Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему

Исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района

ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации по теме "Исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района"

На правах рукописи

ЗАХАРОВ Борис Алексеевич

ИССЛЕДОВАНИЕ, РАЗРАБОТКА И ВНЕДРЕНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ГРАВИТАЦИОННОГО ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ ВКРАПЛЕННЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД НОРИЛЬСКОГО ПРОМЫШЛЕННОГО РАЙОНА

Специальность 25.00.13 - "Обогащение полезных ископаемых"

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва - 2004

Работа выполнена на ОАО "ГМК "Норильский никель" Заполярный филиал.

Научный руководитель: Доктор технических наук

Манцевич М.И.

Официальные оппоненты: Доктор технических наук, профессор Кандидат технических наук

Морозов В.В. Руднев Б. П.

Ведущая организация:

Московский Государственный институт стали и сплавов (технологический университет).

Защита состоится 29 апреля 2004 г. в 10-00 на заседании диссертационного совета Д 217.041.01 в Государственном научно-исследовательском институте цветных металлов "ГИНЦВЕТМЕТ" по адресу: 129515, г. Москва, ул. Академика Королева, д. 13; тел. 215-39-82; факс: (095)215-34-53.

Автореферат разослан " £9 " марта 2004 г.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Государственного научного центра Российской Федерации - Федерального государственного унитарного предприятия "Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов".

Ученый секретарь

диссертационного совета, канд. техн. наук

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы

Во вкрапленных медно-никелевых рудах месторождений Норильска сосредоточено около 66% запасов платиновых металлов и до 50% запасов меди и никеля.

Обогащение вкрапленных руд по флотационной технологии, принятой для сульфидных руд, с попутным извлечением платиновых металлов, сопровождается выводом больших объемов отвальных хвостов, с которыми в силу объективных плотностных и флотационных характеристик платиносодержащих фаз теряется 30-35% благородных металлов.

Настоящая работа посвящена изысканию возможности увеличения извлечения платиновых металлов при переработке вкрапленных медно-никелевых руд с использованием последних достижений теории и практики гравитационного обогащения драгметального сырья.

Актуальность работы определяется постоянно растущим спросом и ростом стоимости благородных металлов, а также возможностью решить проблему увеличения их производства на комбинате за счет повышения показателей обогащения вкрапленных медно-никелевых руд. Важность работ, направленных на повышение технико-экономических показателей переработки вкрапленных руд, в связи с низкими содержаниями в них цветных металлов, в значительной мере определяется извлечением из них благородных. Кроме того, по мере отработки богатых руд, вкрапленные станут основным рудным сырьем, определяющим перспективы развития Норильского промышленного района.

Цель работы

Исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района.

Для достижения поставленной цели:

- определены формы нахождения благородных металлов в медно-никелевых рудах и продуктах обогащения, а также изучено поведение минералов, содержащих благородные металлы, в процессах рудоподго-товки и флотации;

- исследована эффективность гравитационных методов извлечения благородных металлов из продуктов измельчения, классификации и отвальных хвостов;

- исследованы технологические особенности центробежной сепарации и определено влияние гидратации на контрастность гравитационного разделения тонкодисперсных минеральных частиц;

- теоретически обоснована и практически осуществлена технология извлечения тонкодисперсных частиц мит?ра пг>п бпаГАР^дных металлов из пульп; I Р0С НАЦИОНАЛЬНАЯ

{ библиотека

! ¿"Д^аг

- усовершенствована конструкция центробежного концентратора, обеспечившая сквозной водный баланс в циклах гравитационного обогащения и флотации;

- предложены и внедрены новые комбинированные технологические схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд, основанные на совмещении методов гравитационного обогащения и флотации.

Методы исследований

Для осуществления поставленной цели использован комплекс современных экспериментальных методов исследования. Минералого-технологическую оценку перерабатываемого сырья проводили с использованием микроспектрального микроскопа Cam-Scan-4 с системой Link JSJS 2000, использовали микроскоп Axiplan и метод анализа изображений Magiscan G.M. Для выделения минералов, содержащих благородные металлы в тонких классах, применяли концентрационные столы, трубчатые и винтовые концентраторы Нельсона размером от 3" до 48". При исследовании обогатимости использовали ситовой и шламовый анализы, вискозиметрию, лабораторные флотационные установки, а также различные измерительные устройства и вычислительную технику.

Научная новизна

Научное значение выполненных исследований состоит в следующем:

- установлено, что значительные потери связаны с минералами благородных металлов, с их концентрацией в циркулирующих продуктах циклов измельчения и классификации, с переизмельчением и также низкой флотируемостью этих минералов, причем основная доля потерь приходится на тонкие классы и на относительно крупные нефлотируе-мые зерна;

- показано, что гравитационное извлечение благородных металлов наиболее эффективно при его использовании в цикле рудооподго-товки, где извлекаются труднофлотируемые и непереизмельченные фракции минералов;

- установлено, что сочетание гравитации (I стадия обогащения) с последующей флотацией зерен минералов благородных металлов флотационной крупности (И стадия) позволяет существенно повысить их общее извлечение;

- рассмотрена проблематика гравитационного извлечения тонких частиц драгоценных металлов на основе анализа результатов измерения толщины гидратного слоя на границе твердое - жидкое;

- установлено, что низкое извлечение тонких частиц благородных металлов объясняется влиянием гидратации, снижающей их фактическую плотность, из-за чего затрудняется отделение тонких фракций благородных металлов от сульфидов цветных металлов; удаление послед-

них флотацией способствует успешному гравитационному доизвлече-нию благородных металлов из хвостов;

- показано, что эффективность доизвлечения благородных металлов из хвостов гравитационно-флотационной схемы возрастает после разделения хвостов на пески и шламы перед контрольной гравитацией.

Практическая значимость и реализация результатов

На основе исследований разработана и на Норильской обогатительной фабрике вместо флотационной внедрена технология гравитаци-онно-флотационно-гравитационного обогащения вкрапленных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-1", позволившая увеличить извлечение благородных металлов на 16%, сократив потери с хвостами на 0,9 г/т. Достижение полученных результатов базируется на применении центробежной сепарации на концентраторах "Нельсона". Среди испытанных аппаратов лучшие показатели обогащения достигаются на этих концентраторах. Перечистка гравиоконцентрата открывает возможность извлечения благородных металлов из богатого перечищенного продукта, минуя основной цикл металлургической плавки, в котором потери благородных металлов со шлаками достигают 5-7%. При непосредственной переработке эти потери сокращаются до 0,5%.

Разработанная технология позволяет с более высокими технологическими показателями перерабатывать вкрапленные и "медистые" руды Талнахских месторождений и малосульфидные руды Норильска.

Полученные в работе результаты явились основой для разработки технологической схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд при проектируемом расширении объемов их переработки.

На защиту выносятся

1. Закономерности поведения металлов, содержащих благородные металлы, в процессе обогащения вкрапленных медно-никелевых ИД

2. Новые технологии обогащения вкрапленных медно-никелевых руд, включающие центробежное гравитационное извлечение благородных металлов в процессе рудоподготовки, флотацию и центробежное гравитационное доизвлечение ценных компонентов из отвальных хвостов.

3. Влияние гидратации на гравитационное извлечение тонких частиц минералов, содержащие благородные металлы.

4. Особенности работы и эксплуатации центробежных концентраторов "Нельсона" в условиях непрерывного процесса обогащения.

5. Получение богатых гравиоконцентратов для переработки по схеме, исключающей традиционные потери, связанные со шлаками при выплавке.

Структура диссертации

Диссертация состоит из введения, шести глав, заключения, списка использованной литературы из 103 наименований и приложений. Основное содержание работы изложено на 135 страницах машинописного текста, содержит 21 рисунок, 40 таблиц.

Апробация работы

Основное содержание работы и ее отдельные положения докладывались и обсуждались на Международной научно-технической конференции "Основные направления развития обогащения сульфидных руд в XXI веке" (г. Норильск, 2000 г.), на И, III и IV Конгрессах обогатителей стран СНГ (г. Москва, 1999, 2001 и 2003 гг.), на I Сибирском симпозиуме "Золото Сибири" (г. Красноярск, 1999 г.), на XVII Международном Черняевском совещании по химии, анализу и технологии платиновых металлов (г. Москва, 2001 г.), на Международном совещании "Научные основы и прогрессивные технологии переработки труднообо-гатимых руд и техногенного сырья" (г. Екатеринбург, 2001 г.), на Международной научно-технической конференции "Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья. Геология и разведка месторождений и техногенных образований" (г. Екатеринбург, 2003 г.).

Публикации

По материалам диссертационной работы опубликовано 14 статей.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ ВВЕДЕНИЕ

Во введении сформулированы цели работы, ее актуальность.

1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ И РАЗВИТИЕ ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД

Обогащение вкрапленных руд осуществляли по технологии коллективно-селективной флотации. Комплекс исследовательских работ прошлых лет в основном был нацелен на решение проблемы доизвлече-ния минералов благородных металлов из хвостов. Фактически такой подход направлен на ликвидацию последствий, а не причин потерь благородных металлов, основными среди которых являются недостаточная флотационная активность и высокая плотность минералов и как следствие переизмельчение их в голове процесса.

Благороднее металлы представлены в рудах, как в форме собственных минералов, так и изоморфно рассеяны в кристаллической решетке рудных минералов. Минеральная форма присуща только четырем элементам: платине, палладию, золоту и серебру. Доля минеральных форм платины достигает 95%, палладия - 25%. В основном выделения минералов платины составляют 50-80 мкм.

Для уточнения ресурса применения гравитационного обогащения, обеспечивающего повышение извлечения благородных металлов, проведена оценка раскрытия рудных минералов при измельчении. Раскрытие минералов платины и палладия начинается с крупности -1 мм. В классе -0,4 +0,16 мм доля раскрытого спериллита составляет 43%, сульфидов платины и палладия - 18%. В целом-отмечается опережающее раскрытие сростков минералов благородных металлов по сравнению с сульфидами меди и никеля, что свидетельствует о целесообразности использования гравитационных методов в начальной стадии процесса обогащения.

2. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСОБЕННОСТЕЙ ТОНКОДИСПЕРСНОГО

Аномальность поведения тонкодисперсных суспензий при гравитации широко известна. Одна из основных причин - большая развитость границы раздела твердой и жидкой фаз. Частицы рудной суспензии имеют весьма устойчивую гидратную оболочку, обладающую определенной структурно-механической устойчивостью. Толщина структуи-рованной зоны, по некоторым данным, превышает 0,1-0,3 мкм. Это приводит к заметному снижению кажущейся плотности комплекса "гидра-тированное зерно" по мере уменьшения диаметра зерна. Уравнение Эн-штейна рассматривает зависимость вязкости суспензии от объемной доли дисперсной фазы:

Г), — вязкость дисперсионной системы;

Т|0 — вязкость дисперсной среды (для воды r|0 = 1);

<р - объемная доля дисперсной фазы;

2,5 - коэффициент формы.

С учетом изменения объема частиц за счет сольватного (гидрат-ного-) слоя, зависимость ппинимает вил:

Л* = 2,5г10(ф+фб) + Ло или т)х = 2,5(ф+ф6) + 1 при т)„=1 - для воды

объемная доля гидратного слоя. Объемная доля гилпатипованного минепала составит:

Диаметр агрегата "гидратированное зерно" можно определить по формуле:

Здесь и У0=ф - средний диаметр и объемная доля негидратированных частиц минерала; V* = фб+ф - объемная доля гидратированных агрегатов.

ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ

Л* = Т)о(1 + 2,5ф) - для сферических частиц

Отсюда вычисляется толщина гидратного слоя:

Определение вязкости суспензии производилось с помощью капиллярного вискозиметра, в буферный сосуд которого помещена магнитная ампула для поддержания суспензии во взвешенном состоянии.

При измерении вязкости суспензии чистого пентландита использовали класс минус 10 мкм. Концентрация суспензии 10 г на 100 см3; при плотности пентландита 5 г/см3 объемная доля <р = 0,02.

Измеренная вязкость указанной суспензии при температуре 20°С

составила = 1,1374 ССТ

Объемная доля гидратированной суспензии

Собственно объемтгаст ттпттст таттпятнт,ге гппев фб = фполн - ф = 0,03496.

Условный относительный диаметр гидратированной частицы, принимая средний диаметр зерна (для суспензии минус 10

мкм):

<1„ V V, \ 0,02

с1х = 1,4-^ = 7,0 мкм.

Толщина гидратного слоя:

_ с!х —(10 _ (

Эта базовая вели^на ^сполльзоват в^аМнейших расчетах.

При этом сделан ряд допущений: толщина гидратного слоя условно постоянна для зерен различной крупности; свойства гидратного слоя условно постоянны для различных минералов; частица с окружающим ее гидратным слоем рассматривается как единый агрегат; форма зерен близка к сферической.

Принятые допущения дают возможность полуколичественно оценить влияние гидратированности твердой фазы на основную характеристику гравитационного разделения - плотность минералов по мере уменынения крупности зерен.

Кажущийся объем зерна, имеющего условный диаметр <1ист и гид-ратный слой рассчитывается по формуле:

Объемный коэффициент агрегата

V

Расчетная формула для кажущейся плотности:

1-бист+(Ку-1)Д

к.

где Д=1г/см3.

Таблица 1

Кажущаяся плотность зерен минералов различного удельного веса с учетом толщины гидратного слоя 1 мкм

Эквивал. диаметр зерна, мкм Объем зерна, мкм3 Объемный коэффициент агрегата Ку Кажущаяся пло' истиннс 8 гность для различной >й плотности, к, г/см3

V * ист V * каж 3 5 10 15

50 65417 69421 1,06 2,89 4,77 9,49 14,20

10 523 696 1,34 2,49 3,98 7,72 11,45

5 65,4 179,5 2,74 1,73 2,46 4,28 6,11

1 0,52 4,71 9,06 1,22 1,44 1,99 2,54

Исходя из данных, приведенных в табл. 1, рассчитаны коэффициенты равнопадаемости для условных пар разделяемых минералов с учетом кажущейся плотности для различных крупностей частиц:

где <5* и — кажущиеся плотности тяжелого и легкого минералов при изменении размеров от 50 до 1 мкм;

5 - плотность суспензии.

Анализ данных, приведенных в табл. 2 показывает, что при выделении ПМ из руды в цикле измельчения при крупности помола минус 0,35 мм достаточно полно "теоретически" могут быть отделены зерна ПМ +50 мкм - если истинная плотность легкой фракции 5л.ф. = 3 г/см3 (порода) и +100 мкм - при плотности легкой фракции 5л.ф. = 5 г/см3 (сульфиды), т.е. в присутствии сульфидов граница крупности возрастает в 2 раза (коэффициент равнопадаемости 7,2 и 3,42 соответственно) и соответственно увеличиваются потери с легкой фракцией.

Таблица 2

Расчет коэффициентов равнопадаемости K<j и К,

Плотности разделяемых минералов, г/см3 15/3 15/5 5/3

Плотность суспензии, г/см3 1,2 1,4 1,2 1,4 1,2

Коэффициент равнопадаемости к„ к„ IQ ägKj к„

Эквивалентный диаметр, мкм 50 7,20 0,86 8,00 0,90 3,42 0,53 3,55 0,55 2,11 0,32

10 6,07 0,78 6,74 0,83 2,87 0,46 2,98 0,47 2,16 0,33

5,0 4,02 0,60 4,62 0,66 1,77 0,25 1,82 0,26 2,38 0,38

1,0 2,63 0,42 3,68 0,56 1,06 0,02 1,08 0,03 - -

кг 7,67 8,51 3,63 3,80 2,09

Логарифм Кг 0,88 0,93 0,56 0,58 0,32

и

Аналогично при крупности -100 мкм возможно выделение ПМ + 15 мкм (при 5Лф. = 3 г/см3) или +30 мкм (при 5л.ф. = 5 г/см3). При классификации по 30 мкм извлекутся зерна ПМ +5 мкм; без удаления сульфидов - 10 мкм. Иными словами, нижний предел крупности извлекаемых ПМ в присутствии сульфидных минералов в 2 раза выше, чем без них. При этом обесшламливание по 5 мкм обеспечит снижение вязкости суспензии, что повысит эффективность разделения частиц.

По A.M. Годену коэффициент равнопадаемости:

кг =

где 8" и 5и2 - номинальные плотности тяжелого и легкого без учета

гидратации; 5" - плотность суспензии; m - эмпирический коэффициент, равный 1 - для крупных зерен или 0,5 - для зерна менее 0,1 мм. Поскольку в равных условиях коэффициенты, вычисленные по этим двум формулам равны, то:

Таким образом, показатель m в формуле Годена приобретает физический смысл, плавно изменяясь с изменением крупности (табл. 3).

Таблица 3

Величины показателя степени m в формуле Годена для различных пар разделяемых минералов в зависимости от крупности зерна

Плотность разделяемых минералов, г/см3 15/3 15/5 10/3 10/5 5/3

Плотность суспензии, г/см5 1,2 1,4 1.2 1,4 1,2 1,4 1,2 1,4

Эквивалентный диаметр, мкм 50 0,98 0,97 0,95 0,95 0,96 0,96 0,94 0,92 1-0

10 0,89 0,89 0,82 0,81 0,86 0,86 0,72 0,73 1,03

5,0 0,68 0,71 0,44 0,45 0,58 0,62 0,125 0,129 1,19

1,0 0,48 0,60 0,04 0,05 0,28 0,38 0,11 0,12

Для зерна более 100 мкм его можно не учитывать; по мере приближения к первым микронникам m становится настолько мал, что величина коэффициента равнопадаемости, не взирая на значительную разность истинных плотностей разделяемых минералов, стремится к 1, т.е. разделение становится невозможным. Разделение благородных металлов (5 = 15) и сульфидов (5 = 5) при крупностях менее 5 мкм невозможно, так как или значения приближаются к единице (табл.

3), то есть контрастность и эффективность гравитационного извлечения тонких зерен благородных металлов тем выше, чем меньше остаточное содержание сульфидов в рудной суспензии. Эффективность операции доизвлечения благородных металлов из хвостов флотации вкрапленных руд с малым содержанием сульфидов является практическим подтверждением этого тезиса.

* * *

Наиболее четко отрицательное влияние тонких шламов на результаты гравитации прослеживается при рассмотрении скорости падения частин. Анализ известной зависимости Стокса для скорости паде-2r •g(p-p,)

ния зерна м =-BU-—í-ü с позиции тонкодисперснои гравитации

9ju

приводит к следующим выводам:

- в результате возрастающего влияния гидратированости зерна по мере приближения к микронным размерам за счет снижения плотности (р) в 1,5-2,5 раза соответственно уменьшается скорость осаждения зерен;

- с уменьшением эквивалентного диаметра зерен (г) скорость осаждения уменьшается по квадратичному закону: так снижение крупности с 0,10 до 0,020 мм приводит к снижению скорости осаждения в 25 раз; при переходе к зерну 10 мкм скорость упадет в 100 раз;

- у тонкошламистых суспензий (минус 0,050 мм) вязкость (fi) возрастает в 4-6 раз, что приводит к снижению скорости осаждения во столько же раз.

Существенная интенсификация процесса разделения, в сравнении с обычным шлюзом, возможна лишь с увеличением величины ускорения силы осаждения: 50-кратное снижение скорости осаждения может быть компенсировано ускорением 50g. Для тонкого материала (10 мкм и ниже) необходимо ускорение 200-300 g (рис. 1).

Зависимость содержания (1) и извлечения (2) платины из класса -0,05 мм от величины центробежного ускорения - /с

100 20« ¿W U

Рис. 1

Возможностью получения таких ускорений обладают современные центробежные концентраторы. При этом необходима соответствующая классификация, обеспечивающая равн опадаем ость в заданном диапазоне крупностей и минимизирующая вязкость пульпы.

3. АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСОБЕННОСТЕЙ ЦЕНТРОБЕЖНОЙ СЕПАРАЦИИ ТОНКОДИСПЕРСНЫХ МИНЕРАЛЬНЫХ ЧАСТИЦ Высокая эффективность центробежных концентраторов в сравнении с отсадочной машиной или концентрационным столом объясняется, прежде всего, существенной величиной фактора центробежного разделения:

Г о2

Р

где центробежный фактор разделения;

Б и Р - центробежная сила и сила тяжести;

и - линейная скорость вращения центрифуги (конуса);

Я — технологический радиус поверхности разделения;

% — ускорение силы тяжести, ориентировочно 10 м/сек2.

Так, для концентратора Нельсона (КН) с диаметром конуса 48 дюймов и скорости вращения 270 об/мин. центробежный фактор составит

Одной из наиболее надежных в эксплуатации моделей являются КН периодического действия. Коническая технологическая поверхность имеет рифленую конфигурацию. В глубине рифлей тангенциально расположены водоводы. Подаваемая под определенным давлением вода создает разрыхляющий эффект, в результате чего взвешенный слой концентрата в рифлях многократно перечищается. Эффективность разделения предопределяется соотношением между величиной технологического потока, центробежным фактором и противотоком воды. Длительность цикла зависит от технологической емкости рифлей, которая, в свою очередь, определяется количеством улавливаемого металла в питании, геометрией межрифельного пространства и "возмущающим" действием промывной воды.

Модель обогащения материала в центробежном концентраторе (ЦК) рассматривается как разделение в "центробежном" шлюзе с проти-воточной промывкой оседающего слоя тяжелой фракции. Улавливаемое зерно должно осесть на стенке концентратора, преодолев пристенный слой пульпы, прежде чем будет вынесено потоком пульпы из аппарата. Попавшая же в ячейку нарифлений частица не должна быть вымыта противотоком воды.

Рассмотрим условия улавливания зерна платинового минерала крупностью 10 мкм, имеющего плотность 15 г/см3 в КН-48". В соответствии с величиной кажущейся плотности и расчетной вязкостью сус-

пензии плотностью 1,4 г/см3 по формуле Стокса, получим скорость осаждения:

ист = 0,092 мм/сек

При величине fc = 60, скорость центробежного осаждения:

Для вычисления времени пребывания материала в КН-48" зададимся номинальной объемной производительностью Qy =150 м3/час = 0,042 м3/сек.

Ориентировочный технологический объем материала внутри аппарата при толщине слоя 20 мм (условно) составит икц-48" = 1,22* 1,0-0,02 = 0,077 м3. Отсюда время пребывания — Uk>< ~ сек,. Слой, который пройдет зерно за 1,8 сек, составит h = Dj- "Tqv =10 мм. Таким

образом, зерно 10 мкм успевает преодолеть лишь 'Л толщины технологического слоя. Иными словами при заданных параметрах процесса для материала 10 мкм следует рассчитывать лишь на 50% извлечения платины.

Повышение извлечения обеспечивается:

- увеличением центробежного фактора разделения

- снижением объемной производительности;

- уменьшением вязкости.

Важна также скорость противотока воды, которая может быть вычислена при заданных величинах дебита воды и объема межрифель-ного пространства и не должна быть существенно ниже скорости осаждения.

* * *

Ориентировочная ситовая характеристика слива гидроциклона после отделения песковой фракции хвостов представлена в табл. 4.

Средневзвешенные значения вязкости, вычисленные в соответствии с выходом каждого класса крупности (по ситовой характеристике) и графически найденной средней величиной вязкости для каждого класса крупности с учетом плотности гидратного комплекса, составили:

при плотности суспензии 1,2 г/см3 - 4,283 сст;

при плотности суспензии 1,4 г/см3 - 5,914 сст.

Таблица 4

Ситовой анализ слива гидроциклонов

При обесшламливании по классу 5 мкм и эффективности обес-шламливания 75% вязкость заметно снизится и составит:

- для суспензии 1,2 г/см3 - 3,0 сст;

- для суспензии 1,4 г/см3 - 3,7 сст.

Иными словами, в результате обесшламливания вязкость пульпы уменьшается на 40 и 45% отн. - скорость осаждения возрастет в 1,5 раза.

В центробежном концентраторе периодического действия целевой продукт, оставаясь на поверхности конуса, накапливается в рифлях, уменьшает их эффективную глубину, что усложняет условия формирования новых слоев осадка.

Известна зависимость извлечения тяжелого минерала (е) в концентраторе от длительности накопления концентрата

Лг-(Б-кр),% где А, В и К - эмпирические коэффициенты;

X - время работы концентратора, мин;

р - плотность извлекаемого минерала, кг/м3.

Практически этой формулой можно воспользоваться после преобразования ее в логарифмическую форму:

и обозначив линейное уравнение,

дающее прямую (минимально - по результатам 2-х опытов с разным временем накопления). Отрезок на оси ординат при т = 1 мин ( = 0) дает величину . Таким образом, физический смысл величины

максимальное извлечение в начальный момент накопления при свободном межрифельном пространстве.

4. ИСПЫТАНИЯ ГРАВИТАЦИОННЫХ АППАРАТОВ И РАЗРАБОТКА ГРАВИТАЦИОННО-ФЛОТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ ВКРАПЛЕННЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД

Испытания традиционных гравитационных аппаратов не дали удовлетворительных результатов из-за большого выхода концентрата, низкого содержания и невысокого извлечения драгоценных металлов. Поэтому основное внимание было сосредоточено на концентраторах центробежного типа.

Испытания центробежных концентраторов на хвостах флотации учитывали особенности распределения благородных металлов в этом продукте. Испытания проводили раздельно на песковой и шламовой фракциях хвостов.

Анализ результатов испытаний песковой фракции показывает, что на количество извлекаемого металла существенное влияние оказывает давление на линии подачи технологической воды: чем оно ниже (в

исследуемом интервале 0,35-1,05 кгс/см2), тем выше уровень извлечения. Вторым фактором является содержание твердого в питании. Разбавление до определенного предела повышает извлечение. Нагрузка по питанию в известном интервале наиболее значимый фактор. Значительное снижение нагрузки приводит к вымыванию накопленного концентрата и обеднению его вновь поступающим материалом. Решающее влияние оказывает продолжительность цикла (рис. 2). Увеличение времени рабочего цикла, приводя к росту содержания, весьма отрицательно сказывается на извлечении.

Зависимость извлечения (е) и содержания ф) плагины в концентрате от продолжительности (т) цикла концентрации

о 40 80 120

т, мин

Рис.2

Основным показателем эффективности процесса является поведение платины. Распределение палладия, в основном подтверждая его тесную ассоциацию с пентландитом, аналогично поведению последнего; пониженное извлечение золота предопределено более тонким характером выделений его минеральной составляющей. Крайне низкий уровень извлечения серебра подтверждает его изоморфизм с халькопиритом и нахождение минеральных фаз на основе серебра в виде тончайших пленок на контакте с другими минералами благородных и цветных металлов.

Испытания обогащения шламовой части хвостов проводились на том же оборудовании, что и при обогащении песковой фракции гидроциклонов. Как и в случае с песковой фракцией, увеличение времени рабочего цикла снижает извлечение. В то же время для платины и палладия отмечается рост извлечения при увеличении расхода воды, поскольку снижается вязкость в зоне концентрирования. Видимо, по этой же причине падает извлечение при росте содержания твердого в пульпе. В исследованном интервале содержания твердого (15-30%) увеличение нагрузки способствует росту извлечения. Давление воды при работе со

шламовой фракцией, в отличие от песковой, повышает качество концентрата в силу уменьшения стесненности движения частиц.

Внедрение гравитационного обогащения отвальных хвостов вкрапленных руд проводили с использованием концентраторов КН-48". Хвосты от переработки вкрапленных руд делили также на песковую и шламовую фракции. Концентрат с КН-48 " поступал на доводку в КН-20".

Результаты испытаний по доизвлечению благородных металлов из хвостов обогащения вкрапленных руд указывают на возможность первичной концентрации платины до 120 г/т при извлечении на уровне 50%, доводка этого гравиоконцентрата позволяет получить концентрат с содержанием платины 1,2-4,0 кг/т при извлечении от 40 до 50% (от операции).

* * *

Испытания центробежного концентратора на пробах рудного < цикла измельчения проводили на шихте вкрапленной руды месторождения "Норильск-1".

Наиболее высокие показатели по уровню извлечения достигнуты при обогащении разгрузки мельниц II стадии измельчения и слива классификаторов I стадии. Извлечение платины достигло 56-69%, палладия - 18-27%. Гравитационное обогащение слива мельниц приведет к обводнению процесса, нарушению классификации, поэтому предпочтительно обогащение слива классификаторов.

Результаты промышленных испытаний центробежного концентратора КН-48" на промышленных пульпах в технологической схеме обогащения вкрапленной руды приведены в табл. 5.

Таблица 5

Результаты промышленных испытаний аппарата КН-48" на сливе классификаторов

Показатели Р1 ра Аи Ар № Си

Содержание в ГК, %, г/т 156 120 10,0 17,3 1,42 1,27

Извлечение в ГК, % 33,8 8,2 15,8 1,4 0,55 0,30

Содержание в исходном, %, г/т 1,27 4,0 0,19 3,40 0,71 1,20

Сравнительные показатели обогащения по флотационной и гравитационно-флотационной схемам приведены в табл. 6, из которых следует, что при первичном извлечении 22,4% платины при гравитации обеспечивается рост извлечения во флотации (на 10% от операции) в связи с гравитационным удалением значительной части труднофлоти-руемых частиц.

Таблица 6

Сравнительные показатели обогащения по флотационной и гравитационно-флотационной схемам при использовании аппарата КН-48"

Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %

Р1 | Р<1 | £ПМ Р1 | Р<\ | ЕПМ

Флотационная схема

Руда (слив классификатора) 100 1,58 4,02 5,60 100 100 100

Коллективный флотоконцентрат 8,80 12,50 37,05 49,55 69,89 81,11 77,94

Овальные хвосты 91,20 0,52 0,83 1,35 30,11 18,89 22,06

Гравитационно-флотационная схема (флотация на хвостах КН-48", время накопления ГК - 0,5 ч)

Руда (слив классификатора) 100 1,58 4,02 5,60 100 100 100

Гравиоконцентрат 0,322 110 98 208 22,40 7,85 11,96

Хвосты КН-48" 99,817 1,23 3,72 4,95 77,60 92,15 88,04

Коллективный флотоконцентрат 8,90 11,03 36,43 47,46 62,12 80,65 75,42

Отвальные хвосты 90,203 0,27 0,51 0,78 15,48 11,04 12,62

Прирост извлечения, Д, % +14,63 +7,85 +9,44

5. ИСПЫТАНИЯ ГРАВИТАЦИОННО-ФЛОТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ РАЗЛИЧНЫХ ТИПОВ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, ТЕКУЩЕЙ И ПЕРСПЕКТИВНОЙ

ДОБЫЧИ

Организация горного производства не позволяет перерабатывать вкрапленные руды каждого из месторождений отдельно, поэтому были проведены дополнительные исследования обогатимости руд, поступающих в переработку с вкраплеными рудами Норильского месторождения и проведена оценка уровня извлечения из них благородных металлов по гравитационно-флотационной схеме и традиционной флотационной.

Сравнительные испытания показали, что снижение потерь платиноидов на 4-4,8% с отвальными хвостами вкрапленных руд Талнахского месторождения по гравитационно-флотационной схеме в сравнении с флотационной характерно для всех разновидностей руд. Медистые руды характеризуются низким содержанием минеральных форм платиновых металлов. Сквозное извлечение по гравитационно-флотационной схеме по сравнению с флотационной практически не увеличивается.

До последнего времени отработка месторождения "Норильск-1" была направлена только на выемку вкрапленных руд. В то же время последние геологические исследования показали, что над основным рудным телом расположен так называемый малосульфидный (МС) горизонт. Его отличительной особенностью является очень низкое содер-

жание меди и никеля (от сотых долей до 0,1-0,2%) при содержании металлов платиновой группы на уровне 6-10 г/т. Применение гравитационно-флотационной технологии обеспечивает прирост извлечения по сравнению с флотационной схемой на, %: № — 0,75; Си — 0,75; Р1 — 12,62; Рс1 — 2,64; Аи — 12,72, что существенно повышает экономическую эффективность их переработки.

6. ВНЕДРЕНИЕ КОМБИНИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ' ОБОГАЩЕНИЯ ВКРАПЛЕННЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, ВКЛЮЧАЮЩЕЙ ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ И ФЛОТАЦИЮ

Основная проблема, выявленная в процессе промышленных испытаний, заключалась в необходимости повышения плотности слива центробежного концентратора, являющегося питанием последующей флотации. Расчет водного баланса операций указал на необходимость модернизации стандартных конусов концентраторов. Новая модификация аппарата позволяет снизить расход воды до уровня 22-34 м3/час, что гарантирует необходимое содержание твердого (34-36%) в пульпе питания флотации при сохранении высоких показателей гравитационного обогащения.

Несмотря на значительный прирост выпуска благородных металлов из вкрапленных руд за счет внедрения гравитационно-флотационной схемы полное решение проблемы требует рассмотрения возможности доизвлечения их из отвальных хвостов. При этом необходимо учитывать, что обогатительная задача существенно усложнилась, так как после внедрения гравитационно-флотационной схемы снизилась гравитационно извлекаемая часть минералов, уже выделенная в голове процесса. При испытании песковой фракции хвостов обесшламленной по классу 0,04 мм, извлечено благородных металлов от руды, %: Р1 - 1,57; Рс1-0,16и Аи-0,34.

С учетом достигнутых результатов была разработана гравитаци-онно-флотационно-гравитационная схема обогащения вкрапленных руд (рис. 3).

Комбинированная гравитационно-флотационно-гравитационная схема в сравнении с флотационной схемой позволяет более эффективно выделять минеральную форму платиноидов и уменьшает потери, предотвращая ошламование минералов благородных металлов за счет вывода последних на ранних стадиях обогащения.

Гравитационно-флотацио-гравитационная схема обогащения руды месторождения "Норильск-1"

Рис.3

ВЫВОДЫ

1. В результате проведенных исследований разработана и внедрена технология гравитационного извлечения благородных металлов из вкрапленных руд Норильска, обеспечившая значительное сокращение потерь платины, золота и палладия с отвальными хвостами.

2. Анализ проведенных ранее работ и выполненные исследования минерального состава вкрапленных медно-никелевых руд месторождений Норильска показали, что благородные металлы в значительной степени представлены собственными минеральными формами: платина -на 95%, палладий - на 20-30% (основная часть палладия изоморфно связана с пентландитом либо с пирротином) и золото - на 50-80%. Наличие собственных минеральных форм благородных металлов, особенно платины, предопределяет возможность их извлечения гравитационными методами.

3. Установлено, что существенная часть минералов благородных металлов представлена зернами размером от 20 до 500 мкм, извлекаемыми гравитационными методами. Трудно извлекаемая часть минеральной составляющей в руде и продуктах ее обогащения содержится в виде тонких шламов, а также в виде тончайшей эмульсионной вкрапленности в породных и сульфидных минералах. Наличие этой составляющей определяет уровень неизбежных потерь.

4. Показано, что потери с отвальными флотационными хвостами вкрапленных руд связаны с недостаточной флотационной активностью ряда минералов, содержащих благородные металлы, их переизмельчением и наличием ковких минералов ферроплатины и интерметаллидов.

5. Показано, что для снижения уровня потерь необходима установка гравитационных аппаратов до флотации в цикле измельчения -классификации.

6. Проведенными минералогическими исследованиями и исследованиями на обогатимость показано, что предварительная гравитация позволяет снизить потери платиновых металлов при переработке вкрапленных руд по гравитационно-флотационной схеме на, %: Р1 — 19,05; Рс1 - 8,70; Аи- 6,95.

7. Показано, что при работе по гравитационно-флотационной схеме существенную часть потерь благородных металлов с хвостами можно доизвлечь с помощью контрольной гравитации. Показатели до-извлечения после внедрения данной технологии на песковой фракции отвальных хвостов составили, % (от операции): Р1 —8,9-18,8; Рс1— 1-5,8; % (от исходной руды) :Р1- 0,82-4,29; Рс! - 0,05-0,85.

8. Экспериментально и расчетно определена величина гидратных слоев на зернах минералов, поступающих на гравитационное обогащение, и показана зависимость кажущейся плотности и коэффициентов равнопадаемости от крупности минеральных зерен.

9. Установлено, что на извлечение благородных металлов из тонких классов существенное влияние оказывает гидратированность, снижающая технологическую контрастность минералов, в особенности, в сочетании с сульфидами цветных металлов; предварительное удаление последних флотацией повышает эффективность контрольной гравитации хвостов.

10. Показано, что обесшламливание хвостов, обеспечивая снижение вязкости, способствует повышению эффективности гравитационного доизвлечения благородных металлов из хвостов.

11. Проведены лабораторные, полупромышленные и промышленные испытания, внедрение гравитационно-флотационной технологии в рудном цикле с использованием центробежных концентраторов "Нельсона", обеспечивших лучшие результаты в сравнении с другими аппаратами. Выявлен ряд технологических и эксплуатационных особенностей аппаратов "Нельсона" при использовании их на рассматриваемом рудном объекте. Впервые в России успешно в промышленных условиях апробированы конструкции "Knelson КС-CD" типоразмера 48". С учетом выявленных закономерностей осуществлено поэтапное внедрение аппаратов, что обеспечило повышение извлечения платиновых металлов на фабрике. В процессе исследования совместно с фирмой-производителем выработана оптимальная схема эксплуатации и управления процессом концентрирования.

12. Расчет по формулам водного баланса позволил увязать производительность аппарата, плотность слива классификатора, количество технологической воды с заданной плотностью питания флотации. В результате снижен расход технологической вода на концентраторе Нельсона путем замены концентрирующего конуса G-4 на водосберегающую модификацию G-5 без уменьшения уровня извлечения.

13. Проведены испытания гравитационно-флотационной технологии обогащения вкрапленных руд Талнахского месторождения и отдельных разновидностей медистых руд, показавшие возможность увеличения извлечения благородных металлов на 2-5%; для руд малосульфидного горизонта месторождения "Норильск-1" прирост извлечения составил, %: Р1 - 12,62; Рс1 - 2,64; Аи - 12,72; ЕПМ- 5,46.

14. Показано, что гравитационная доводка первичного концентрата позволяет получить богатый продукт, перерабатываемый по короткой схеме, исключающей потери благородных металлов со шлаками.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Захаров Б.А., Малинский Р.А., Манцевич М.И. Влияние гидратации на гравитационную контрастность при разделении тонких частиц минералов. // Цветные металлы. - 2004. - № 1. - С. 10-13.

2. Благодатин Ю.В., Яценко А.А., Салайкин Ю.А., Захаров Б.А., Погосянц Г. Р. Развитие технологии гравитационного обогащения на Норильском комбминате. // Цветные металлы. - 1998. - № 10-11. -С. 29-31.

3. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Кайтмазов Н.Г., Чегодаев В.Д., Иванов В.А. Внедрение новых высокоэффективных процессов извлечения благородных металлов из руд и техногенного сырья на АО "Норильский комбинат". - Тез. докл. I Сибирский симпозиум "Золото Сибири". - 1999. - С. 51-52.

4. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д., Иванов В.А. Развитие и перспективы технологии гравитационного обогащения на АО "Норильский комбинат". - Тез. докл. II Конгресса обогатителей стран СНГ.-1999.-С. 20.

5. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д. Разработка схемы доводки первичных гравиоконцентратов, полученных при переработке вкрапленных руд на Норильской ОФ. - Тез. докл. IV Конгресса обогатителей стран СНГ. - 2003. - С. 130-131.

6. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Иванов В.А., Яценко А.А., Алексеева Л. И. Расширение сырьевой базы платиновых металлов в ОАО "Норильская горная компания". - Тез. докл. III Конгресса обогатителей стран СНГ. - 2001. - С. 189.

7. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Иванов В.А. Расширение сырьевой базы в ОАО "Норильская горная компания". - Тез. докл. XVII Межд. Черняевского совещ. по химии, анализу и технологии платиновых металлов. - 2001. - С. 209.

8. Благодатин Ю.В., Яценко А.А., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д., Алексеева Л.И. Вовлечение в переработку новых сырьевых источников цветных и благородных металлов. // Цветные металлы. - 2003. - № 8-9. -С. 24-31.

9. Кайтмазов Н.Г., Яценко А.А., Алексеева Л.И., Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Исмагилов Р.И., Салайкин Ю.А. Перестройка технологии обогащения на Норильской ОФ с изменением состава исходного сырья, раздельной переработкой вкрапленных и медистых руд, вовлечением техногенных источников. - Тез. докл. III Конгресса обогатителей стран СНГ. - 2001. - С. 139.

10. Яценко А.А., Алексеева Л.И., Салайкин Ю.А., Захаров Б.А., Погосянц Г.Р. Совершенствование технологии обогащения вкрапленных сульфидных медно-никелевых платиносодержащих руд. // Цветные металлы. - 1999. - № 2.- С. 11-13.

11. Яценко А.А., Алексеева Л.И., Захаров Б.А., Исмагилов Р.И., Салайкин Ю.А. Создание новых технологий обогащения на Норильской обогатительной фабрике // Цветные металлы. - 2001. - № 6. - С. 35-38.

12. Алексеева Л.И., Яценко А.А., Баскаев П.М., Захаров Б.А., Ис-магилов Р.И. Комбинированные методы и новые реагенты при перера-

ботке вкрапленных руд - основа увеличения извлечения цветных и благородных металлов // Основные направления развития обогащения сульфидных руд в XXI веке. - Тез. докл. Межд. науч.-техн. конф. - Норильск, 2000. - С. 29.

13. Комарова М.З., Захаров Б.А., Козырев СМ., Благодатин Ю.В., Лялинов Д.В., Лежнин А.А. Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья. Геология и разведка месторождений и техногенных образований (материалы Межд. науч.-техн. конф. - Екатеринбург, 18-21 июня 2003 г. - Екатеринбург, 2003. - С. 130.

14. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Яценко А.А., Алексеева Л.И. Разработка и внедрение технологий, направленных на увеличение выпуска платиновых металлов в ОАО "ГМК "Норильский никель". - Тез. докл. Межд. совещ. "Научные основы и прогрессивные технологии переработки труднообогатимых руд и техногенного сырья благородных металлов". - 2001. - С. 110.

Типография "П-Центр", заказ №7, тираж 100 экз.

« 6 3 5 6

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Захаров, Борис Алексеевич

ВВЕДЕНИЕ.

1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ И РАЗВИТИЕ ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД.

1.1. Формы нахождения благородных металлов в медно-никелевых рудах и продуктах обогатительного цикла.

1.2. Технологические свойства благородных металлов и их поведение в процессе обогащения.

1.3. Пути повышения извлечения благородных металлов при переработке полиминерального сырья.

2. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСОБЕННОСТЕЙ ТОНКОДИСПЕРСНОГО ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ.

2.1. Влияние гидратации на контрастность гравитационного разделения тонких частиц минералов.

2.2. Анализ уравнения равнопадаемости с учетом гидратных слоев для тонко дисперсной суспензии.

3. АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСОБЕННОСТЕЙ ЦЕНТРОБЕЖНОЙ СЕПАРАЦИИ ТОНКОДИСПЕРСНЫХ МИНЕРАЛЬНЫХ ЧАСТИЦ

3.1. Технологические особенности центробежной концентрации.

3.2. Оценка влияния вязкости пульпы на процесс сепарации.

3.3. Оценка влияния продолжительности цикла концентрации на результаты обогащения."

4. ИСПЫТАНИЯ ГРАВИТАЦИОННЫХ АППАРАТОВ И РАЗРАБОТКА ГРАВИТАЦИОННО-ФЛОТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ ВКРАПЛЕННЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД.

4.1. Испытания гравитационных аппаратов и оценка их эффективности

4.2. Исследование извлечения благородных металлов из хвостов обогащения вкрапленных руд и промышленные испытания центробежных концентраторов.

4.3. Исследование эффективности гравитационного извлечения благородных металлов в цикле рудоподготовки.

4.4. Разработка технологической схемы доводки первичных гравио-концентратов. <

5. ИСПЫТАНИЯ ГРАВИТАЦИОННО-ФЛОТАЦИОННОИ ТЕХНОЛОГИИ

ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ РАЗЛИЧНЫХ ТИПОВ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ

РУД ТЕКУЩЕЙ И ПЕРСПЕКТИВНОЙ ДОБЫЧИ.

5.1. Исследования на вкрапленных и "медистых" рудах месторождений Талнаха.

5.2. Исследования на малосульфидных рудах месторождения "Норильск-1".

6. ВНЕДРЕНИЕ КОМБИНИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ

ВКРАПЛЕННЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, ВКЛЮЧАЮЩЕЙ

ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦЕННЫХ КОМПОНЕНТОВ И ФЛОТАЦИЮ.

6.1. Модернизация аппаратов Нельсона (КН-48") с целью обеспечения водного баланса комбинированной технологии.

6.2. Исследования по доизвлечению благородных металлов из отвальных хвостов гравитационно-флотационной технологии.

6.3. Внедрение технологии гравитационного обогащения на Норильской обогатительной фабрике.

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района"

До недавнего времени при переработке медно-никелевых руд норильских месторождений платиновые металлы (ПМ) рассматривались как сопутствующие. Выход компании "ГМК "Норильский никель" на мировой рынок продаж цветных и благородных металлов, подразумевающий жесткие условия конкурентной борьбы, потребовал разработки новых технологических решений, позволяющих значительно повысить извлечение платиновых металлов из руд и тем самым поднять рентабельность горно-обогатительного производства. Необходимость этого вызвана устойчивым, постоянно растущим спросом на платиновые металлы и увеличением доли этих металлов в товарной продукции комбината. Во избежание жесткой зависимости выпуска платиновых металлов от спроса на рынке цветных металлов необходимо создание коротких схем их производства, не связанных металлургией меди и никеля. Выбор технологических схем и оборудования требует глубокого минералогического изучения и всестороннего исследования руд на обогати-мость.

По промышленной классификации руды норильских месторождений квалифицированы как сульфидные медно-никелевые с попутной платиновой минерализацией. В современной производственной и рыночной конъюнктуре необходимо и оправдано подразделение руд на два промышленных класса:

- сульфидные медно-никелевые с попутными благородными и редкими металлами, в которые входят все разновидности богатых и медистых руд;

- платиновые руды с попутными цветными и редкими металлами, охватывающие вкрапленные и другие типы труднообогатимых и малосульфидных платиносодержащих руд.

Принципиальное отличие концентратов, получаемых при обогащении платиновых руд, заключается в том, что, имея содержание суммы платиновых металлов равные или близкие их содержанию в сульфидных медно-никелевых рудах, концентраты платиновых руд содержат существенно более высокие концентрации платиновых металлов, что делает перспективной их переработку, минуя традиционное металлургическое производство, исключив, таким образом, значительные потери со шлаками.

Платиновые руды слагают тела, пространственно обособленные, что позволяет регулировать качество сырья и управлять объемами их добычи и переработки. Во вкрапленных рудах сосредоточено 66% запасов всех платиноидов и до 50% запасов меди и никеля /1,2/.

Обогащение вкрапленных руд по технологии, принятой для сульфидных руд, с попутным извлечением платиновых металлов, сопровождается выводом больших объемов отвальных хвостов, с которыми в силу объективных плотностных и флотационных характеристик платиносодержащих фаз теряется 30-35% благородных металлов.

В начальный период отработки месторождений вкрапленных руд сведений о состоянии и доле минеральной составляющей платиновых металлов в рудах было недостаточно. Попытки применить гравитационное обогащение в цикле измельчения с использованием отсадочных машин и винтовых сепараторов не привели к положительному результату ввиду невозможности извлечения на данных аппаратах платины менее 250 мкм. Работы по совершенствованию технологии проводились с использованием флотации. Гравитационные методы считали перспективными для доизвлечения благородных металлов из отвальных хвостов.

Развитие новых инструментальных методов минералогических исследований, а также появление новых видов обогатительного оборудования позволило подойти к углубленному изучению проблемы извлечения благородных металлов.

Настоящая работа посвящена изысканию возможности увеличения извлечения платиновых металлов при переработке вкрапленных медно-никелевых руд с использованием последних достижений теории и практики гравитационного обогащения драгметального сырья.

Актуальность работы определяется постоянно растущим спросом и ростом стоимости благородных металлов, а также возможностью решить проблему увеличения их производства на комбинате за счет повышения показателей обогащения вкрапленных медно-никелевых руд. Важность работ, направленных на повышение технико-экономических показателей переработки вкрапленных руд, в связи с низкими содержаниями в них цветных металлов, в значительной мере определяется извлечением из них благородных. Кроме того, по мере отработки богатых руд, вкрапленные могут стать рудным сырьем, определяющим перспективы развития Норильского промышленного района.

Цель работы: исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд на Норильской обогатительной фабрике.

Для достижения поставленной цели:

- определены формы нахождения благородных металлов в медно-никелевых рудах и продуктах обогащения;

- изучено поведение минералов, содержащих благородные металлы, в. процессах рудоподготовки и флотации;

- исследована эффективность гравитационных методов извлечения блаI городных металлов из продуктов измельчения, классификации и отвальных хвостов;

- исследованы технологические особенности центробежной сепарации тонкодисперсных продуктов обогащения;

- исследовано влияние гидратации на контрастность гравитационного разделения тонкодисперсных минеральных частиц;

- усовершенствована конструкция центробежного сепаратора, обеспечившая сквозной водный баланс в циклах гравитационного обогащения и флотации;

- теоретически обоснована и практически осуществлена технология извлечения тонкодисперсных частиц минералов благородных металлов из пульп, путем раздельного их выделения после классификации на песковую и шламовую составляющие и обесшламливания по классу -5 мкм;

- предложены и внедрены новые комбинированные технологические схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд, основанные на совмещении методов гравитационного обогащения и флотации.

Работа выполнена на основе анализа отечественных и зарубежных методов обогащения руд цветных металлов.

Для осуществления поставленной цели использован комплекс современных экспериментальных методов исследования. Минералого-технологи-ческую оценку перерабатываемого сырья проводили с использованием микроспектрального микроскопа Cam-Scan-4 с системой Link JSJS 2000; использовали микроскоп Axiplan и метод анализа изображений Magiscan G.M. Для выделения минералов, содержащих благородные металлы в тонких классах, применяли концентрационные столы, трубчатые и винтовые сепараторы, концентраторы Нельсона размером от 3" до 48". При исследовании обогати-мости использовали ситовой и шламовый анализы, вискозиметрию, лабораторные флотационные установки, а также различные измерительные устройства и вычислительную технику.

Научное значение выполненных исследований состоит в следующем:

- уточнены формы нахождения благородных металлов во вкрапленных медно-никелевых рудах и продуктах их обогащения;

- установлено, что основные потери благородных металлов связаны с их концентрацией в циркулирующих продуктах циклов измельчения и классификации, переизмельчением и низкой флотируемостью основных минералов благородных металлов;

- установлено, что основная доля потерь благородных металлов приходится на тонкие классы, а также на относительно крупные зерна нефлотационной крупности;

- показано, что гравитационное извлечение благородных металлов происходит наиболее полно при его использовании в цикле рудооподготовки, где извлекаются труднофлотируемые фракции минералов;

- установлено, что сочетание гравитации в начальной стадии обогащения с последующей флотацией позволяет существенно повысить извлечение крупных зерен и зерен минералов благородных металлов флотационной крупности;

- установлено, что на извлечение тонких частиц благородных металлов существенное влияние оказывает гидратация, снижающая их фактическую плотность, что затрудняет отделение тонких фракций благородных металлов от сульфидов цветных металлов, поэтому необходимо предварительное удаление последних флотацией, то есть гравитационно-флотационная схема должна быть дополнена контрольным гравитационным извлечением благородных металлов из хвостов флотации;

- показана эффективность доизвлечения благородных металлов из хвостов гравитационно-флотационной схемы, причем хвосты должны быть классифицированы на песковую и шламовую составляющие;

- установлено, что лучшие показатели обогащения достигаются на центробежных концентратах Нельсона (КН), на основе которых разработана гра-витационно-флотационно-гравитационная технология обогащения вкрапленных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-1".

Практическая значимость работы заключается в том, что на основе исследований разработана и на Норильской обогатительной фабрике вместо флотационной внедрена технология гравитационно-флотационно-гравита-ционного обогащения вкрапленных медно-никелевых руд месторождения "Норильск-!", позволившая увеличить извлечение благородных металлов на

16%, сократив потери с хвостами на 0,9 г/т. Достижение полученных результатов базируется на применении центробежной сепарации на концентраторах "Нельсона". Перечистка гравиоконцентрата открывает возможность извлечения благородных металлов из богатого перечищенного продукта минуя цикл металлургического производства, в котором потери благородных металлов достигают 5-7%. При непосредственной переработке эти потери сокращаются до 0,5%.

Разработанная технология позволяет с более высокими технологическими показателями перерабатывать вкрапленные и "медистые" руды Талнах-ских месторождений и малосульфидные руды Норильска.

Полученные в работе результаты явились основой для разработки технологической схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд при проектируемом расширении объемов их переработки.

В работе обобщены результаты, полученные при непосредственном участии автора на стадии исследований, лабораторных, полупромышленных и промышленных испытаний, а также при внедрении выполненных разработок на Норильской обогатительной фабрике (НОФ) Производственного объединения обогатительных фабрик (ПООФ) Заполярного филиала (ЗФ) ОАО "Горно-металлургической компании "Норильский никель".

Внедрение на НОФ разработанной технологии позволило существенно повысить эффективность обогатительного производства.

Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Захаров, Борис Алексеевич

ВЫВОДЫ

1. В результате проведенных исследований разработана и внедрена технология гравитационного извлечения благородных металлов из вкрапленных руд Норильска, обеспечившая значительное сокращение потерь платины, золота и палладия с отвальными хвостами.

2. Анализ проведенных ранее работ и выполненные исследования минерального состава вкрапленных медно-никелевых руд месторождений Норильска показали, что благородные металлы в значительной степени представлены собственными минеральными формами: платина - на 95%, палладий - на 20-30% (основная часть палладия изоморфно связана с пентланди-том либо с пирротином) и золото - на 50-80%. Наличие собственных минеральных форм благородных металлов, особенно платины, предопределяет возможность их извлечения гравитационными методами.

3. Установлено, что существенная часть минералов благородных, металлов представлена зернами размером от 20 до 500 мкм, извлекаемыми гравитационными методами. Трудно извлекаемая часть минеральной составляющей в руде и продуктах ее обогащения содержится в виде тонких шламов, а также в виде тончайшей эмульсионной вкрапленности в породных и сульфидных минералах. Наличие этой составляющей определяет уровень неизбежных потерь.

4. Показано, что потери с отвальными флотационными хвостами вкрапленных руд связаны с недостаточной флотационной активностью ряда минералов, содержащих благородные металлы, их переизмельчением и наличием ковких минералов ферроплатины и интерметаллидов.

5. Показано, что для снижения уровня потерь необходима установка гравитационных аппаратов до флотации в цикле измельчения - классификации.

6. Проведенными минералогическими исследованиями и исследованиями на обогатимость показано, что предварительная гравитация позволяет снизить потери платиновых металлов при переработке вкрапленных руд по гравитационно-флотационной схеме на, %: Pt - 19,05; Pd - 8,70; Au - 6,95.

7. Показано, что при работе по гравитационно-флотационной схеме существенную часть потерь минералов благородных металлов с хвостами можно доизвлечь с помощью контрольной гравитации. Показатели доизвлечения после внедрения данной технологии на песковой фракции отвальных хвостов составили, % (от операции): Pt - 8,9-18,8; Pd - 1-5,8; % (от исходной руды): Pt - 0,82-4,29; Pd - 0,05-0,85.

8. Экспериментально и расчетно определена величина гидратных слоев на зернах минералов, поступающих на гравитационное обогащение и показана зависимость кажущейся плотности и коэффициентов равнопадаемости от крупности минеральных зерен.

9. Установлено, что на извлечение благородных металлов из. тонких классов существенное влияние оказывает гидратированность, снижающая гравитационную контрастность минералов, в особенности, в сочетании с сульфидами цветных металлов; предварительное удаление последних флотацией повышает эффективность контрольной гравитации хвостов.

10. Показано, что тонкое обесшламливание хвостов, обеспечивая снижение вязкости, способствует повышению эффективности гравитационного доизвлечения благородных металлов из хвостов.

11. Проведены лабораторные, полупромышленные и промышленные испытания, внедрение гравитационно-флотационной технологии в рудном цикле с использованием центробежных концентраторов "Нельсона", обеспечивших лучшие результаты в сравнении с другими аппаратами. Выявлен ряд технологических и эксплуатационных особенностей аппаратов "Нельсона" при использовании их на рассматриваемом рудном объекте. Впервые в России успешно в промышленных условиях апробированы концентраторы

Knelson KC-CD" типоразмера 48". С учетом выявленных закономерностей осуществлено поэтапное внедрение аппаратов, что обеспечило повышение извлечения платиновых металлов на фабрике. В процессе исследования совместно с фирмой-производителем выработана оптимальная схема эксплуатации и управления процессом концентрирования.

12. Расчет по формулам водного баланса позволил увязать производительность аппарата, плотность слива классификатора, количество технологической воды с заданной плотностью питания флотации. В результате снижен расход технологической воды на концентраторе Нельсона путем замены концентрирующего конуса G-4 на водосберегающую модификацию G-5 без уменьшения уровня извлечения.

13. Проведены испытания гравитационно-флотационной технологии обогащения вкрапленных руд Талнахского месторождения и отдельных разновидностей медистых руд, показавшие возможность увеличения извлечения благородных металлов на 2-5%; для руд малосульфидного горизонта1 месторождения "Норильск-1" прирост извлечения составил, %: Pt - 12,62; Pd - 2,64; Au - 12,72; £ ПМ - 5,46.

14. Показано, что гравитационная доводка первичного концентрата позволяет получить богатый продукт, перерабатываемый по схеме, исключающей потери благородных металлов со шлаками.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Захаров, Борис Алексеевич, Москва

1. Генкин А.Д., Дистлер В.В. Сульфидные медно-никелевые руды норильских месторождений. М.: Наука, 1981. - 236 с.

2. Валетов А.В., Бадтиев Б.П., Рябинкин В.А., Олешкевич О.И. Современное состояние минерально-сырьевой базы ОАО "Норильская горная компания". // Цветные металлы. 2000. - № 6. - С. 10-14.

3. Евстигнеева Т.Л. Минералогия и кристаллохимия элементов платиновой группы в медно-никелевых сульфидных рудах: Автореф. дис. канд. гео-лог.-минер. наук. -М., 1980. 28 с.

4. Генкин А.Д. Минералы платиновых металлов и их ассоциации в медно-никелевых рудах Норильского месторождения. М.: Наука, 1968. — 108 с.

5. Юшко-Захарова О.Е., Быков В.П., Кулагов Э.А. и др. Изоморфизм платиновых металлов // Геохимия. 1970. - № 10. - С. 1155-1164.

6. Разин Л.В. Технологические аспекты изучения форм нахождения благородных металлов в сульфидных рудах комплексных месторождений норильского типа. Докладная записка. Магадан: Дальневосточный науч. центр АН СССР. - 1978. - 24 с.

7. Разин Л.В., Юркина К.О. О составе золотой минерализации Норильского месторождения // Геол. рудн. месторождений. 1971. - № 1. - С. 3-7.

8. Разин Л.В., Бегизов В.Д. Золото-серебряная минерализация Талнах-ского и Октябрьского месторождений // Геол. рудн. месторождений. 1971. -№6.-С. 3-58.

9. Генкин А.Д. Парагенетические ассоциации минералов платиновой группы в рудах Норильского месторождения // Topical Report of LAGOD, Leipzig. VEB Deutcher Verlag Grandstoffmdustrie, 1970. - C. 69-81.

10. Гомонова А.И. Формы нахождения платиновых металлов и золота в перерабатываемых сплошных рудах Талнахского месторождения и в продуктах их обогащения: Автореф. дис. канд. геолог.-минер. наук. Томск, 1973. -24 с.

11. Дистлер В.В., Малевский А.Д., Лапутина И.П. Распределение платиноидов между пирротином и пентландитом при кристаллизации сульфидного расплава // Геохимия. 1977. - № 11. - С. 1646-1658.

12. Платиноиды рудных месторождений. Теоретический и прикладной аспект / Вестник АН СССР. 1986. - № 8. - С. 21-30.

13. Дистлер В.В., Гроховская Т.Д., Евстигнеева T.JI. Петрология сульфидного магматического рудообразования. М.: Наука, 1988. - 232 с.

14. Хоменко Г.А. Химико-аналитические исследования платиновых металлов и золота в платиноносных рудах: Автореф. дис. канд. хим. наук. М., 1974.-30 с.

15. Калмыков А.А. Поведение платиноидов при обогащении норильских руд и пути повышения извлечения // Бюлл. техн. информации. 1958. - № 2-З.-С. 12-17.

16. Юшко О.А., Юшко-Захарова О.Е., Лебедева О.И. Диагностические свойства рудных минералов. М.: Недра, 1975. - 286 с.

17. Синицын Н.М., Борисов В.В., Годжиев С.Е., Федоров В.Н. Платиновые металлы в процессах переработки пирротиновых концентратов. — М.: ЦНИИцветметэкон. и информ., 1982. 54 с.

18. Певзнер В.М. Извлечение благородных металлов в процессе измельчения // Цветные металлы. 1979. - № 10. - С. 109-111.

19. Геоня Н.И. Повышение извлечения благородных металлов из медно-никелевых руд: Дис. канд. техн. наук. Свердловск, 1985. - 191 с.

20. Геоня Н.И., Перепечин В.И., Рыбас В.В., Камагина JI.A. Поведение золота в процессах измельчения руд // Цветные металлы. 1978. - № 9. -С. 105-106.

21. Кисляков Л.Д., Беловод Р.Н., Нагирняк Ф.И. Опыт флотации медно-цинковых руд на Красноуральской фабрике. М.: ЦНИИцветметэкон. и ин-форм., 1960.-86 с.

22. Лодейщиков В.В., Стахеев И.С., Василкова Н.А. и др. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973. -288 с.

23. Геоня Н.И., Кулагов Э.А., Михин В.А., Ревин В.П., Перепечин В.И. Распределение основных форм благородных металлов по продуктам обогащения медно-никелевых руд // Цветные металлы. 1982. - № 2. - С. 95-97.

24. Hodges G.H., Clifford R.K. Recovering and Palladium at Stillwater // J of Metals. 1988. - N 6. - P. 32-35.

25. Богданович A.B., Петров C.B., Шумская E.H. Особенности поведения частиц самородного золота в цикле измельчения // Обогащение руд. 2000. -№ 2. - С. 20-23.

26. Богданович А.В., Базилевский A.M., Петров С.В. Особенности гравитационного извлечения золота из руд // Обогащение руд. 1997. - № 2. -С. 37-38.

27. Меретуков М.А., Стрижко JI.O. Современное состояние производства золота за рубежом. М.: ЦНИИцветметэкон. и информ., 1985. - 60 с.

28. Зиновьев Д.З., Некрасов Б.Д. Извлечение золота гравитационными методами в цикле измельчения золотосодержащей медной руды // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. 1976. - № 6. - С. 3-7.

29. Platinum mining heads into round of expansions // Eng. And Minig. J. -1972. -V. 173.-N 11.-P. 178-180.

30. Романченко A.A., Жиряков A.C., Колычев П.И. Извлечение золота из продуктов обогащения полиметаллических руд // Горный журнал. 1998. -№5.-С. 68-71.

31. Алгебраистова Н.К., Алексеева Е.А. Изучение возможности обогащения сырья Красноярского края на винтовом шлюзе // Тез. докл. IV Конгресса обогатителей стран СНГ. М., 19-21 марта 2001 г. - М.: ПКЦ "Аль-текс", 2003.-С. 33-34.

32. Табакопуло Н.П., Седченко З.И., Стецкая С.А. Повышение извлечения металлов и улучшение комплексности использования полиметаллических руд на обогатительных фабриках Алтая. М.: ЦНИИцветметэкон. и информ., 1973.-36 с.

33. Савари Е.А., Клеменко И.Г., Шапиро А.П. и др. Пути повышения извлечения благородных металлов из полиметаллических руд // Обогащение руд и песков благородных металлов. Науч. тр. ЦНИГРИ. М.: Наука, 1971. — С. 63-70.

34. Лопатин А.Г., Никулин А.И., Артемьев И.В. и др. Опыт промышленной эксплуатации коротконусных гидроциклонов для извлечения свободного золота // Цветные металлы. 1977. - № 7. - С. 74-77.

35. Яшин А.Б., Гулько Ф.Я., Аникин М.Ф. и др. Практика применения винтовых сепараторов и шлюзов при обогащении редкометальных песков // Цветные металлы. 1978. - № 4. - G. 86-87.

36. Бочаров В.А., Чантурия Е.Л., Башлыкова Т.В., Лапшина Г.А. Гравитационно-флотационная технология обогащения золотосодержащей руды коры выветривания // Цветные металлы. 1998. - № 5. - С. 21-25.

37. Романчук А.И., Никулин А.И., Жарков В.В., Коблов В.В. Новый концентратор для извлечения золота из природного и техногенного сырья.// Обогащение руд. 2001. - № 6. - С. 27-30.

38. Парий А.С., Зубынин Ю.Л. Новое оборудование для доводки черновых концентратов // Горный журнал. 1998. - № 5. - С. 84-87.

39. Верхотуров М.В., Дудко И.С., Кисляков В.Е., Хмелев Н.Б. О некоторых закономерностях гравитационного обогащения золота // Цветные металы.-2000.-№8.-С. 12-15.

40. Берт P.O. Технология гравитационного обогащения. М.: Недра, 1990.-576 с.

41. Благодатин Ю.В., Яценко А.А., Салайкин Ю.А., Захаров Б.А., Пого-сянц Г.Р. Развитие технологии гравитационного обогащения на Норильском комбминате. // Цветные металлы. 1998. - № 10-11. - С. 29-31.

42. Благодатны Ю.В., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д., Иванов В.А. Развитие и перспективы технологии гравитационного обогащения на АО "Норильский комбинат". Тез. докл. II Конгресса обогатителей стран СНГ. - 1999. - С. 20.

43. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А., Каневский А.А. Переработка отвальных хвостов фабрик и нетрадиционного сырья с применением эффективных обогатительных процессов. М., 1998. - 28-87 с.

44. Laplante A.R., Huang L., Harris G.B. Defining overload conditions for 7.6-cm Knelson concentrator by use of synthetic feeds // Trans. Inst. Min. Metall. -1996.-N 5-8.

45. Чан В. Предложение компании "Carpco" комбинирование различных методов физической сепарации при переработке минерального сырья / Обогащение руд. // Цветные металлы. - 2001. - № 6. Специальный выпуск. -С. 40-42.

46. Митин JI.A., Зиновьев В.А., Агафонова Т.А. Центробежная отсадочная машина ЦОМ-1 // Горный журнал. 1997. - № 2. - С. 43-45.

47. Компания СЕТСО Новое оборудование на рынке стран СНГ для гравитационного обогащения руд и песков // Тез. докл. IV Конгресса обогатителей стран СНПО М., 19-21 марта 2001 г. - М.% ПКЦ "Альекс". - 2003. -С. 134-136.

48. Замятин О.В., Манбков В.М. Современные технологии обогащения золотосодержащих песков россыпных месторождений // Горный журнал. -2001.-№5. с. 45-48.

49. Потемкин А.А. Компания "Knelson Concentrator" мировой лидер в производстве центробежных сепараторов // Горный журнал. - 1998. - № 5. -С. 77-84.

50. Богданович А.В. Разделение минеральных частиц в центробежных полях обогатительная технология будущего // Горный журнал № 4. - Обогащение руд, № 2. -1997. - № 5. - С. 24-26.

51. Федотов К.В., Леонов С.Б., Сенченко А.Е. Практика извлечения труднообогатимого золота из россыпных месторождений // Горный журнал. -1998.-№5. -С. 77-84.

52. Асончик К.М., Аксенова Г.Я. Исследования по извлечению свободного золота на Алмалыкском ГМК с применением концентратора Kntelson // Обогащение руд. 1998. - № 1. - С. 8-9.

53. Царьков В.А. Зарубежные аппараты для центробежного гравитационного обогащения // Горный журнал. 1999. - № 3. - С. 76-80.

54. Базилевский A.M., Асончик К.М. Обогащение продуктов флотационных фабрик в центробежных гравитационных концентраторах // Обогащение руд. 2001. - № 6. - С. 3-5.

55. Богданович А.В., Петров С.В. Сравнительные испытания центробежных концентраторов различных типов // Обогащение руд. 2001. - № 3. — С. 38-41.

56. Маньков В.М., Тарасова Т.Б. Применение центробежно-гравитационного метода для извлечения мелкого золота из россыпей // Обогащение руд. 1999. - № 6. - С. 3-8.

57. Кравцов Е.Д. Новый тип центробежных концентраторов // Обогащение руд. 2001. - № з. с. 31-33.

58. Орлов Ю.А., Афанасенко С.И., Лазариди А.Н. Рациональное использование центробежных концентраторов при обогащении золоторудного сырья // Горный журнал. 1997. - № 11. - С. 57-60.

59. Орлов Ю.А., Афанасенко С.И., Лазариди А.Н. Доводка гравитационных золотосодержащих концентратов с применением центробежных концентраторов "ИТОМАК" // Горный журнал. 2000. - № 5. - С. 48-51.

60. Лопатин А.Г. Центробежное обогащение руд и песков. М.: Недра, 1987.-404 с.

61. Якубайлик Э.К., Рыбас В.В., Звегинцев А.Г., Благодатин Ю.В. Физико-технологические проблемы разработки полезных ископаемых. Сер. Физ и хим. основы обогащения. 1993. - № 1. - С. 89-96.

62. Якубайлик Э.К., Рыбас В.В., Звегинцев А.Г., Благодатин Ю.В. Использование магнитной сепарации для доизвлечения цветных и благородных металлов из хвостов вкрапленных медно-никелевых руд. Красноярск: Ин-т физики СО РАН, 1992. - 36 с.

63. БЭС "Химия". М., 1998. - 131 с.

64. Дерягин Б.В. Сольватационные слои как особые граничные фазы // Тр. Всес. конф. по колл. химии АН УССР. Киев. - 1952. - С. 1-5.

65. Дерягин Б.В., Духин С.С. Теория движения минеральных частиц вблизи всплывающего пузырька // Изв. АН СССР. Мет. и топл. 1959. - № 1. -83 с.

66. Захаров Б.А., Малинский Р.А., Манцевич М.И. Влияние гидратации на гравитационную контрастность при разделении тонких частиц минералов. // Цветные металлы. 2004. - № 1. - С. 10-13.

67. Фролов Ю.Г. Курс коллоидной химии. Поверхностные явления и дисперсионные системы. М.: Химия. - 1982. - С. 370-374.

68. Годэн A.M. Основы обогащения полезных ископаемых. М.: Метал-лургиздат. - 1946. - 194 с.

69. Шохин В.Н., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогащения. -М.: Недра, 1993.-58 с.

70. Богданович А.В. Разделение минеральных частиц в центробежных полях // Горный журнал. 1997. - № 2. - С. 24-26.

71. Федоров К.В., Казаков В.Д., Сенченко А.Е. Отдельные закономерности динамики твердых частиц в центробежных сепараторах // Минеральные ресурсы России. ЭНУ, сентябрь 2003, С. 85-88.

72. Козырев С.М., Комарова М.З., Олешкевич И.И., Емелина Л.Н. Формы нахождения минералов благородных металлов в медно-никелевых рудах. // Цветные металлы. 2000. - № 6. - С. 14-18.

73. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д. Разработка схемы доводки первичных гравиоконцентратов, полученных при переработке вкрапленных руд на Норильской ОФ. Тез. докл. IV Конгресса обогатителей стран СНГ.-2003.-С. 130-131.

74. Справочник по обогащению руд. Том второй. М., 1974. - 446 с.

75. Благодатин Ю.В., Яценко А.А., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д., Алексеева Л.И. Вовлечение в переработку новых сырьевых источников цветных и благородных металлов. // Цветные металлы. 2003. - № 8-9. - С. 24-31

76. Благодатны Ю.В., Захаров Б.А., Иванов В.А., Яценко А.А., Алексеева Л.И. Расширение сырьевой базы платиновых металлов в ОАО "Норильская горная компания". Тез. докл. III Конгресса обогатителей стран СНГ. - 2001. -С. 189.

77. Яценко А.А., Алексеева Л.И., Салайкин Ю.А., Захаров Б.А., Пого-сянц Г.Р. Совершенствование технологии обогащения вкрапленных сульфидных медно-никелевых платиносодержащих руд. // Цветные металлы. -1999.-№2.- С. 11-13.

78. Яценко А.А., Алексеева Л.И., Захаров Б.А., Исмагилов Р.И., Салайкин Ю.А. Создание новых технологий обогащения на Норильской обогатительной фабрике // Цветные металлы. 2001. - № б. - с. 35-38.

79. Кузина З.П., Анциферова С.А., Самойлов В.Г. и др. Разработка комбинированной схемы обогащения упорных золотосодержащих руд // Цветные металлы. 2000. - № 8. - С. 17-18.

80. Благодатин Ю.В., Захаров Б.А., Иванов В.А. Расширение сырьевой базы в ОАО "Норильская горная компания". Тез. докл. XVII Межд. Черня-евского совещ. по химии, анализу и технологии платиновых металлов. -2001.-С. 209.

81. Богданович А.В., Зарогатский Л.П., Коровников А.Н. Современное оборудование и технологии высокоэффективного извлечения тонкозернистого золота из россыпных, рудных и техногенных видов сырья // Обогащение руд.- 1999.-№4.-С. 7-9.

82. Устинов B.C., Снурников А.П., Ревнивцев В.И. Основные направления комплексной переработки руд цветных металлов на обогатительных, фабриках // Цветные металлы. 1979. - № 4. - С. 21-29.

83. Федотов К.В., Романченко А.А., Сенченко А.Е. Попутное извлечение благородных металлов на полиметаллических обогатительных фабриках / Тез. докл. II Конгресса обогатителей стран СНГ, М., 16-18 марта 1999 г. — М;: ПКЦ "Альтекс". 1999. - С. 116-117.

84. Бескровная В.П., Коган Д.И., Панченко Г.М. и др. Усовершенствованные технологические схемы для переработки золотосодержащих руд // Горный журнал. 2001. - № 5. - С. 66-68.

85. Дементьева Н.А., Коган Д.И., Панченко А.Ф. и др. Комбинированная технология переработки золотосодержащих руд // Горный журнал. 2001. -№ 5.-С. 62-65.

86. Тарасов А.В., Бочаров В.А. Комбинированные технологии цветной металлургии. М.: Металлургия. - 2001. - 304 с.

87. Блатов И.А. Обогащение медно-никелевых руд. М.: ГУЛ Издательский дом "Руда и металлы". - 1998. - 218 с.

88. Грейвер Т.Н., Петров Г.В. Перспективы развития производства платиновых металлов. Новые подходы к источникам сырья и технологии переработки // Цветная металлургия. 1999. - № 8-9. - С. 1-10.

89. Грейвер Т.Н., Петров Г.В., Смирнов М.Ю. К вовлечению в переработку платиносодержащих малосульфидных руд // Цветная металлургия. -2000.-№7.-с. 1-5.