробежных гравиоконцентратов при более низких значения критерия Фруда, чем для руд с низким критериальным отношением (вкрапленные и бедные медистые руды, а также их смеси). Граничное значение критериального отношения

согласно результатам статистической обработки экспериментального массива данных составляет соответственно 1:2 (где MeS и Mnt - массовое содержание сульфидов и магнетита в исходной руде, %).

Необходимость качественного (скачкообразного) изменения условий центробежного обогащения руды при переходе от подгруппы с низким критериальным отношением к подгруппе с высоким значением этого параметра, по-видимому, обусловлено не столько различием крупности минеральных выделений ПМ, имеющем место для вкрапленной и богатой разновидностей сульфидных руд, сколько различием прочностных и плотностных характеристик рудообразующих минералов и их ассоциаций с минеральными фазами вмещающих пород.

При гравитационном обогащении наиболее важное значение имеют крупность зерен легких и тяжелых минералов, их плотности, а также соотношение концентраций тяжелых (извлекаемых) минералов и минералов промежуточной плотности. К числу последних в данном случае относятся сульфиды (меди, никеля, железа) и магнетит. Обогащение материалов, содержащих значительное количество тяжелых зерен промежуточной плотности, проходит с низкой эффективностью. Поэтому, при обогащении сплошных сульфидных медно-никелевых руд (с высоким критериальным отношением) требуется более высокая степень измельчения сырья, чем при обогащении вкрапленной руды.

Более грубый помол руды с низким критериальным отношением (высокая доля породы) обусловлен двумя факторами. Во-первых, установлено, что минералы вмещающих пород имеют более высокую прочность, чем сульфиды и арсениды ПМ. При измельчении руды с высоким содержанием породы последняя оказывает активное воздействие на процесс разрушения этих минеральных форм ПМ. Глубокое измельчение вкрапленной руды приводит к тому, что минералы породы способствуют ошламованию основной массы хрупких минералов ПМ (сперрилита, куперита, брэггита и др. ), а также плющат, разрывают и наклепывают ковкие минералы платины и палладия (поликсен, ферроплатину, станнопалладинит и др.), что существенно осложняет их последующее выделение в концентраты гравитационно-флотационными методами. Во-вторых, экспериментально установлено, что извлечение минералов ПМ в поле центробежной силы зависит от соотношения крупности извлекаемых минералов и крупности зерен пустой породы. При этом, обогащение материала, содержащего грубоизмельченную породу, при прочих равных условиях, протекает значительно эффективнее, чем при обогащении материала, в котором крупность минералов ПМ и породы находится на одном уровне.

Процесс гравиообогащения сульфидных медно-никелевых руд и их промпродуктов весьма чувствителен к отклонению величины центробежного критерия Фруда, характеризующего напряженность центробежного поля, от его оптимального значения. Так, по опытным данным отклонение Fr_ц на 20-25% от оптимального уровня снижает извлечение платиновых металлов ~ на 20% абс. Более низкие оптимальные значения Fr_ц, характерные для материалов с высоким критериальным соотношением, по-видимому, связаны с тем, что данная подгруппа отличается повышенным содержанием минералов промежуточной плотности (сульфидов, арсенидов, магнетита). Кроме того, при измельчении такого материала зерна сульфидных минералов цветных металлов и железа, вследствие их повышенной хрупкости, соизмеримы по крупности с зернами минералов ПМ. Это требует более тонкого поддержания баланса сил при обогащении руды ("смывных" и "прижимающих") по высоте центрифуги, что становится возможным при некотором ослаблении напряженности центробежного поля в центральной части аппарата по отношению к противодавлению ожижающей воды.

Центробежная сила, прижимающая частицы к стенке центрифуги, в десятки раз увеличивает их условный вес по сравнению с силой тяжести. Следовательно, чем тяжелее материал, тем при прочих равных условиях выше давление частиц на стенку центрифуги, а значит и выше оптимальное противодавление ожижающей воды. Поскольку сульфидные минералы и магнетит ~ в 1,2-2 раза тяжелее минералов пустой породы, то и оптимальное отношение Fr_ц к давлению ожижающей воды при обогащении руды с высоким критериальным отношением ниже, чем при обогащении другой подгруппы, характеризующейся низким критериальным отношением.

Концентратор - центрифуга является одним из немногих аппаратов, для которых большие разбавления не только не препятствуют, но, наоборот, способствуют процессу обогащения. Вместе с тем, чрезмерное обводнение процесса усложняет последующую схему дообогащения полученного слива. Поэтому опытным путем была найдена оптимальная область разжижения исходной пульпы, отвечающая, с одной стороны, высоким показателям гравиообогащения во всем реальном диапазоне крупности перерабатываемой руды, с другой - минимальным затратам при последующем дообогащении полученного слива методом пенной флотации.

Согласно экспериментальным данным для сульфидной медно- никелевой руды или ее промпродукта с критериальным отношением меньшем 1:2 диапазон оптимальных значений центробежного критерия Фруда при гравиообогащении находится в пределах 2-10, а отношение величины критерия Фруда к давлению ожижающей воды соответствует оптимальному диапазону (0,025-0,23) к Па^-1. При этом наиболее высокие результаты достигаются при измельчении руды до крупности 30-65% класса менее 74 мкм. Конечный результат обогащения руды определяется совокупным действием указанных параметров и намного превышает результат их аддитивного влияния на данный процесс. За пределами диапазонов оптимальных значений показатели обогащения резко снижаются.

Недостаточная степень измельчения исходной руды (измельченный материал содержит менее 30% класса минус 74 мкм) не обеспечивает необходимой глубины раскрытия минеральных сростков. Минералы ПМ находятся в тесном прорастании с породой, вследствие чего минерал содержит большое количество интерминеральных ассоциатов промежуточной плотности, разделение которых гидромеханическими методами малоэффективно. При гравиообогащении такого материала получаемые концентраты имеют низкие кондиции, а технология обогащения руды отличается высоким уровнем потерь платиновых металлов. Высокая степень измельчения руды (измельченный материал содержит более 65% класса минус 74 мкм) приводит к механическому нарушению геометрической формы минералов ПМ, осложняющему их последующее выделение гравитационно-флотационными методами: хрупкие минералы ПМ измельчаются до шламообразного состояния, ковкие минералы платины и палладия расковываются до хлопьеобразного состояния, многократно увеличивая свой коэффициент ориентации и образуя трудноизвлекаемые "наклепы" на частицах пустой породы. Выход за предел в данном случае резко снижает извлечение ПМ в гравиоконцентрат и увеличивает потери платиновых металлов с отвальными хвостами обогащения. Получаемый при этом гравиоконцентрат разубожен пустой породой в результате соизвлечения утяжеленных частиц с "наклепом" металлизованных минералов ПМ.

Обогащение материала в поле центробежной силы, характеризующемся низкими значениями критерия Фруда (менее 2), отличается резким снижением извлечения минералов ПМ в гравиоконцентрат относительно уровня их извлечения, достигаемого в диапазоне оптимальных значений. В основном это происходит в результате увеличения "проскока" тонких труднообогащаемых частиц остроугольной формы с высоким коэффициентом ориентации. Вместе с тем, обогащение руды в поле центробежной силы при значениях критерия Фруда свыше 10 не приводит к ощутимому увеличению полноты извлечения ПМ в гравиоконцентрат. Наряду с этим заметно падает качество концентрата и резко ускоряется износ рабочей поверхности центробежного концентрата.

Установлено, что при низких значениях отношения критерия Фруда к давлению ожижающей воды (менее 0,025 кПа^-1) резко увеличивается вынос из гравиоконцентрата мелких и высокоориентированных частиц, обогащенных минералами ПМ, что снижает их извлечение в концентрат и увеличивает потери с отвальными хвостами. Качество гравиоконцентрата при этом улучшается крайне незначительно. Увеличение отношения центробежного критерия Фруда к давлению ожижающей воды выше верхней границы заявленного диапазона (более 0,23 кПм^-1) незначительно повышает целевое извлечение ПМ, но при этом резко снижает качество гравиоконцентрата из-за ухудшения условий массообмена в формирующемся осадке и ослабления несущей способности транспортного ("смывного") потока. Получаемые в этом режиме гравиоконцентраты, вследствие относительно низкого содержания ПМ, не пригодны для переработки по "короткой" технологии наряду с Pt - содержащими электролитными шламами.

По результатам экспериментальных исследований, для гравиообогащения сульфидных медно-никелевых руд с критериальным отношением, большем или равном 1:2, диапазон оптимальных значений центробежного критерия Фруда лежит в пределах 0,5-1,75. При этом отношение величины критерия Фруда к давлению ожижающей воды отвечает оптимуму в диапазоне (0,0058-0,019) кПа^-1, а степень измельчения руды должна обеспечивать содержание в ней 60-95% частиц класса минус 74 мкм.

Вследствие повышенного содержания в руде минералов промежуточной плотности (сульфидов, арсенидов, магнетита) недостаточная степень ее измельчения (содержание менее 60% класса минус 74 мкм) приводит к наличию в исходном питании гравиоконцентрата большого количества тяжелых частиц, практически не содержащих или содержащих в ничтожно малых количествах собственные минералы платиновых металлов. Обогащение такого материала требует повышенных давлений ожижающей воды, что, с одной стороны, нарушает баланс сил между центробежным полем и смывным потоком, усложняя тем самым конструкцию аппаратов и режим ведения процесса, с другой стороны, приводит к снижению извлечения ПМ в гравиоконцентрат и значительному его разубоживанию минералами цветных металлов и железа. Одновременно происходит снижение качества получаемых флотоконцентратов и увеличение потерь ПМ с отвальными хвостами обогащения. При чрезмерно высокой степени измельчения руды (выход класса минус 74 мкм более 95%) большое количество минералов ПМ переизмельчается и переходит в труднообогатимые формы: тонкодисперсные шламы и частицы с высоким коэффициентом ориентации. В результате этого резко снижается извлечение ПМ в гравиоконцентрат и увеличиваются их потери с отвальными хвостами. Одновременно с этим концентрат разубоживается сульфидно-магнетитовой массой и качество его заметно снижается.

Гравиообогащение материала при запредельно низких значениях центробежного критерия Фруда (менее 0,5) заметно снижает качество концентрата, производительность установки и сопровождается значительным "проскоком" минералов ПМ в хвостовую суспензию. Показатели заявляемого способа при этом приближаются к результатам, получаемым при использовании способа-прототипа. Обогащение материала при запредельно высоких значениях центробежного критерия Фруда (более 1,75) приводит к необходимости повышения давления ожижающей воды, что усложняет конструкцию центробежных аппаратов и увеличивает эксплуатационные расходы. По мере повышения величины Fr_ц в этой области происходит снижение качества гравиоконцентратов при некотором (незначительном) увеличении извлечения платиновых металлов. Оценка соотношения этих факторов свидетельствует о том, что снижение селективности процесса в данной области, вызывающее получение низкокондиционных гравиоконцентратов, не окупается указанным приростом извлечения ПМ в цикле гравиообогащения. Это обусловлено тем, что последующая переработка таких концентратов возможна только по "полной" схеме и потери ПМ со шлаками головных плавильных агрегатов намного превосходят величину прироста извлечения на стадии обогащения руды.

Запредельно низкое отношение величины центробежного критерия Фруда к давлению ожижающей воды (менее 0,0058 кПа^-1) приводит к дебалансу сил и, вследствие этого, сопровождается повышенным выносом шламистых частиц ПМ в сливную суспензию. При этом резко снижается извлечение ПМ в гравиоконцентрат и увеличиваются их потери с отвальными хвостами. Напротив, запредельно высокое отношение величины центробежного критерия Фруда к давлению ожижающей воды (более 0,019 кПа^-1) незначительно увеличивает извлечение ПМ, но при этом одновременно резко снижает качество гравиоконцентратов. Все полученные в этой области концентраты по содержанию ПМ находятся ниже уровня кондиций, определяющего возможность переработки платиносодержащего сырья по "короткой" схеме.

Наиболее высокие показатели гравиообогащения сульфидных медно-никелевых руд и их промпродуктов, независимо от соотношения содержащихся в них минеральных форм, достигаются в диапазоне разжижения пульпы, отвечающем массовому отношению Ж:Т - (1,5-6,5):1. При малых отношениях Ж:Т (менее 1,5) разделение резко ухудшается, вплоть до полного прекращения. Причиной этому являются возрастающая вязкость густой пульпы и высокая сплоченность ее зерен, препятствующие не только центробежному, но и сегрегационному расслоению материала. Эта особенность работы центробежных аппаратов не позволяет использовать их непосредственно в замкнутых циклах измельчения. Обогащение материала в пульпах с высокой степенью разжижения (Ж:Т более 6,5:1) лишь незначительно улучшает показатели процесса по сравнению с верхним предельным значением данного параметра, относящимся к заявленному диапазону. Вместе с тем, работа гравиоконцентраторов в области сильно разбавленных пульп снижает их производительность, существенно увеличивает удельную энергоемкость процесса и усложняет схему последующей переработки обедненного слива.

Сведения об известности комбинации отличительных признаков, обеспечивающих в предлагаемом техническом решении кумулятивный эффект, при обогащении сульфидных медно-никелевых руд, содержащих собственные минералы платиновых металлов и магнетит, при изучении патетной и научно-технической литературы не выявлены.

Известно применение центробежных установок с псевдоожиженным слоем конструкции Кнельсона для извлечения свободного золота при обогащении золотосодержащих россыпных месторождений (Кнельсон Б.В. Гравитационное обогащение и разделение руд драгоценных металлов"., 17 ежегодный съезд СМР, Оттава, 1985. - С. 346-357). Вместе с тем, золотосодержащие пески являются значительно более простым объектом для процесса гравиообогащения, чем сульфидные медно-никелевые руды или их промпродукты. Это объясняется тем, что контрастность плотностных характеристик у свободного золота (19,3 кг/дм³) и вмещающих песков (~ 3-3,5 кг/дм/) ~ в 2,5-4 раза выше, чем различие между плотностными характеристиками ряда платино- палладиевых минералов (8,5-12,5 кг/дм) и сопровождающих их сульфидов - пентландита, пирротина, халькопирита (4,3-4,9 кг/дм³) и, особенно, магнетита (5,2 кг/дм³). Другое отличие состоит в том, что значительная часть минералов ПМ в сульфидных медно-никелевых рудах представлена хрупкими минералами (арсенидами, сульфидами, сульфоарсенидами), которые в процессе измельчения руды шламуются и приобретают труднообогатимые геометрические формы с высокими коэффициентами ориентации. Золото же в свободном состоянии имеет округлую, легкую для обогащения форму и, как правило, большую крупность, чем выделения минералов ПМ. Поэтому, как сама возможность применения предложенных центробежных концентраторов для обогащения сульфидных медно-никелевых руд, так и заявленный режим этого процесса, являющийся предметом настоящего изобретения и разработанный для сырья с конкретными специфическими физико-минералогическими характеристиками, не следуют явным образом из достигнутого уровня техники. Указанные признаки известного технического решения и отличительные признаки данного изобретения по своему существу являются сходными.

Таким образом, совокупность отличительных признаков предлагаемого технического решения явным образом из существующего уровня техники не следует, что свидетельствует о соответствии заявляемого объекта критерию "Изобретательский уровень".

Способ осуществляют следующим образом.

Исходную сульфидную медно-никелевую руду подвергают рудоподготовке, включающей дробление, классификацию материала и, при необходимости, его предварительное обогащение в тяжелых суспензиях и механическую дезинтеграцию для отделения от глинистых включений. Дробленый материал измельчают в водной среде с использованием стандартных измельчительных агрегатов, например - шаровых мельниц, работающих в замкнутом цикле с гидравлическими (спиральными) классификаторами и/или классифицирующими гидроциклонами. Пульпу руды, измельченной до заданной крупности, после стадии классификации доводят водой до оптимальной плотности и подвергают гравитационно-флотационному обогащению. Операция гидромеханического (гравио-) обогащения материала проводится с целью выделения максимального количества собственных минералов платиновых металлов в самостоятельный продукт - обогащенный по ПМ на гравиоконцентрат. При этом гравиообогащение материала осуществляют в точке технологической схемы, предшествующей операции флотации. В частности, гравиообогащению подвергают пульпу исходной измельченной руды, прошедшей предварительно руды, прошедшей предварительно стадии классификации и разжижения. Получаемые хвосты гравиообогащения (пульпу обедненной руды) сгущают до соотношения Ж: Т=(1,2-1,4):1 и направляют в процесс флотационного обогащения. В заявленном способе выделение ПМ в гравиоконцентрат осуществляют на центробежном концентраторе с псевдоожиженным слоем, создаваемым струями воды в направлении, не совпадающем с вектором силы центробежного поля. В качестве таких концентратов могут быть использованы различные типы модифицированных центрифуг (вертикальные, горизонтальные, наклонные) или гидроциклоны с принудительной подачей воды в слой формирующегося осадка с целью его ожижения. Конкретным примером центробежной установки указанной конструкции, нашедшей в настоящее время промышленное применение, является центробежный сепаратор Кнельсона, схема работы которого приведена на фиг. 1.

Для гравиообогащения сульфидных медно-никелевых руд на центробежных концентраторах разработаны два различных режима, обеспечивающих максимальные показатели процесса при определенных граничных условиях.

В каждом из режимов пульпу материала перед гравиообогащением доводят водой до требуемой степени разжижения, которую, в зависимости от конкретных характеристик исходной руды, варьируют в диапазоне Ж:Т = (1,5-6,5): 1.

При гравитационном обогащении исходной руды, характеризующейся массовым отношением суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия меньшем 1:2 (менее 0,5), руду измельчают до крупности 30-65% класса менее 74 мкм, а выделение собственных минералов ПМ ведут при максимальном значении центробежного критерия Фруда, равном 2-10 и отношении величины критерия Фруда к давлению ожижающей воды, равном (0,025-0,23)кПа^-1. К данному классу материалов относятся: вкрапленные разновидности сульфидных медно-никелевых руд в интрузивных породах (в т.ч. нормально-вкрапленная и малосульфидная разновидность этого типа руды), прожилково-вкрапленные и брекчиевидные руды в породах эндо- и экзоконтакта интрузий, в том числе малосульфидные минеральные типы медистых руд. К этому же классу материалов относятся и камерные промпродукты флотационного обогащения всех типов руды, обедненные по содержанию сульфидов в результате их выделения в соответствующие флотоконцентраты.

При гравиообогащении же руды с высоким отношением суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия - большем или равном 1:2(≥0,5), - 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 величины критерия Фруда к давлению сжижающей воды, равном (0,0058-0,019) кПа^-1. Данный режим гравиообогащения эффективен для сплошных (богатых) руд (эндо- и экзоконтактов стратифицированных интрузий) независимо от их минеральных разновидностей.

Соотношение указанных параметров в каждом конкретном случае подбирают экспериментальным путем, ориентируясь на регламентирующие требования к качеству получаемых гравио-концентратов и полноте извлечения в них ПМ.

Гравиоконцентраты предпочтительно перерабатывать в отдельном цикле с получением товарных металлов платиновой группы.

Хвосты гравиообогащения (пульпу обедненной по ПМ руды) подвергают операции флотационного обогащения, проводимого по стандартным технологическим схемам: например, по коллективно-селективной (вкрапленные и медистые руды) и селективной (богатые руды). В процессе флотационного обогащения материала получают сульфидные концентраты, направляемые в дальнейшую переработку на соответствующие металлургические переделы, и отвальные породосодержащие хвосты, выводимые в отвал.

Получаемые гравиоконцентраты при необходимости могут доводиться обогатительными или гидрометаллургическими методами до более высоких кондиций. Это позволяет в определенной степени снизить требования к качеству концентратов и, тем самым, увеличить прямое извлечение в них платиновых металлов. Для доводки гравиоконцентратов в числе других известных обогатительных аппаратов (промывочные шлюзы, отсадочные машины, спиральные сепараторы, концентрационные столы) могут также использоваться и центробежные установки с псевдоожиженным слоем, работающие при низких значениях отношения центробежного критерия Фруда к давлению ожижающей воды.

Продукты гравитационного и флотационного обогащения подвергают объемным и весовым измерением, опробуют и анализируют. По результатам анализов и измерений рассчитывают материальный баланс каждой из стадий процесса и общий баланс гравитационно-флотационной технологии обогащения.

Предлагаемый способ описан в конкретных примерах и его результат приведен в табл. 2.

Эксперименты по гравиообогащению проводили в промышленном масштабе на различных типах сульфидной медно-никелевой руды Норильского и Талнахского-Октябрьского месторождений АО "Норильский комбинат", поступающей в промышленный процесс флотационного обогащения после 1-й стадии измельчения.

В экспериментах по предлагаемому способу, а также в опытах с запредельными значениями отличительных признаков (оп. 2-12, 14-24, 26-36 и 40), пульпу измельченной руды или смеси различных типов руды отбирали непрерывным потоком с постоянной производительностью в виде слива гидравлического спирального классификатора, работающего в замкнутом цикле с шаровой мельницей, и направляли в процесс гравиообогащения. Хвостовую пульпу гравиоконцентратора сгущали до соотношения Ж:Т= 1,3:1, делили на навески и подвергали лабораторной флотации. Флотацию проводили по стандартным методикам, отработанным для разных типов исследуемой руды, с получением сульфидных флотоконцентратов и отвальных хвостов.

В опытах, проведенных по способу-прототипу (оп. 1, 13, 25, 37 и 39), гравиообогащению подвергали хвосты промышленной флотации, получаемые при обогащении этих же типов сульфидной медно-никелевой руды. Отвальные породосодержащие хвосты в этих экспериментах получали в виде слива процесса гравиообогащения.

Во всех опытах гравиообогащение материалов (исходной руды и хвостов) проводили в центробежном гравиоконцентраторе с псевдоожиженным слоем концентрата конструкции Кнельсона. Использовали аппарат типоразмера 7,5'' (дюймов) с максимальным диаметром центрифуги (в сечении слива), равным 190,5 мм. Конструкция аппарата включала вибрирующее сито с размером отверстий 6 мм для удержания скрапа и щепы. Основные элементы концентратора Кнельсона и принцип его работы показаны на фиг. 1. Аппарат используемого типоразмера работает в полунепрерывном режиме с периодической остановкой для выгрузки накопленного гравиоконцентрата. Продолжительность цикла накопления гравиоконцентрата устанавливалась из условий набора его массы в количестве 1,3-2,0 кг, что соответствует выходу для аппаратов Кнельсона данного типоразмера. Нагрузка по твердому устанавливалась с учетом паспортной производительности аппарата и для различных материалов варьировалась в пределах 300-460 кг/час.

Эффективность режима гравиообогащения и способа в целом оценивали по качеству получаемого гравиоконцентрата, показателю степени его обогащения (по сумме ПМ), уровню извлечения ПМ в гравиоконцентрат, а также по величине суммарного извлечения ПМ в гравитационный и флотационный концентраты и уровню потерь ПМ с отвальными хвостами.

Пример 1 (опыт 1 таблицы 2) - реализация способа прототипа.

Эксперимент проводили на товарной сульфидной медно-никелевой руде месторождения "Норильск-1", в которой вмещающие породы были представлены пикритовыми (60%), такситовыми (30%) и контактовыми (10%) габбро-долеритами с равномерной и неравномерной (в такситовых) вкрапленностью сульфидов трех морфологических разновидностей: тонкозернистой, среднезернистой и каплевидной, а также лапчатой крупнозернистой. Минеральный состав сульфидов, %: халькопирит - 1,6; пентландит - 1,4; пирротин - 9,0. Массовая доля нерудных составляла 88,0%, в т. ч. ,%: SiO₂ - 40,1; CaO - 7,7; MgO - 13,5; Аl₂О₃ - 11,3; магнетит - 10,4. Содержание в руде металлов платиновой группы, г/т: платина - 2,10; палладий - 4,90; родий - 0,035 (сумма ПМ - 7,35 г/т). Минеральный состав платины: брэггит (Pt_0,65 Pd_0,4S) - 50%; ферроплатина (PtFe) - 20%; сперрилит (PtAs₂) - 20% и остальные 10% - куперит (PtS), палладистая платина и др. Основная масса палладия была представлена в виде твердых растворов в сульфидах и около 6-8% станнопалладинитом (Pd₃Sn₂Cu). Богатые твердые растворы ПМ находились в ассоциациях с халькопиритом (до 30%), пирротином (до 20%), пентландитом (до 25%) и нерудными (до 25%). Минеральные формы ПМ были представлены двумя технологическими разновидностями: крупнозернистой, относительно легко извлекаемой гравитационными методами, и чрезвычайно тонкодисперсной (первые единицы микрон) в ассоциации с сульфидами, заключенными в крупных силикатных образованиях, и биотитом. Массовое отношение суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия в исходной руде в среднем составляло 1:2,3.

Исходную руду в непрерывном режиме дробили (до крупности -16+0 мм), измельчали в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле со спиральным классификатором, и слив классификатора, твердая фаза которого содержала 45% частиц класса крупности менее 74 мкм, подвергали флотационному обогащению по стандартной 2-х стадиальной схеме на 1 коллективной секции Норильской обогатительной фабрике (НОФ) АО "Норильский комбинат", (Технологическая инструкция // Обогащение руд месторождений "Норильск-1", Талнахского и Октябрьского на Норильской обогатительной фабрике. - ти 0401.14.52-11-43-97. Утв. гл. инженером НОФ от 28.07.97 г. - Норильск, 1997. - С. 45-47). В процессе флотации был получен коллективный флотоконцентрат и породосодержащие хвосты.

Пульпу хвостов от операции флотационного обогащения, твердая фаза которых содержала 75% частиц класса крупности менее 74 мкм (характерный уровень крупности для данного продукта), направляли в процесс гравиообогащения, проводимый в центробежном гравиоконцентраторе с псевдоожиженным слоем, создаваемым струями воды, впрыскиваемой под давлением в направлении, встречном вращательному движению потока пульпы. В качестве центробежного концентратора использовали аппарат конструкции Кнельсона типоразмера 7,5 дюймов (диаметр наибольшего поперечного сечения центрифуги 190,5 мм).

Пульпа хвостов с массовым отношением Ж:Т, равным 5,0:1, самотеком поступала в приемный чан с мешалкой. Отсюда ее насосом непрерывным потоком с постоянной производительностью подавали в пульподелитель вместимостью 150 дм³ и далее пульпа самотеком направлялась через расходомерную щель в приемный лоток аппарата Кнельсона. Избыток питания через боковой карман сбрасывали в отводящий зумпф. Производительность процесса гравиообогащения по твердому составляла 460 кг/ч и корректировалась с помощью задвижки, установленной на линии питающего насоса. В данном опыте скорость вращения центрифуги путем подбора соответствующего шкива устанавливали равной 17,6 с^-1, что обеспечивало максимальное значение центробежного критерия Фруда (в самом верхнем сечении центрифуги) на уровне 6 (центробежное ускорение ~ 120 g). Регулированием расхода воды, подаваемой в рубашку аппарата, по показаниям манометра устанавливали давление ожижающей воды, равным 46,2 кПа. Регулировкой этих параметров обеспечивали отношение максимального значения центробежного критерия Фруда (Fr_ц) к давлению ожижающей воды (P_в), равным 0,13 кПа^-1. При этом максимальное значение центробежного критерия Фруда рассчитывали по формуле:

где n - скорость вращения центрифуги, с^-1;
D_m - максимальный диаметр центрифуги (D_m = 190,5 мм), м;
g - ускорение силы тяжести (g = 9,81 м/с²).

Накопленный в аппарате гравиоконцентрат выгружали по окончании контрольного времени, определяемого по результатам предварительных экспериментов. В данном опыте время накопления материала в Кнельсоне составляло 30 ч, что обеспечило получение гравиоконцентрата в количестве 1352 г в расчете на сухую массу. Слив процесса гравиообогащения, представляющий собой отвальные хвосты технологии переработки сульфидной медно-никелевой руды, непрерывно выводился в отвал.

Результаты опыта приведены в табл. 2. Полученный гравиоконцентрат содержал 640 г/т суммы (Pt+Pd+Rh) и характеризовался степенью обогащения по сумме ПМ, равной 87. Извлечение ПМ в гравиоконцентрат составило, %: платины - 5,1; палладия - 2,8; родия - 0,1; суммы ПМ - 3,2. Суммарно в гравиоконцентрат и коллективный флотоконцентрат было извлечено, %: платины -65,7; палладия - 71,9; родия - 69,2; суммы ПМ - 69,8. Соответственно, с отвальными хвостами обогащения потеряно, %: платины - 34,3; палладия - 28,1; родия - 30,8; суммы ПМ - 30,2.

Полученные в этом опыте показатели отражают реальное состояние промышленного процесса обогащения вкрапленных руд Норильского и Талнахского рудных узлов, отличающегося низким выходом и качеством получаемых гравиоконцентратов и недопустимо высоким уровнем потерь ПМ с отвальными хвостами флотации.

Пример 2 (опыт 2 таблицы 2) - предлагаемый способ.

Состав исходной руды, оборудование и режим процесса гравиообогащения такие же, как и в примере 1. Отличие состоит в том, что в этом примере процессу гравиообогащения подвергали не хвосты флотации, а исходную измельченную руду, отбираемую на стадии, предшествующей операции флотации. В качестве гравиоконцентрата использовали тот же аппарат конструкции Кнельсона типоразмера 7,5 дюймов, что и в примере 1. Для возможности варьирования величины центробежного критерия Фруда (Fr_ц), определяющего эффективность центробежного концентрирования минералов платиновой группы, аппарат Кнельсона был снабжен комплектом шкивов различного диаметра, обеспечивающих ступенчатое изменение скорости вращения центрифуги от 272 до 1491 мин^-1. Переменным параметром гравиоконцентрирования также являлось противодавление ожижающей воды, которое в различных опытах варьировали в интервале от 35 до 105 кПа. Заданное значение этого параметра выставляли вентильной регулировкой, осуществляя контроль по показаниям манометра.

Руда, измельченная в промышленной шаровой мельнице до содержания 45% класса менее 74 мкм, в составе слива гидравлического классификатора с массовым отношением Ж: Т, равным 4,0:1, поступала в приемный чан с мешалкой, откуда ее гидротранспортом непрерывным потоком подавали в аппарат Кнельсона. Производительность процесса гравиообогащения по твердому составляла 460 кг/час. В данном опыте скорость вращения центрифуги также устанавливали равной 17,6 с^-1, что соответствовало максимальному значению центробежного критерия Фруда на уровне 6 (центробежное ускорение ~ 120 g). Давление воды, подаваемой в рубашку аппарата, составляло 46,2 кПа. Регулировкой параметров обеспечивали отношения максимального значения центробежного критерия Фруда (Fr_ц) к давлению ожижающей воды (Fr_ц), равным 0,13 кПа^-1.

В данном опыте цикл накопления материала составлял 8 час., а масса полученного гравиоконцентрата - 1401 г (сух. масса).

Отсюда ее насосом непрерывным потоком с постоянной производительностью подавали в пульподелитель вместимостью 150 дм³ и далее пульпа самотеком направлялась через расходомерную щель в приемный лоток аппарата Кнельсона. Избыток питания через боковой карман сбрасывали в отводящий зумпф. Производительность процесса гравиообогащения по твердому составляла 460 кг/ч и корректировалась с помощью задвижки, установленной на линии питающего насоса. В данном опыте скорость вращения центрифуги путем подбора соответствующего шкива устанавливали равной 17,6 с^-1, что обеспечивало максимальное значение центробежного критерия Фруда (в самом верхнем сечении центрифуги) на уровне 6 (центробежное ускорение ~ 120 g). Регулированием расхода воды, подаваемой в рубашку аппарата, по показаниям манометра устанавливали давление ожижающей воды, равным 46,2 кПа. Регулировкой этих параметров обеспечивали отношение максимального значения центробежного критерия Фруда (Fr_ц) к давлению ожижающей воды (P_в), равным 0,13 кПа^-1. При этом максимальное значение центробежного критерия Фруда рассчитывали по формуле:

где n - скорость вращения центрифуги, с^-1;
D_m- максимальный диаметр центрифуги (D_m= 190,5 мм), м;
g, - ускорение силы тяжести (g = 9,81 м/с²).

Накопленный в аппарате гравиоконцентрат выгружали по окончании контрольного времени, определяемого по результатам предварительных экспериментов. В данном опыте цикл накопления материала составлял 8 ч, что соответствовало массе гравиоконцентрата 1401 г (сух.масса).

Хвосты процесса гравиообогащения (пульпу объединенной руды) сгущали до соотношения Ж: Т = 1,3:1 и подвергали флотационному обогащению, проводимому на лабораторном измельчительно-флотационном оборудовании.

Флотацию осуществляли по коллективной схеме (фиг.2) с промежуточным доизмельчением камерного продукта 1-й контрольной флотации (до 70% класса менее 74 мкм) и чернового коллективного концентрата (до 85% класса менее 45 мкм). Принятая схема обогащения соответствует технологической схеме флотационного обогащения вкрапленных сульфидных медно-никелевых руд, промышленно используемой на Норильской ОФ АО "Норильский комбинат". Конечными продуктами лабораторной флотации являлись: коллективный сульфидный медно-никелевый концентрат и отвальные породосодержащие хвосты.

Результаты опыта приведены таблице 2.

Полученный гравиоконцентрат в данном опыте в отличие от способа-прототипа был в значительно большей степени обогащен металлам платиновой группы. Содержание в нем суммы ПМ составило 4132 г/т, при показателе обогащения - 562. Столь богатый гравиоконцентрат может быть направлен в переработку по "короткой" схеме, т. е. непосредственно в платиновое производство. В концентрат Кнельсона удалось извлечь значительное количество платины - 47,6%, а также 11,9% палладия. Извлечение родия составило всего 1,1%, что обусловлено ничтожно низким содержанием этого спутника платины в виде собственных минеральных форм, а нахождением его, преимущественно, в форме изоморфной примеси в кристаллической решетке сульфидных минералов - носителей: пентландита и пирротина. Извлечение суммы ПМ в гравиоконцентрат составило 21,4% от их содержания в исходной руде, что ~ в 6,7 раз выше, чем в способе-прототипе. Данный опыт также отличается высоким суммарным содержанием ПМ в гравитационный и флотационный концентраты, %: платины - 89,9; палладия - 92,6; родия -88,5; суммы ПМ - 91,6. Потери ПМ с отвальными хвостами составили, %: платины - 10,1; палладия - 7,4; родия -11,5; суммы ПМ - 8,4. Это, в среднем, примерно в 3,6 раза ниже, чем в способе- прототипе.

Важным положительным фактором заявляемого технического решения, впервые выявленным при постановке данной серии экспериментов, явился эффект активизирующего воздействия процесса гравиоконцентрирования в аппарате Кнельсона на последующую флотацию сульфидных медно-никелевых руд. Это проявилось прежде всего в том, что прирост суммарного извлечения палладия и, особенно, родия в гравио- и флотоконцентраты относительно базового уровня (оп.1) оказался для этих металлов значительно выше, чем можно было бы ожидать только за счет их извлечения в гравиоконцентрат. Данный факт нельзя объяснить иначе, кроме как повышением флотационной активности сульфидных минералов - носителей ПМ, что особенно наглядно просматривается при изучении поведения родия: распределение этого металла при флотации, поскольку он практически не имеет собственных минералов, главным образом определяется флотационной активностью сульфидов. Сравнение же результатов оп.1 и оп.2 показывает, что при извлечении родия в гравиоконцентрат, равном 1,1%, прирост его извлечения в сумму 2-х концентратов по сравнению со способом-прототипом составил 19,3% абс. Таким образом, гидромеханическая обработка измельченной руды во вращающемся потоке пульпы, пронизываемой направленными высокоэнергетическими струями воды, обеспечивает дополнительный эффект - повышает полноту извлечения ПМ при последующей флотации материала в пенный продукт. Отмеченный эффект активации руды в аппарате Кнельсона можно объяснить двумя возможными причинами: механической обдиркой оксидных пленок с поверхности частиц в результате их стесненного интенсивного движения в пристенном слое центрифуги, происходящего в условиях абразивного воздействия твердых породообразующих минералов, а также отмывкой поверхности сульфидных частиц от гелеобразных глинистых отложений, экранирующих частицы от флотореагентов и воздушных пузырьков, с одновременным диспергированием глинистых образований и их пептизацией. В дальнейшем, при сгущении хвостов аппарата Кнельсона глинистые частицы в виде тончайшей взвеси выводятся со сливом, что обеспечивает дешламацию материала и улучшает условия образования флотокомплексов, а следовательно, избирательность процесса флотации сульфидов, гидрофобизированных добавкой сульфгидрильного реагента - собирателя.

Пример 3 (опыт 14 таблицы 2) - предлагаемый способ.

Используемое гравитационное и флотационное оборудование такое же, как и в примере 2. Отличие состоит в том, что в этом примере в качестве сульфидной медно-никелевой руды была использована медистая руда халькопиритового минерального типа Талнахско - Октябрьского месторождения, представленная преимущественно брекчевидной текстурной разновидностью. Основными породообразующими минералами в данном типе руды являлись: пироксены, полевые шпаты, гранаты, серпентины, хлорит, кальцит, ангидрит. Минеральный состав сульфидов, %: халькопирит - 15,1; пентландит - 2,7; пирротин - 7,4; валлериит и миллерит - единичные зерна. Массовая доля нерудных - 74,8%, в т.ч., %: SiO₂ - 42,6; CaO - 6,9; MgO - 3,7; Аl₂O₃ - 11,4; магнетит - 1,8. Содержание в руде металлов платиновой группы, г/т: платины - 2,14; палладий - 8,98; родий - 0,57 (сумма ПМ - 11,69 г/т). Соотношение собственных минеральных форм ПМ в медистой руде отличается от минерализации вкрапленной руды интрузивного типа. Основной формой нахождения платины и палладия в этой руде являлись собственные минералы этих элементов, образующие зерна размером от 0,02 до 0,5 мм. Минералы ПМ присутствовали в тесной ассоциации друг с другом, образуя полиминеральные срастания среди сульфидов, а также на границе сульфидов с магнетитом или силикатами. Платина была представлена достаточно крупными (до 0,5 мм) зернами сперрилита (PtAs₂), куперита (PtS) и брэггита (Pt_0,65Pd_0,4S), общая доля которых составляла около 95%. Небольшое количество платины (~ 5%) было представлено соединениями типа (Pd,Pt)_3-xS_n и ферроплатиной (PtFe). Минералы палладия были на 60% представлены интерметаллическими соединениями с оловом, свинцом, висмутом, мышьяком, никелем, медью, сурьмой, теллуром и ~ на 35% сульфидными минералами, из которых главное место занимал высоцкит (Pd_0,7Ni_0,3)S. Кроме этого, в небольших количествах палладий присутствовал в виде изоморфной примеси к пентландиту. Родий и остальные спутники платины находились в рассеянной форме в главных рудообразующих сульфидах: халькопирите, пентландите, пирротине. Массовое отношение суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия в исходной руде составляло 1:2.

Другим отличием является то, что исходную руду измельчали до содержания 80% частиц класса крупности менее 74 мкм и подвергали гравитационно-флотационному обогащению по технологической схеме, приведенной на фиг. 3. При этом производительность гравиообогащения по руде составляла 300 кг/ч, а плотность пульпы в питании гравиоконцентратора соответствовала массовому отношению Ж: Т, равному 4,0:1. Накопление гравиоконцентрата в аппарате Кнельсона производили в течение 11 ч, что обеспечило получение концентрата в количестве 1493 г (сух. масса). Скорость вращения центрифуги с помощью шкива устанавливали равной 7,6 с^-1, а давление ожижающей воды в рубашке аппарата стабилизировали на уроне 93,3 кПа. Этим обеспечивали максимальное значение Fe_ц поля центробежной силы на уровне 1,12 (центробежное ускорение ~ 22,4 g), а отношение Fe_ц к давлению ожижающей воды - 0,012 кПа^-1.

Флотационное обогащение хвостов, получаемых в операции гравиоконцентрирования, проводили на лабораторном измельчительно-флотационном оборудовании по селективно-коллективной схеме, приведенной на фиг. 3. При этом получали три продукта: селективный медный концентрат, коллективный медно-никелевый концентрат и отвальные породосодержащие хвосты.

Результаты опыта представлены в таблице 2.

Полученный при гравиообогащении руды концентрат содержал 2352 г/т суммы ПМ и характеризовался степенью обогащения по платиновым металлам, равной 201. Это значительно более высокий результат, чем в опыте по способу-прототипу (оп. 13), где при прочих равных условиях на этой же руде был получен гравиоконцентрат, содержащий только 415 г/т суммы ПМ при степени обогащения ~ в 5,7 раз ниже. Извлечение ПМ в гравиоконцентрат составило, %: платины - 25,3; палладия - 5,8; родия - 0,5; суммы ПМ - 9,1. Суммарное извлечение ПМ в целевые продукты гравитационно-флотационного обогащения (гравиоконцентрат, селективный медный и коллективный
медно-никелевый флотоконцентрат) свидетельствуют о высокой эффективности предлагаемого способа. В эти концентраты извлечено, %: платины - 94,8; палладия - 96,7; родия -92,9; суммы ПМ - 96,2. В способе-прототипе (оп.13) в суммарный целевой продукт извлечение суммы ПМ составило 92,6%, т.е. на 3,6% абс. ниже, чем в предлагаемом способе при прочих равных условиях. В рассматриваемом примере, как и в примере 2, прослеживается активирующее влияние гидромеханической обработки руды в аппарате Кнельсона на показатели процесса флотационного обогащения. В частности, при извлечении родия в гравиоконцентрат, равном 0,5%, прирост его извлечения в объединенный гравитационно-флотационный продукт по сравнению со способом-прототипом (оп.13) составил 3,1% абс. С отвальными хвостами обогащения потеряно, %: платины - 5,2; палладия - 3,7; родия - 7,1; суммы ПМ - 3,8. Это, в среднем, в 1,9 раз ниже, чем в способе-прототипе (оп.13).

Пример 4 (опыт 26 таблицы 2) - предлагаемый способ.

Технологическая схема гравитационно-флотационного обогащения руды, оборудование и режимы процессов такие же, как и в примере 3. Отличие заключается в том, что в этом примере использовали технологическую смесь богатой руды пирротинового типа (халькопирит - пирротиновой минеральной разновидности) и медистой руды (пирротиновой минеральной разновидности) Талнахско-Октябрьского месторождения. Минеральный состав сульфидов, %: халькопирит - 6,5; пентландит - 4,2; кубанит - 1,6; пирротин - 16,7. Массовая доля нерудных - 64,6%, в т.ч.,%: SiO₂ - 37,1; CaO - 7,9; MgO - 5,2; Al₂O₃ - 11,2; магнетит - 3,2. Содержание металлов платиновой группы в рудной смеси, г/т: платина - 2,17; палладий - 8,95; родий - 0,63; сумма ПМ - 11,75. Особенностью форм нахождения ПМ явилось практически полное отсутствие их сульфидных минералов (куперита, брэггита и высоцкита). Платина была представлена мельчайшими (0,03-0,06 мм) зернами в основном двух минералов: сперрилита (PtAs₂) - 60% и соединений типа (Pd,Pt)_3-xS_n - 30%. Незначительная часть платины (~ 5%) находилась в составе кристаллических решеток пирротина и пентландита, остальное - ферроплатина, нигглиит (PtSn) и др. Палладий в рудной смеси был ~ на 80% рассеян в пентландите, в кристаллическую решетку которого он входил в виде изоморфной примеси. Небольшая часть палладия (~ 10%) присутствовала в форме станнопалладинита (Pd₃Sn₂Cu) и других минеральных формах типа Pd₂B (где B-Sn, As, Sb). Небольшая часть палладия находилась в рассеянной форме в пирротине. Родий в основном был рассеян в главных рудообразующих сульфидах, преимущественно в пирротине. Массовое отношение суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия в исходной руде составляла 1:1,5.

Исходную руду измельчали до содержания 80% частиц класса крупности менее 74 мкм и подвергали гравитационно-флотационному обогащению по технологической схеме, представленной на фиг.4. Продолжительность процесса гравиообогащения по руде составляла 300 кг/ч; плотность пульпы в питании соответствовала отношению Ж:Т, равному 4,0:1. Накопление гравиоконцентрата в Кнельсоне осуществляли в течение 11 часов. Масса концентрата в пересчете на сухое вещество составляла 1404 г. Скорость вращения центрифуги устанавливали равной 7,6 с^-1, давление ожижающей воды в рубашке Кнельсона - 93,3 кПа. Этим обеспечивали максимальное значение Fe_ц поля центробежной силы во вращающемся конусе на уровне 1,12 (центробежное ускорение ~ 22,4 g), а отношение Fe_ц к давлению ожижающей воды - 0,012 кПа^-1.

Хвосты Кнельсона подвергали флотационному обогащению на лабораторной установке по схеме прямой селективной флотации (фиг.4). При этом получали 3 пенных продукта (медный, никелевый и пирротиновый концентраты) и отвальные хвосты.

Результаты опыта приведены в таблице 2.

Полученный в этом опыте гравиоконцентрат содержал 2210 г/т суммы ПМ, что соответствовало степени его обогащения, равной 188. В опыте по способу-прототипу (оп. 25) результаты существенно ниже: содержание в гравиоконцентрате суммы ПМ - 396 г/т; степень обогащения - 34. Извлечение ПМ в гравиоконцентрат по предлагаемому способу составило, %: платины - 21,9; палладия - 5,2; родия - 0,4; суммы ПМ - 8,0. В параллельном опыте, проведенном по способу-прототипу (оп. 25), извлечение суммы ПМ было в 6,2 раза ниже. В т.ч. извлечение платины меньше в 9,1 раза. Суммарное извлечение ПМ в гравиоконцентрат и объединенные флотоконцентраты отличалось высоким уровнем, %: платины -92,5; палладия - 95,3; родия - 90,7; суммы ПМ - 94,5. В соответствующем же способе-прототипе (оп.25) извлечение суммы ПМ в общий целевой продукт обогащения составило 91,8%, что на 2,7% абс. ниже. Потери ПМ с отвальными хвостами обогащения в рассматриваемом примере составили, %: платины - 7,5; палладия - 4,7; родия - 9,3; суммы ПМ - 5,5. Это, примерно, в 1,5 раза ниже, чем в аналогичных условиях при использовании способа-прототипа (оп.25).

В таблице 2 приведены примеры, отличающиеся по составу исходной сульфидной медно-никелевой руды, условиям рудоподготовки (степени измельчения руды и разжижения получаемой рудной суспензии), а также по месту установки гравиоконцентратора в схеме обогащения и режиму его работы: производительности, времени накопления гравиоконцентрата и специфических факторов разделения минеральных компонентов руды, свойственных центробежному концентратору Кнельсона. К числу последних относятся: максимальное значение центробежного критерия Фруда, противодавление ожижающей воды и величина отношения максимального значения центробежного критерия Фруда к давлению ожижающей воды.

Согласно полученным экспериментальным результатам (опыты 2- 4, 14-16, 22-28, 38 и 40) предлагаемый способ гравитационно- флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд, основанный на использовании центробежного гравиоконцентратора с псевдоожиженным слоем концентрируемого материала, при его установке в "голове" технологической схемы (до стадии флотационного обогащения) и определенных значениях режимных параметров, обеспечивает высокое извлечение собственных минералов платиновых металлов, главным образом - платины, в богатый гравиоконцентрат и низкий уровень потерь платиновых металлов с отвальными хвостами обогащения. В зависимости от типа обогащаемой руды и режимных параметров процесса извлечение платиновых металлов в гравиоконцентрат в предлагаемом способе составляет, %: платины - 16,7-57,0 палладия - 4,0-12,5; родия - 0,3-1,2; суммы ПМ - 6,1- 23,4. Получаемые при этом гравиоконцентраты характеризуются значительной степенью концентрирования платиновых металлов, что предопределяет весьма высокий уровень их суммарного содержания в этом продукте -1986-4132 г/т концентрата. Такой уровень содержания платиновых металлов позволяет перерабатывать гравиоконцентраты, получаемые по предлагаемому способу, непосредственно в производстве металлургической доводки богатого платинового сырья наряду с анодными шламами и, тем самым, миновать целую цепочку переделов медного и никелевого производств, которую платиновые металлы проходят в составе селективных рудных флотоконцентратов и гравиоконцентратов, выделяемых по способу- прототипу. Сокращение технологического цикла переработки гравиоконцентратов исключает потери ПМ с отвальными металлургическими продуктами: шлаками плавильных агрегатов, технологическими пылями и железистыми кеками.

Показатели гравитационно-флотационного обогащения аналогичных типов руды, полученные с использованием способа-прототипа, значительно устутают показателям, достигнутым по предлагаемому техническому решению. Извлечение суммы ПМ в гравиоконцентрат из руды по способу-прототипу (оп. 1, 13, 25, 37 и 39), в среднем, в 5,7-7,9 раз ниже, чем в предлагаемом способе, а получаемые гравиоконцентраты даже в оптимальных условиях содержат только 415-640 г/т суммы ПМ. Такие концентраты не пригодны для переработки по "короткой" схеме и перерабатываются совместно с рудными флотоконцентратами на головных пирометаллургических переделах медного производства, что неизбежно вызывает потери ПМ с указанными выше отвальными продуктами.

Сопоставление предлагаемого способа со способом-прототипом по уровню потерь ПМ с отвальными хвостами обогащения свидетельствует о значительном преимуществе первого. Наиболее существенное снижение потерь ПМ с отвальными хвостами в предлагаемом способе достигается при переработке бедных типов сульфидной медно-никелевой руды (с соотношением суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия меньшем 1:2). В опытах с обогащением такой руды потери суммы ПМ с отвальными хвостами составили: в предлагаемом способе (оп. 2,38) - 7,6-8,4%; в способе-прототипе (оп. 1,37) - 26,0-30,2%. Данная тенденция, хотя и с меньшей контрастностью результатов, имеет место и при обогащении руд с высоким содержанием ценных компонентов (медистых, богатых и их смесей). При переработке таких руд по предлагаемому способу (оп. 14, 26, 40) потери суммы ПМ с отвальными хвостами обогащения составили 3,8-6,1%, в то время как в параллельных опытах по способу-прототипу (оп. 13, 25, 39) было потеряно 7,4-9,0% суммы ПМ.

Следовательно, предлагаемое техническое решение по сравнению со способом-прототипом обеспечивает двойной положительный эффект в отношении целевого извлечения платиновых металлов: снижает потери ПМ с хвостами обогащения и позволяет исключить потери ПМ с отвальными продуктами на металлургических переделах в цикле производства цветных металлов. При этом улучшение показателя извлечения при обогащении руды в предлагаемом способе обеспечивается не только для ПМ, присутствующих в собственных минеральных формах, но и для ПМ, находящихся в руде в виде изоморфной примеси в кристаллической решетке сульфидных минералов-носителей: халькопирита, кубанита, пентландита и пирротина. Это достигается за счет побочного активирующего воздействия гидромеханической обработки, происходящей в гравиоконцентраторе с псевдоожиженным слоем материала, на поверхность сульфидных минералов-носителей ПМ, повышающего их флотационную активность и, тем самым, способствующего более полному переходу при флотации в пенный продукт.

При выходе значений параметров гравиообогащения за пределы заявленного диапазона основные показатели гравитационно- флотационного процесса обогащения руды существенно ухудшаются, приближаясь к результатам, получаемым по способу-прототипу или принимая еще более низкие значения.

Анализ данных, приведенных в табл.2, показывает, что технологии обогащения сульфидных медно-никелевых руд с массовым отношением суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия в питании процесса гравиообогащения, меньшем 1:2 (оп.2-12, 38), свойственны следующие закономерности.

В частности, в оп. 5, при массовом содержании в измельченной руде 70% класса крупности менее 74 мкм (запредельно высокая степень измельчения руды) содержание суммы ПМ в гравиоконцентрате уменьшилось с 3564-4132 г/т (в заявляемом диапазоне - оп.2-4) до 1121 г/т при одновременном снижении извлечения платины в гравиоконцентрат на 31,2% абс., а суммы ПМ - на 14,1% абс. по сравнению с оп.2. Кроме того, данный режим характеризуется высоким уровнем потерь ПМ с отвальными хвостами обогащения, %: платины - 31,5; палладия - 2,94; суммы ПМ - 30,1, приближаясь по этому показателю к способу-прототипу (оп. 1), в котором потери данных ПМ составляют соответственно 34,3; 28,1 и 30,2%.

При измельчении исходной руды до крупности 25% класса менее 74 мкм (оп. 6), т. е. при запредельно низкой степени измельчения руды, резко падает качестве гравиоконцентрата (содержание ПМ - 935 г/т) и на 5,9% абс. снижается извлечение в него суммы ПМ. Другим серьезным недостатком данного режима является высокий уровень безвозвратных потерь всех ПМ с отвальными хвостами обогащения (платины -28,7; палладия - 26,6; родия - 24,8; суммы ПМ - 27,3), что соизмеримо с уровнем потерь ПМ в способе-прототипе (оп.1) и объясняется недостаточной глубиной раскрытия минеральных сростков.

Гравиообогащение материала при максимальном значении центробежного критерия Фруда, равном 12,0 (оп.7, с запредельно высоким значением максимально критерия Фруда) обнаруживает тенденцию к снижению суммы ПМ в гравиоконцентрате до 2270 г/т по сравнению с заявленным диапазоном значений (2,0-10,0), в котором были получены концентраты, содержащие 3564-4132 г/т суммы ПМ (оп. 3564-4132 г/т суммы ПМ (оп.2-4). При этом извлечение ПМ в гравиоконцентрат сохраняется на высоком уровне, %: платины - 48,1; палладия - 11,7; родия - 1,1; суммы ПМ -21,5, а потери ПМ с отвальными хвостами обогащения соответствуют уровню потерь, отвечающему диапазону оптимальных значений Fr_ц. Таким образом, ведение процесса гравиообогащения при запредельно высоких значениях Fr_ц нецелесообразно, поскольку приводит к снижению качества гравиоконцентратов и одновременно увеличивает скорость абразивного износа рабочей поверхности центрифуги, что сокращает межремонтный период работы гравиоаппарата и неоправданно увеличивает эксплуатационные расходы.

При запредельно низком значении центробежного критерия Фруда - 1,0 (оп. 8) качество гравиоконцентрата сохраняется на достаточно высоком уровне (3961 г/т суммы ПМ), однако при этом резко падает извлечение ПМ в гравиоконцентрат по сравнению с режимом при оптимальном значении Fr_ц (оп.2) платины - в 3,7 раза; палладия - в 3,8 раза; родия - в 3 раза; суммы ПМ - в 3,7 раза и значительно увеличиваются потери ПМ с отвальными хвостами (платины - на 9,5 % абс.; палладия - на 9,8% абс.; родия - на 9,4% абс.; суммы ПМ - на 9,7% абс. ).

В опыте 9 отношение максимального значения центробежного критерия Фруда к давлению сжижающей воды в рубашке гравиоконцентрата составляло 0,25 кПа^-1, что отвечало запредельно высокому значению данного параметра, оптимальный диапазон для которого определен равным 0,025-0,23 кПа^-1. В этом режиме степень концентрирования ПМ при гравиообогащении руды по сравнению с оп.2 упала ~ в 4 раза, вследствие чего был получен низкокачественный гравиоконцентрат (1046 г/т суммы ПМ), не пригодный для прямой переработки в цикле металлургической доводки платиновых шламов по "короткой" схеме с получением товарных платиновых концентратов. По уровню извлечения ПМ в гравиоконцентрат (платины - 49,5%; суммы ПМ - 22,0%) и их потерь с отвальными хвостами (платины - 9,2%; суммы ПМ - 7,5%) данный режим практически не отличался от режима в оп. 2 и 3 (по предлагаемому способу).

Запредельно низкое отношение максимального значения центробежного критерия Фруда к давлению ожижающей воды - 0,022 кПа^-1 (оп. 10) позволяет получить высококачественный гравиоконцентрат, содержащий 4243 г/т суммы ПМ. Однако при этом одновременно происходит резкое снижение извлечения всех ПМ в гравиоконцентрат, которое по сравнению с предлагаемым режимом (оп.2) составляет: платины - в 5,8 раза; палладия - в 6,0; родия - в 5,5 раза; суммы ПМ - в 5,9 раза. Другим недостатком режима является высокий уровень потерь ПМ с отвальными хвостами, %: платины - 21,3; палладия - 18,9; родия - 22,6; суммы ПМ - 19,8, что, в среднем, ~ в 2,4 раза выше, чем в заявленном режиме (оп.2).

Гравиообогащение материала при массовом отношении Ж:Т питания, равном 7,0 (оп. 11), отличающемся запредельно высокой долей жидкой фазы, позволяет получить качественный гравиоконцентрат (4271 г/т суммы ПМ) и одновременно высокий уровень извлечения в него ПМ, %: платины - 48,0; палладия - 11,7; родия - 1,1; суммы ПМ - 21,4. Эти показатели незначительно отличаются от результатов, полученных в опытах по предлагаемому способу (оп. 2-4). Однако высокий уровень разжижения пульпы в данном режиме при его промышленной реализации потребует установки дополнительных единиц обезвоживающего оборудования (сгустителей, гидроциклонов и др.), что существенно усложнит схему цепи аппаратов передела обогащения, увеличит капитальные вложения и повысит уровень эксплуатационных расходов. Поэтому гравиообогащение материала с использованием чрезмерно разжиженного питания (Ж:Т больше 6,5:1) является экономически неоправданным.

Вместе с тем, запредельно высокая плотность питания (оп. 12) приводит к резкому ухудшению всех показателей гравиообогащения. В частности, в данном опыте при отношении Ж:Т питания, равном 1:1, качество полученного гравиоконцентрата по содержанию суммы ПМ (372 г/т) ниже, чем в способе-прототипе (оп.1). Этот режим вследствие повышенной вязкости обрабатываемой пульпы отличается весьма низким уровнем извлечения ПМ в гравиоконцентрат, %: платины - 6,4; палладия - 1,6; родия - 0,2; суммы ПМ - 2,8, что примерно совпадает с уровнем извлечения ПМ в способе-прототипе. При этом потери ПМ с отвальными хвостами обогащения составляют, %: платины - 25,8; палладия - 23,6; родия - 27,0; суммы ПМ - 24,4, в среднем, ~ в 2,9 раза выше, чем в предлагаемом способе (оп.2).

Опыты 14-24, 26, 36 и 40 иллюстрируют результаты гравитационно-флотационного обогащения сульфидной медно-никелевой руды при поступлении в процесс гравиообогащения материала, в котором массовое отношение суммы сульфидов и магнетита к сумме оксидов кремния и алюминия меньше или равно 1:2. В этих опытах, независимо от типа и минеральной разновидности исходной руды при отклонении режимных параметров от заявленного диапазона значений проявляются те же тенденции в изменении показателей, что и описанные выше для материалов с критериальным отношением большим 1:2.

В целом анализ полученных результатов показывает, что использование предлагаемого способа для обогащения сульфидных медно-никелевых руд по сравнению с прототипом позволяет при оптимальных режимных параметрах гравиообогащения существенно повысить технико-экономические показатели извлечения платиновых металлов из всех типов и основных минеральных разновидностей данной категории руд, содержащих собственные минералы ПМ и магнетит.

Предлагаемый способ обеспечивает наибольшую эффективность при обогащении бедных вкрапленных руд, в т.ч. при переработке их малосульфидной разновидности. Использование предлагаемого способа для обогащения этого типа руд, отличающегося критериальным отношением менее 1:2, обеспечивает получение гравиоконцентратов с содержанием суммы ПМ в 6,5-7,3 раза выше (оп. 2 и 38), чем в соответствующих опытах, проведенных по способу-прототипу (оп. 1 и 37). При этом уровень извлечения ПМ в гравиоконцентрат в известном способе значительно выше, чем в прототипе: платины - на 42,5-50,7% абс.; палладия - на 9,0-9,1% абс. ; родия - на 0,9% абс.; суммы ПМ - на 18,2-19,7% абс. при одновременно более высокой производительности процесса по исходному питанию и прочих равных условиях его пульпоподготовки. Другим важным преимуществом предлагаемого способа является низкий уровень потерь ПМ с отвальными хвостами обогащения, который для вкрапленной руды составляет (оп. 2 и 38), %: платины - 8,7-10,1; палладия - 6,9-7,4; родия - 11,5-12,5; суммы ПМ - 7,6-8,4. Это, в среднем, ~ в 3,4-3,6 раза меньше, чем потери ПМ при использовании способа-прототипа. И, наконец, к серьезным достоинствам предлагаемого способа, безусловно, следует отнести возможность переработки получаемых гравиоконцентратов (до 4 кг/т суммы ПМ) по "короткой" схеме, что позволяет избежать потерь ПМ в цикле производства цветных металлов.

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.

1. Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих собственные минералы платиновых металлов и магнетит, включающий 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, отличающийся тем, 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 мкм, 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 74 мкм, 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. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выделение собственных минералов платиновых металлов ведут из пульпы материала при массовом отношении Ж : Т (1,5 - 6,5) : 1.