CC BY
52
DOI: 10.25702/KSC.2307-5228.2019.11.2.83-94 УДК 549.3:6:27:622.764:755:765
РАЗРАБОТКА РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩЕЙ
ГРАВИТАЦИОННО-ФЛОТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ ТОНКОДИСПЕРСНЫХ МАЛОСУЛЬФИДНЫХ РУД КОЛЬСКОГО ПОЛУОСТРОВА
В. В. Марчевская, Т. Н. Мухина
ФГБУН Горный институт КНЦ РАН, Апатиты
Аннотация
Месторождения малосульфидных платинометалльных руд Федорово-Панского интрузивного комплекса относятся к крупным месторождениям металлов платиновой группы. Ввод их в эксплуатацию совместно с более мелкими малосульфидными объектами Мончегорского рудного района позволит обеспечить около 20 % от общероссийской добычи платиновых металлов. Приведены результаты исследований, направленных на обоснование и разработку рациональной технологии обогащения тонкодисперсных малосульфидных платиносодержащих руд Кольского п-ова, обеспечивающей полноту извлечения ценных компонентов из руд. В связи с наличием в малосульфидных рудах Кольского п-ова тонкодисперсных минералов платиновых металлов и интерметаллических соединений золота, которые недостаточно полно извлекаются флотацией, выполнены исследования эффективности включения гравитационного обогащения в технологическую схему их переработки. Показано, что комбинированная гравитационно-флотационная технология обогащения тонкодисперсных малосульфидных руд при оптимальном размещении гравитационных аппаратов в цикле измельчения-классификации обеспечивает повышение извлечения платины — на 1,84 %, палладия — на 2,45 %, золота — на 8,8 %, а также снижение более чем на 20 % циркуляционной нагрузки в наиболее энергоемкой операции измельчения по сравнению с разработанной ранее флотационной технологией. Представлена технологическая схема комбинированной технологии обогащения малосульфидных платинометалльных руд. Ключевые слова:
малосульфидные платинометалльные руды, минералы платиновых металлов (МПМ), металлы платиновой группы, флотация, гравитационное обогащение, качество концентрата, извлечение, технологическая схема.
DEVELOPMENT OF A RESOURCE-SAVING GRAVITY-FLOTATION BENEFICIATION TECHNOLOGY FOR FINE-DISPERSED LOW-SULPHIDE ORES OF THE KOLA PENINSULA
Valentina V. Marchevskaya, Tatyana N. Mukhina
Mining Institute of KSC RAS, Apatity, Russia
Abstract
The low-sulphide platinum-metal ores deposits of the Fedorov-Pansky intrusive complex belong to large platinum group metal deposits. Putting them into operation together with smaller low-sulphide deposits of the Monchegorsk ore district will provide about 20 % of the all-Russian production of platinum metals. The article presents the research results aimed at substantiating and developing a rational beneficiation technology for fine-dispersed low-sulphide platinum-containing ores of the Kola Peninsula, which ensures the complete extraction of valuable components. Fine-dispersed minerals of platinum metals and intermetallic gold compounds in low-sulphide ores of the Kola Peninsula are not fully recovered by flotation; for this reason studies have been conducted on the effectiveness of involving the gravity beneficiation into a technological processing flowsheet. It has been shown that the combined gravity-flotation beneficiation technology for fine-dispersed low-sulphide ores, with the optimal placement of gravity devices in the grinding-classification cycle, provides an increase in platinum recovery by 1,84 %, palladium by 2,45 %, and gold by 8,8 %, as well as reduces the circulating load in the most energy-intensive grinding operation by more than 20 % compared with the previously developed flotation technology. The paper presents equipment flowsheet of the combined beneficiation technology for low-sulphide platinum metal ores.
Keywords:
low-sulphide platinum-metal ores, minerals of platinum metals, platinum group metals, flotation, gravity beneficiation, concentrate quality, recovery, flowsheet.
Введение
В Арктической зоне России сосредоточено около 19 % мировых запасов металлов платиновой группы (М111 ), а доля запасов платины и палладия составляет более 99 % от суммарных российских. 80 % мировых запасов платины находятся в магматическом комплексе Бушвельд в ЮАР. Второй страной по объемам запасов платины является Зимбабве (месторождение Великая Дайка), далее следуют Россия и Северная Америка
(Канада и США). Потребление М111 устойчиво опережает мировое производство, причем наибольшую динамику спроса за последнее время демонстрирует палладий. Рост потребления палладия и его цены, обеспеченность его запасами на длительный период определяют ключевую позицию России на мировом рынке [1-3].
В XX столетии в России основное производство металлов платиновой группы (до 90 %) было связано с переработкой богатых сульфидных медно-никелевых руд норильских месторождений, в которых МП1 были попутными продуктами для металлургии. В настоящее время в связи с истощением минерально-сырьевой базы доля запасов вкрапленных руд на этих месторождениях составляет 84 %. По экономическим оценкам отечественных и зарубежных специалистов, в XXI в. основное производство М111 в России будет связано с добычей малосульфидных руд, ресурсы которых в Норильском районе оцениваются в тысячи тонн, в Кольском регионе — в сотни тонн [2, 4, 5].
Федорово-Панский расслоенный интрузивный комплекс и Мончегорский плутон являются важнейшими рудными узлами Кольской платинометалльной провинции. Месторождения Федорово-Панского интрузива относятся к крупным и уникальным месторождениям М11, а по критерию внутренней нормы доходности — к инвестиционно привлекательным. Они представляют наибольший интерес при возможном создании на Северо-Западе России новой минерально-сырьевой базы добычи и переработки платиносодержащих руд и сохранении уровня производства платиновых метал лов в России. При условии их ввода в эксплуатацию совместно с другими, более мелкими малосульфидными объектами Мончегорского рудного района, в XXI в. они смогут обеспечить не менее 20 % от общероссийской добычи платиновых металлов [2, 6].
В связи с этим очевидна актуальность научно-исследовательских работ с целью совершенствования технологии обогащения малосульфидных платинометалльных руд Кольского п-ова.
Платинометалльное оруденение интрузивов Федорово -Панского расслоенного комплекса и Мончегорского плутона повсеместно пространственно и генетически связано с сульфидной медно-никелевой минерализацией. Более 80 % всех выявленных зерен размером более 20 мкм срастаются с сульфидами. Остальные относительно крупные зерна локализованы вблизи сульфидов в тонкозернистых реакционных ореолах силикатов. Основными формами концентрации ЭПГ в рудах месторождений этих интрузивов, как и на большинстве крупных малосульфидных месторождений мира, являются их собственные минералы (МПМ) и твердые растворы палладия в пентландите, в котором сосредоточено 40-50 % валового палладия. По данным микрозондовых анализов, среднее содержание палладия в пентландите месторождения Федорова Тундра составляет 420 г/т, месторождения Киевей — 1800 г/т, месторождений Мончегорского плутона — 300-600 г/т [7-11].
Согласно тесной пространственно-генетической связи платиновых металлов с сульфидной минерализацией основным методом обогащения малосульфидных платинометалльных руд в России на обогатительных фабриках ПАО «ГМК Норильский никель», как и на зарубежных фабриках, является флотация с получением коллективных сульфидных благороднометалльных
концентратов. Флотация включает основную и контрольную операции и две-три перечистные чернового концентрата. В мировой практике при обогащении благороднометалльных руд для повышения извлечения благородных металлов, помимо флотационного, реализуют гравитационное выделение концентратов ценных металлов, причем при разделении тонкодисперсных продуктов наиболее широко используются различные центробежные аппараты [11-14].
Центробежные аппараты — концентраторы, отсадочные машины, шлюзы — по сравнению с другими гравитационными обеспечивают высокие показатели извлечения тонкодисперсных минеральных частиц высокой плотности. Применение центробежных концентраторов, позволяющих получать концентраты высокого качества, наиболее перспективно для извлечения благородных металлов из лежалых хвостов, для обогащения бедных руд, а также в схемах действующих обогатительных фабрик. Так, на обогатительных фабриках ЗФ ПАО «Норильский никель» для наиболее полного извлечения платиновых металлов при обогащении вкрапленных и малосульфидных руд в схемах гравитационно-флотационного и флотационно-гравитационного обогащения используются центробежные концентраторы Knelson [14-16].
Первые исследования гравитационного обогащения малосульфидных руд Федорово -Панского массива выполнены сотрудниками ЗАО «Механобр Инжиниринг» с использованием двух вариантов гравитационно-флотационной технологии. В первом варианте технологическая схема предусматривает первоначальное обогащение всего потока руды, измельченной до -1 мм, при ее классификации по крупности 0,5 мм на концентрационных столах с получением гравитационного концентрата, и флотационное обогащение доизмельченных до 80-85 % класса -74 мкм гравитационных хвостов. По второму варианту вся руда измельчалась до указанной флотационной крупности, обогащалась на концентрационном столе, а хвосты гравитации флотировались. По результатам исследований, проведенных на материале пяти малообъемных проб малосульфидных руд, содержащих 0,14-0,21 % никеля, 0,30-0,36 % меди, 0,3-0,9 г/т платины, 2,0-6,0 г/т палладия, 0,05-0,15 г/т родия, 0,1-0,3 г/т золота, установлена возможность получения общего гравитационно-флотационного концентрата, содержащего до 2 % никеля, 6,5 % меди, 13,6 г/т платины, 71,4 г/т палладия, 1,4 г/т родия, 2,8 г/т золота при их максимальном извлечении 73, 88, 94, 65, 75 и 78 % соответственно [17].
Следует отметить, что при обогащении богатых малосульфидных руд авторами получены невысокие показатели как по качеству концентрата, содержащего менее 100 г/т благородных металлов и не более 2 % никеля, так и по извлечению в него ценных металлов.
Для гравитационного извлечения платиновых металлов и золота из малосульфидных платинометалльных руд Федорово-Панского массива и Мончегорского плутона центробежные концентраторы являются наиболее приемлемыми аппаратами, поскольку нижний предел крупности зерен МПГ, позволяющий получить их удовлетворительное извлечение на традиционных гравитационных аппаратах (гидроциклонах, отсадочных машинах и концентрационных столах), составляет не менее 50 мкм, на шламовых концентрационных столах — до 30 мкм [16]. В малосульфидных рудах Федорово-Панского комплекса МПМ крупнее 50 мкм содержится всего 18 %, крупнее 30 мкм — 33 % [7, 18].
В современных условиях, особенно в период экономических кризисов, разработка и совершенствование методов извлечения тонкодисперсных частиц цветных и благородных металлов с использованием комбинированных процессов является одним из важнейших направлений развития методов комплексной переработки минерального сырья сложного состава, основанных на фундаментальных исследованиях процессов раскрытия и разделения полиминеральных комплексов [19].
Методика исследований
В связи с наличием в малосульфидных рудах Кольского п-ова тонкодисперсных платинометалльных минералов и интерметаллических соединений золота, которые недостаточно полно извлекаются флотацией, выполнены исследования эффективности включения
гравитационного разделения в технологическую схему обогащения малосульфидных руд. Исследования проведены на материале тонкодисперсных руд технологической пробы № MS-2 месторождения Киевей с высоким соотношением благородных и цветных металлов.
Дробление руды выполнялось на лабораторном оборудовании — щековой и валковой дробилках с соблюдением стадиальности дробления и предварительного отсева класса готовой продукции. Измельчение руды осуществлялось в лабораторной шаровой мельнице 40 МЛ объемом 7 л при параметрах Т:Ж:Ш = 1:0,6:7. Минеральный состав проб малосульфидных руд определен с использованием порошкового рентгеновского дифрактометра D2 PHASER производства компании Bruker AXS GmbH (Германия).
Массовая доля благородных металлов определена пробирно(РЬ)-атомно-абсорбционным методом по СТП 1402.151.0-96, СТП 1402.151.1-96 (Au), массовая доля цветных металлов (никеля, меди) — по методике НСАМ № 155ХС, 352Х в Региональном аналитическом центре ЗАО «Механобр Инжиниринг Аналит» (г. Санкт-Петербург).
Исследована рациональность размещения гравитационных аппаратов для извлечения собственных форм минералов благородных металлов в трех точках технологической цепи: в «голове» схемы, в цикле измельчения-классификации и на конечном этапе схемы для доизвлечения благородных металлов из хвостов флотации.
В первых двух вариантах реализуется гравитационно-флотационная схема обогащения малосульфидных руд, в последнем — флотационно-гравитационная.
При реализации первого варианта в качестве гравитационного аппарата использовался концентрационный стол Holman-Wilfley, применяемый в практике обогащения золотосодержащих руд. В технологической схеме предусматривается первоначальное обогащение всего потока руды, измельченной до крупности 98 % класса -0,5 мм на концентрационном столе с получением гравитационного концентрата, и флотационное обогащение доизмельченных до 90 % класса -71 мкм гравитационных хвостов в открытом цикле.
Во втором и третьем вариантах в качестве гравитационного аппарата использовался центробежный концентратор с периодической разгрузкой Falcon модели SB40, способный с использованием высокого гравитационного поля извлекать ультратонкие частицы размером 10 мкм и менее.
По результатам проведенных исследований установлено, что руда крупнее 0,1 мм практически не обогащается в центробежном концентраторе, степень концентрации благородных металлов не превышает 2 в классе -0,2+0,16 мм и 3,5 в классе -0,16+0,10 мм, причем здесь наибольшая степень концентрации наблюдается для никеля и палладия, вероятно, за счет извлечения в концентрат небольшого количества наиболее крупных зерен или гнезд пентландита. Заметный рост степени концентрации всех полезных компонентов начинается в материале мельче 45 мкм, причем в мелких классах концентрат преимущественно обогащен золотом и платиной. Это обусловлено тем, что большая часть платины присутствует в руде в виде собственных минералов, а практически все золото — в виде золотосеребряных сплавов, обладающих значительно большей плотностью по сравнению с остальными минералами, что и приводит к большей степени их концентрации в процессе гравитационного обогащения в тонких классах крупности в соответствии с размерами их зерен. Большая часть палладия в малосульфидных рудах находится в виде твердых растворов в сульфидах, главным образом в пентландите, поэтому она и извлекается совместно с пентландитом, за исключением самого мелкого класса -25 мкм, в котором начинают концентрироваться мелкие зерна палладиевых минералов. С учетом полученных данных в центробежном концентраторе гравитационному обогащению подвергался материал крупностью менее 0,1 мм.
При реализации второго варианта гравитационно-флотационного обогащения руд — гравитационного обогащения песков гидроциклона — измельченная руда крупностью -0,4 мм поступала в гидроциклон, который разделял поток на пески и слив. Далее пески классифицировались по сетке 0,1 мм, выделенный надрешетный продукт поступал на доизмельчение. Подрешетный продукт грохота подавался на гравитационное обогащение в центробежный концентратор,
в котором выделялся гравитационный концентрат и хвосты. Концентратор работал в следующем режиме: нагрузка по питанию — 30 кг/ч; процент твердого — 35; центробежное поле — 200 м/с2; расход ожижающей воды — 9,0 л/мин. Гравитационные хвосты совместно со сливом гидроциклона являлись питанием флотации, выполненной в замкнутом цикле.
Флотационно-гравитационная схема обогащения предусматривала процесс гравитационного доизвлечения благородных металлов из хвостов флотации в центробежном классификаторе. Целесообразность разработки способов извлечения платиновых металлов из хвостов обусловлена тем фактом, что при флотации удовлетворительно извлекаются минеральные зерна крупностью более 10 мкм, а в хвостах флотации руд пробы № MS-2 выход материала менее 10 мкм с содержащимися в нем тонкодисперсными минералами составляет более 20 %.
Флотационные хвосты были расклассифицированы по ячейке 0,1 мм. Выход класса +0,1 мм составил всего 2,87 %. В соответствии с результатами проведенных ранее исследований расчетное извлечение благородных металлов из этого класса составляет около 0,8 %. Гравитационное разделение выполнено на материале крупностью менее 0,1 мм, выход которого составил 97,13 %. Обогащение проводили в два цикла по следующей схеме: хвосты первого цикла выводились и составили гравитационные хвосты, а концентрат подавался в центробежный аппарат на перечистку.
Концентратор работал в следующем режиме: нагрузка по питанию — около 30 кг/ч; процент твердого — 40; центробежное поле — 225 м/с2; расход ожижающей воды — 15 л/мин.
Флотационные исследования выполнялись в лабораторных флотомашинах механического типа Бепуег-12 (объем камеры — 3,0 и 1,5 л) и 237 ФЛ-А (объем камеры — 0,75 и 0,5 л).
Результаты исследований
Материал технологической пробы № М8-2, характеризующий верхнее рудное тело месторождения Киевей, преимущественно представлен рудными среднезернистыми лейко-мезократовыми пятнистыми амфиболизированными габбро и среднезернистыми мезократовыми слабоизмененными габбро-норитами с незначительной примесью среднезернистых норитов и плагиопироксенитов.
Основными минералами рудовмещающих пород проб являются амфиболы, плагиоклазы, хлориты, минералы группы цоизита-эпидота, слюды, кварц, кальцит. Амфиболы представлены актинолитом, роговой обманкой, паргаситом и куммингтонитом, плагиоклазы — альбитом и лабрадором, хлориты — клинохлором. Слюды представлены биотитом и мелкочешуйчатой разновидностью мусковита, а также аннитом, пироксены — энстатитом и авгитом. В руде пробы имеются оливин и серпентины (лизардит, антигорит) (табл. 1).
Из платиновых минералов в руде пробы наиболее распространенными являются висмутотеллуриды и сульфиды палладия и платины: котульскит, меренскиит, мончеит, высоцкит, брэггит; в подчиненном количестве присутствуют арсениды платины и палладия сперрилит и стиллуотерит. Золото присутствует в виде золотосеребряных сплавов с высокими вариациями элементов.
Массовая доля ценных компонентов в руде технологической пробы № MS-2 составляет: 0,095 % никеля, 0,101 % меди, 0,49 г/т платины, 3,10 г/т палладия, 0,14 г/т золота, 3,73 г/т суммарного содержания благородных металлов.
Соотношение металлов в пробе составляет: меди и никеля — 1,1; палладия и платины — 6,3; благородных и цветных металлов [(Pt+Pd+Au), г/т] / [(№+Си), %] — 19,0.
Вклад золота в сумму благородных металлов составляет всего 3,8 %.
При реализации первого варианта в результате гравитационного обогащения получен концентрат с выходом 0,87 %, содержащий 53,46 г/т суммарного количества благородных металлов, в т. ч. 5,28 г/т платины, 47,17 г/т палладия, 1,01 г/т золота. Содержание никеля в концентрате составило 1,28 %, меди — 1,03 %.
Таблица 1 Table 1
Минеральный состав малосульфидных руд по данным рентгенофазового анализа The mineral composition of low-sulphide ores according to X-ray phase analysis
Минерал/mineral Содержание/сontent, % Минерал/mineral Содержание/rantent, %
Пирротин, всего Pyrrhotite, overall 0,85 Плагиоклазы, всего Plagioclases, overall 44,56
Пирит Pyrite 0,28 Оливин Olivine 1,71
Пентландит Pentlandite 0,2 Серпентины, всего Serpentines, overall 0,61
Миллерит Millerite 0,04 Тальк Talc 0,56
Виоларит Violarite 0,03 Кварц Quartz 4,04
Халькопирит Chalcopyrite 0,33 Кальцит Calcite 0,45
Борнит Bornite 0,01 Клинохлор Clinochlore 0,82
Ковеллин Covellite 0,06 Цоизит Zoisite 4,8
Ильменит Ilmenite 0,41 Эпидот Epidote 4,19
Магнетит Magnetite 0,28 Слюды, всего Mica, overall 3,11
Пироксены, всего Pyroxenes, overall 11,18 Всего Total 100
Амфиболы, всего Amphiboles, overall 21,48
Из гравитационных хвостов, содержащих 0,48 г/т платины, 2,94 г/т палладия, 0,14 г/т золота, 0,087 % никеля и 0,100 % меди, получен флотационный концентрат с выходом 0,94 % с массовой долей благородных металлов — 209,91 г/т, в т. ч. 38,4 г/т платины, 162 г/т палладия, 9,51 г/т золота; цветных металлов — 10,42 %, в т. ч. 3,42 % никеля, 7 % меди. Сравнительные показатели флотационного и гравитационно-флотационного обогащения руд пробы № MS-2 в открытом цикле при реализации гравитации в «голове» схемы приведены в табл. 2.
В сравнении с показателями флотационного обогащения руд пробы № MS-2 в открытом цикле показатели гравитационно-флотационного обогащения этих руд ниже. Общий гравитационно-флотационный концентрат содержит 22,48 г/т платины против 25,53 г/т, 106,81 г/т палладия (131,21 г/т), 5,42 г/т золота (6,88 г/т), 2,3 9 % никеля (3,25 %), 4,13 % меди (4,69 %). Несмотря на более высокий выход общего гравитационно-флотационного концентрата, извлечение в него всех ценных металлов, за исключением платины, тоже ниже.
Показатели гравитационно-флотационного обогащения руд при реализации гравитации песков гидроциклона в центробежном концентраторе Falcon SB40 выше показателей флотационного обогащения руд пробы № MS-2 в замкнутом цикле. Хотя общий гравитационно-флотационный концентрат содержит на 1 г/т меньше благородных металлов — 132,75 против 133,70 г/т за счет более низкой на 1,4 г/т в нем массовой доли палладия, однако массовая доля золота в нем выше на 1 г/т — 5,56 против 4,6 г/т при близком содержании платины 19,23 и 19,7 г/т соответственно. Сравнительные показатели флотационного и гравитационно-флотационного обогащения руд пробы № MS-2 в замкнутом цикле при реализации гравитации песков гидроциклона приведены в табл. 3.
fe
Ьч
0
1
er
то *
с
Po О
Ж -С
ж с
с
-S то ж
а £
5з
lo ISO
42
Таблица 2 Table 2
Сравнительные показатели гравитационно-флотационного и флотационного обогащения малосульфидных благороднометалльных руд в открытом цикле
Comparative indicators of gravity-flotation and flotation beneficiation of low-sulphide noble metal ores in an open cycle
Наименование продукта Product Выход, % Yield, % Массовая доля компонента Mass fraction of component Извлечение компонента, % Recovery of component, %
г/т / ppm-w %
Pt Pd Au PGE + Au Ni Cu Pt Pd Au PGE + Au Ni Cu
Флотационная схема Flotation circuit
Концентрат Concentrate 1,51 25,53 131,21 6,88 163,62 3,25 4,69 77,78 64,33 70,09 66,35 50,56 70,92
Промпродукт Intermediate 12,62 0,40 4,83 0,16 5,38 0,14 0,13 10,10 19,78 13,68 18,25 18,48 17,04
Хвосты Tailings 85,87 0,07 0,57 0,03 0,67 0,035 0,014 12,13 15,89 16,22 15,40 30,96 12,04
Руда Ore 100 0,50 3,08 0,15 3,72 0,097 0,100 100 100 100 100 100 100
Гравитационно-t Gr дотационная схема (гравитация на концентрационном столе в «голове» схемы) avity-flotation flowsheet (gravity on concentration table in «head» of)
Концентрат гравитационный Gravity concentrate 0,87 5,28 47,17 1,01 53,46 1,28 1,03 8,82 12,35 5,83 11,64 11,37 9,23
Концентрат флотационный Flotation concentrate 0,94 38,40 162,00 9,51 209,91 3,42 7,00 69,28 45,83 59,26 49,40 32,81 67,76
Концентрат общий Concentrate total 1,81 22,48 106,81 5,42 134,71 2,39 4,13 78,10 58,18 65,09 61,04 44,18 76,99
Промпродукт Intermediate 11,01 0,72 8,50 0,32 9,54 0,18 0,10 15,21 28,17 23,36 26,30 20,23 11,34
Хвосты Tailings 87,18 0,04 0,52 0,02 0,58 0,040 0,013 6,69 13,65 11,56 12,66 35,59 11,67
Руда Ore 100 0,52 3,32 0,15 3,99 0,098 0,097 100 100 100 100 100 100
p w ~o p Ol
о н я и
V
CD
О
^
о о
0
01 CD ХЗ CD
4 Р
5 В
CD
Sc
Р со S н
ё S
0
1
а
0
1
е-
и о н
в
Я о я а о Sc н
CD
X
я о
¡=1 о п S S
0
01
0
1
CD
я
S S3
Ос 42
Сравнительные показатели гравитационно-флотационного и флотационного обогащения малосульфидных благороднометалльных руд в замкнутом цикле
Comparative indicators of gravity-flotation and flotation beneficiation of low-sulphide noble metal ores in a closed cycle
Наименование продукта Product Выход, % Yield, % Массовая доля компонента Mass fraction of the component Извлечение компонента, % Recovery of component, %
г/т / ppm-w %
Pt Pd Au PGE+ Au Ni Cu Pt Pd Au PGE+ Au Ni Cu
Флотационная схема Flotation circuit
Концентрат Concentrate 2,34 19,70 109,40 4,60 133,70 2,49 3,98 88,72 81,37 78,60 82,33 60,69 85,44
Хвосты Tailings 97,66 0,06 0,60 0,03 0,69 0,039 0,016 11,28 18,63 21,40 17,67 39,31 14,56
Руда Ore 100 0,52 3,14 0,14 3,80 0,096 0,109 100 100 100 100 100 100
Гравитационно-флотационная схема (гравитация песков гидроциклона) Gravity-flotation circuit (gravity of hydrocyclone sands)
Концентрат гравитационный Gravity concentrate 0,46 59,25 94,87 9,05 163,17 1,20 0,47 52,72 13,92 26,87 19,71 5,65 2,01
Концентрат флотационный Flotation concentrate 1,97 9,91 111,00 4,75 125,66 2,80 4,60 37,85 69,90 60,53 65,17 56,47 84,39
Концентрат общий Concentrate total 2,43 19,23 107,95 5,56 132,75 2,50 3,82 90,56 83,82 87,40 84,88 62,13 86,40
Хвосты Tailings 97,57 0,05 0,52 0,02 0,59 0,038 0,015 9,44 16,18 12,60 15,12 37,87 13,60
Руда Ore 100 0,52 3,14 0,15 3,81 0,098 0,108 100 100 100 100 100 100
Массовая доля никеля и меди в концентратах примерно одинаковая. При более высоком на 0,1 % абс. (3,8 % отн.) выходе общего гравитационно-флотационного концентрата извлечение в него суммы благородных металлов выше на 2,55 %, в том числе платины — на 1,84 %, палладия — на 2,45 %, золота — на 8,8 %.
Степень концентрации ценных металлов в гравитационный концентрат от операции составила: платины — 32,9, палладия — 13,2, золота — 63,3; от руды — 113,9, 30,2, 63,3 соответственно. Значительно более высокая степень концентрации платины и золота в гравитационных концентратах относительно флотационных, как отмечено выше, связана с преимущественной формой их нахождения в рудах в виде собственных минералов.
Включение гравитационного разделения расклассифицированных песков гидроциклона в технологическую схему обогащения руд позволяет эффективно извлекать собственные формы минералов благородных металлов, особенно платины и золота, а также более чем на 20 % снизить циркуляционную нагрузку в наиболее энергоемкой операции измельчения. Рекомендуемая схема цепи аппаратов гравитационно-флотационного обогащения малосульфидных руд представлена на рис. 1 .
Рис. 1. Схема цепи аппаратов гравитационно-флотационной технологии обогащения малосульфидных платинометалльных руд: 1 — мельница шаровая; 2 — грохот; 3 — гидроциклон; 4 — центробежный сепаратор; 5 — флотомашины
Fig. 1. Equipment flowsheet of gravity-flotation beneficiation technology for low-sulphide platinum metal ores: 1 — ball mill; 2 — screen; 3 — hydrocyclone; 4 — centrifugal separator; 5 — flotation machines
При реализации флотационно-гравитационной схемы получено три продукта гравитационного обогащения — доводки флотационных хвостов: гравитационный концентрат с выходом 0,12 % с массовой долей благородных металлов 9,51 г/т, в т. ч. платины — 2,38 г/т, палладия — 5,99 г/т, золота — 1,14 г/т; гравитационные хвосты с выходом 94,22 %, содержащие 0,75 г/т благородных металлов, в т. ч. платины — 0,05 г/т, палладия — 0,68 г/т, золота — 0,02 г/т; промпродукт с выходом 2,79 %, несколько богаче флотационных хвостов, содержащий 0,98 г/т благородных металлов, в т. ч. платины — 0,12 г/т, палладия — 0,80 г/т, золота — 0,06 г/т.
Результаты гравитационного обогащения хвостов флотации в центробежном концентраторе Results of gravity beneficiation of flotation tailings in a centrifugal concentrator
Наименование продукта Product Выход, % Yield, % Массовая доля компонента Mass fraction of the component Извлечение компонента, % Recovery of component, %
P г/т pm-w %
Pt Pd Au PGE + Au Ni Cu Pt Pd Au PGE + Au Ni Cu
Концентрат гравитационный Gravity concentrate 0,12 2,38 5,99 1,14 9,51 0,139 0,053 5,11 1,05 5,94 1,49 0,43 0,40
Промпродукт Intermediate 2,79 0,12 0,80 0,06 0,98 0,045 0,042 5,99 3,25 7,27 3,57 3,26 7,31
Хвосты Falcon Falcon tailings 94,22 0,05 0,68 0,02 0,75 0,038 0,014 84,28 93,36 81,81 92,35 93,09 82,27
Хвосты флотации +0,1 мм Flotation tailings+0.1 mm 2,87 0,09 0,56 0,04 0,69 0,043 0,056 4,62 2,34 4,98 2,59 3,21 10,02
Хвосты флотации Flotation tailings 100 0,06 0,69 0,02 0,77 0,038 0,016 100 100 100 100 100 100
td td
£ тЗ
Л
CD
M
О
Я
й Sa
Я
•<
к
X p
Содержание никеля и меди в этих гравитационных продуктах соответственно составило:
0.139.и 0,053 %, 0,038 и 0,014 %, 0,045 и 0,042 % соответственно. Выход каждого продукта указан от флотационных хвостов.
В гравитационном концентрате степень концентрации полезных компонентов составила: суммы благородных — 12,4, платины — 39,7, палладия — 8,7, золота — 38,0, никеля — 3,6, меди — 3,3. Гравитационный концентрат и в этом случае значительно обогащен платиной и золотом. Извлечение платины от операции составило 5,36 %, золота — 6,25 %, палладия — 1,07 %, их извлечение от хвостов флотации — 5,11, 5,94, 1,05 % соответственно (табл. 4).
Введение перечистки концентрата центробежного аппарата позволило повысить его качество по массовой доле благородных металлов, однако гравитационный концентрат и в этом случае значительно беднее флотационного — 9,51 г/т суммы благородных металлов против 133,7 г/т. Для повышения его качества необходимо провести еще 1-2 перечистки, что вряд ли целесообразно при таких низких значениях содержания благородных металлов в хвостах флотации и, соответственно, очень низком выходе гравитационного концентрата приемлемого качества, несмотря на прирост извлечения золота на 1 %. В хвостах флотации вкрапленных руд норильских месторождений содержание благородных металлов находится на уровне их массовых долей в малосульфидных рудах Кольского п-ова, поэтому их доводка гравитацией экономически оправданна [15].
Заключение
Обоснована рациональность включения гравитационного разделения малосульфидных благороднометалльных руд Кольского п-ова в технологическую схему их обогащения в связи с наличием в них тонкодисперсных платиновых минералов и интерметаллических соединений золота, которые недостаточно полно извлекаются флотацией.
Показано, что комбинированная гравитационно-флотационная технология обогащения тонкодисперсных малосульфидных руд при оптимальном размещении гравитационных аппаратов в цикле измельчения-классификации обеспечивает повышение извлечения благородных металлов на 2,55 %, в т. ч. платины — на 1,84 %, палладия — на 2,45 %, золота — на 8,8 %, а также снижение более чем на 20 % циркуляционной нагрузки в наиболее энергоемкой операции измельчения по сравнению с разработанной ранее флотационной технологией.
ЛИТЕРАТУРА
1. Мельников Н. Н. Роль Арктики в инновационном развитии экономики России // Горн. журн. 2015. № 7. С. 23-27.
2. Беневольский Б. И., Мызенкова Л. Ф., Августинчик И. А. Минерально-сырьевая база благородных металлов — ретроспектива и прогноз // Руды и металлы. 2007. № 3. С. 25-91. 3. Козловский Е. А. Минерально-сырьевые ресурсы в экономике мира и России // Горн. журн. 2015. № 7. С. 47-53. 4. Митрофанов Ф. П., Жиров Д. В., Баянова Т. Б. Комплексные прогнозно-поисковые критерии главной металлогенической специализации (малосульфидной Pt-Pd или сульфидной Cu-Ni) раннепротерозойских базит-гипербазитовых расслоенных массивов кристаллических щитов // Вестник Кольского научного центра РАН. 2012. № 1 (4). С. 7-13. 5. Вкрапленные руды норильских медно-никелевых месторождений — перспективный источник платинометалльного сырья / В. А. Рябикин [и др.]// Цветные металлы. 2007. № 7. С. 16-21. 6. Беневольский Б. И., Блинова Е. В., Лобач В. И. Инвестиционная привлекательность резервного фонда месторождений цветных и благородных металлов // Руды и металлы. 2008. № 5. С. 5-9. 7. Субботин В. В., Корчагин А. У., Савченко Е. Э. Платинометалльная минерализация Федорово-Панского рудного узла: типы оруденения, минеральный состав, особенности генезиса // Вестник Кольского научного центра рАн. 2012 (4). № 1. С. 55-66. 8. Геология и вещественный состав руд малосульфидного платинометалльного месторождения Северный Каменник в Западно-Панском массиве, Кольский полуостров / А. У. Корчагин [и др.] // Руды и металлы. 2016. № 1. С. 42-51. 9. Гроховская Т. Л.., Лапинаа М. И., Мохов А. В. Ассоциации и генезис минералов платиновой группы в малосульфидных рудах месторождения Мончетундра (Кольский полуостров, Россия) // Геология рудных месторождений. 2009. Т. 51, № 6. С. 520-539. 10. Polovina J. S., Hudson D. M., Jones R. E. Pétrographie and geochemical characteristics of postmagmatic hydrothermal alteration and mineralization in the J-M Reef, Stillwater Complex, Montana // Canadian Mineralogist. 2004. Vol. 42, No. 2. P. 261-277. 11. The geology, geochemistry, mineralogy and mineral benefication of platinum-group elements / ed. by L. J. Cabri; Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum, Montreal, 2002. Spec. Vol. 54. 852 p. 12. Петров С. В., Алексеев И. А., Шелухина Ю. С. Технологическая минералогия металлов платиновой группы в месторождениях малосульфидного типа // Проблемы геологии и эксплуатации месторождений платиновых металлов: сб. науч. тр. Всерос. конф. с междунар. участием (25 мая 2016 г., Санкт-Петербург) / Горн. ун-т. СПб.: Изд-во СПбГУ, 2016. С. 160-167. 13. Cole S., Ferron C. J. A review
of the beneficiation and extractive metallurgy of the platinum-group elements, highlighting recent process innovations. SGS Minerals Services: Technical bulletin, 2002. 43 p. 14. Комбинированная технология переработки вкрапленных медно-никелевых руд / В. Т. Дьяченко [и др.] // Цветные металлы. 2015. № 2. С. 25-28. 15. Этапы модернизации и совершенствования оборудования Талнахской обогатительной фабрики / Р. И. Исмагилов [и др.] // Цветные металлы. 2006. № 8. С. 34-38. 16. Богданович А. В. Интенсификация процессов гравитационного обогащения в центробежных полях // Обогащение руд. 1999. № 1-2. С. 33-35. 17. Изоитко В. М. Технологические свойства малосульфидных платинометалльных руд Федорово-Панского месторождения // Платина России. Новые нетрадиционные типы платиносодержащих месторождений. Результаты и направления работ по программе «Платина России»: сб. науч. тр. М.: Геоинформмарк, 2005. Т. VI. С. 234-244. 18. Габов Д. А., Субботин В. В., Савченко Е. Э. Минералы системы Pt-Pd-Te в рудах Федорово-Панского интрузивного комплекса, Кольский п-ов // Труды XV Всероссийской (с междунар. участием) Ферсмановской научной сессии (Апатиты, 2-3 апреля 2018 г.) / под ред. Н. Е. Козлова. Апатиты, 2018. С. 103-107. 19. Чантурия В. А., Бочаров В. А. Современное состояние и основные направления развития технологии комплексной переработки минерального сырья цветных металлов // Цветные металлы. 2016. № 11. С. 11-18.
Сведения об авторах
Марчевская Валентина Викторовна — кандидат технических наук, доцент по специальности «Обогащение руд», ведущий научный сотрудник Горного института КНЦ РАН E-mail: vvm@goi.kolasc.net.ru
Мухина Татьяна Николаевна — кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник Горного
института КНЦ РАН
E-mail: muhina@goi.kolasc.net.ru
Author Affiliation
Valentina V. Marchevskaya — PhD (Engineering), Associate Professor, Leading Researcher of the Mining
Institute of KSC RAS
E-mail: vvm@goi.kolasc.net.ru
Tatyana N. Mukhina — PhD (Engineering), Leading Researcher of the Mining Institute of KSC RAS E-mail: muhina@goi.kolasc.net.ru
Библиографическое описание статьи
Марчевская, В. В. Разработка ресурсосберегающей гравитационно-флотационной технологии обогащения тонкодисперсных малосульфидных руд Кольского полуострова / В. В. Марчевская, Т. Н. Мухина // Вестник Кольского научного центра РАН. — 2019. — № 2 (11). — С. 83-94.
Reference
Marchevskaya Valentina V., Mukhina Tatyana N. Development of a Resource-Saving Gravity-Flotation Beneficiation Technology for Fine-Dispersed Low-Sulphide Ores of the Kola Peninsula. Herald of the Kola Science Centre of RAS, 2019, vol. 2 (11), pp. 83-94. (In Russ.).
