1.1 Оценка комплексности использования сырья
advertisement
Министерство образования и науки Республики Казахстан Павлодарский государственный университет им. С. Торайгырова Факультет металлургии, машиностроения и транспорта Кафедра металлургии КОМПЛЕКСНОЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЕ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ Учебное пособие Павлодар УДК 622.7.012 (07) ББК 30.3я7 К 63 Рекомендовано на заседании кафедры металлургии факультета металлургии, машиностроения и транспорта Рецензенты: кандидат технических наук, профессор М.М. Суюндиков Составитель Кенбеилова С.Ж., Таскарина А.Ж. К 63 Комплексное использование минерального сырья. Учебное пособие / Сост. С.Ж. Кенбеилова, А.Ж. Таскарина. – Павлодар: ПГУ им. С. Торайгырова, 2008. – 80 с. Учебное пособие по дисциплине «Комплексное использование минерального сырья», охватывающее основные вопросы дисциплины. Учебное пособие разработано в соответствии с рабочим учебным планом специальности 050709 «Металлургия». УДК 622.7.012 (07) ББК 30.3я7 © Кенбеилова С.Ж., Таскарина А.Ж., 2008 ©Павлодарский государственный университет им. С. Торайгырова, 2008 2 Введение Стремительный прогресс во всех сферах материального производства вынуждает интенсивно эксплуатировать природные ресурсы, оказывая этим самым существенное влияние на окружающую среду. По данным мировой статистики, потребление минерального сырья повышается такими темпами, что опережает рост численности населения. Наряду с ростом потребления минерального сырья увеличивается количество химических элементов, используемых в практической деятельности человека. Из 107 химических элементов Периодической системы Д. И. Менделеева на предприятиях цветной металлургии извлекалось из руд в 1913г. – 15, в 1930г. – 20, в 1940г. – 24, в 1950г. – 43, в 1960г. – 63, 1970г. – 74, в 1976 г. – 74 элемента [1] и в 2003г. – 85[2]. Дальнейшее пополнение сырьевой базы возможно как путем выявления и освоения новых сырьевых источников, так и путем снижения кондиций на добываемые полезные ископаемые. Оба эти направления могут развиваться только на базе современных достижений науки и техники. В этом отношении характерен пример с медными рудами. Если в начале XX века промышленными считались руды с содержанием 5-6% Сu, то в настоящее время на обогатительных фабриках перерабатывают руды, содержащие 0,50,6% этого металла. Такое же положение создалось при добыче свинцово-цинковых руд. Соответственно снижается и бортовое содержание металлов при разработке месторождений, что несколько увеличивает запасы промышленных руд. Так, благодаря совершенствованию технологии обогащения снижено бортовое содержание меди на Коунрадском руднике и свинца и цинка – на рудниках Зыряновского свинцового комбината. В будущем следует ожидать дальнейшего снижения промышленного содержания металлов. Вместе с тем следует отметить, что совершенствование технологии обогащения руд небезгранично и уменьшение содержания металлов в рудах связано с удорожанием передела и увеличением себестоимости продукции, что будет снижать рентабельность производства. Для обеспечения материального производства полезными ископаемыми не менее важно более полно и комплексно использовать недра и добытое сырье. На основе достижений научно-технического прогресса современная промышленность более полно по сравнению с прошлым временем использует минерально-сырьевые ресурсы. 3 Однако степень извлечения руд из недр и попутных компонентов при их обогащении еще недостаточна и некоторые из компонентов (особенно редкие металлы) в большей своей части теряются в отходах. В работах Н. В. Мельникова показано, что при разработке Соколовского и Сарбайского железорудных месторождений извлекается только железо и полностью теряются медь, кобальт, фосфор, золото, серебро, свинец, цинк, сера и редкие элементы. В то же время запасы меди в железной руде равны запасам крупнейших меднорудных месторождений. Республика Казахстан является одним из ведущих производителей руд цветных и редких металлов, а также многих других ценных полезных ископаемых. В этой республике планомерно осуществляется программа дальнейшего наращивания сырьевого обеспечения быстро развивающейся горнодобывающей промышленности. Между тем из общей массы руд, добываемых сейчас в Казахстане, около одной трети теряется, а более 50% обесценивается за счет разубоживания пустыми породами в процессе разработки месторождений. Одним из важных направлений решения проблемы комплексного использования сырья является создание и внедрение более эффективных способов и систем разработки месторождений и технологических схем переработки минерального сырья, обеспечивающих извлечение и использование содержащихся в них ценных компонентов с максимальной полнотой. Исключительная роль отводится разработке принципиально новых технологических процессов в организации безотходных производств с высокими технико-экономическими показателями. Правительство РК подняла проблему комплексного использования сырья на уровень государственной технической политики. Необходимо иметь в виду, что при этом придется решать ряд сложных научно-технических задач, испытывать и внедрять новые технологические процессы, модернизировать и заменять устаревшее оборудование. Для успешного выполнения этих задач необходимо повысить эффективность научных и проектных разработок, ускорить внедрение их результатов в производство. 4 1 Народнохозяйственное значение проблемы комплексного использования сырья Важность проблемы комплексного использования сырья объясняется ее всесторонним значением для экономики страны и технического прогресса в народном хозяйстве. Продукция цветной металлургии используется во многих отраслях промышленности. Однако одни редкие элементы, весьма необходимые для развития электроники, радиотехники, машиностроения (гафний, рубидий), вообще не образуют минералов, другие (кадмий, селен, теллур, индий, рений, галлий, скандий, таллий, германий) хотя и образуют их, но находятся в таком рассеянном состояния, что извлечь их в металлургическом производстве можно только попутно. В настоящее время металлы платиновой группы, редкие, рассеянные и редкоземельные элементы получают практически только при комплексной переработке рудного сырья. В результате попутного извлечения ценных компонентов в цветной металлургии получают также золото, серебро и более четверти всей производимой в стране серной кислоты. Широкое внедрение технологических процессов, обеспечивающих комплексное использование сырья, обеспечило создание таких отраслей промышленности, как полупроводниковая и радиоэлектронная, содействовало развитию производства сверхтвердых и жаропрочных материалов. В последние десятилетия наблюдается некоторое снижение содержания металлов в рудах большинства месторождений. Для увеличения производства цветных, редких и драгоценных металлов приходится разрабатывать более сложные в горно-геологическом отношении рудные залежи; вовлекать в переработку труднообогатимые руды с низким содержанием металлов; использовать отвалы длительно хранящихся полупродуктов и отходов металлургического производства; разрабатывать и внедрять новые технологические процессы; осуществлять многие технические мероприятия для уменьшения потерь руды в недрах и разубоживания ее при добыче, повышения извлечения металлов при обогащении руд и металлургической переработке концентратов. В ряде подотраслей цветной металлургии (производство меди, никеля, цинка, свинца, титана и др.) попутное извлечение ценных компонентов связано с удалением их на различных стадиях технологического цикла как вредных примесей, препятствующих нормальному течению процесса и получению основных металлов нужной степени чистоты. Поэтому попутное извлечение помогает 5 успешно решать проблему повышения качества металлов и их соединений. При больших масштабах производства экономическая эффективность попутного извлечения из сырья ценных компонентов резко возрастает. Так, реализация попутной продукции, составляющей почти четвертую часть от общего объема товарной продукции на Балхашском и Усть-Каменогорском комбинатах, обеспечивает первому -– одну треть, а второму -– более половины всей получаемой прибыли. Экономическая эффективность комплексного использования сырья при добыче и обогащении руд обеспечивается в первую очередь сокращением расходов трудовых и материальных ресурсов на горные работы, дробление и измельчение руд. На обогатительных фабриках дополнительная прибыль получается также от выпуска, помимо основной продукции, пиритных, баритовых, магнетитовых, силлиманитовых и других концентратов. На металлургических заводах экономия достигается главным образом за счет снижения расхода сырья на единицу продукции, попутного извлечения ценных компонентов, утилизации отходящих газов (сернистого ангидрида, фтора, хлора) и других мероприятий. Так, нaпримeр себестоимость производства 1 т серной кислоты из металлургических газов, в 1,5-2 раза меньше, чем из колчеданного сырья и из природной серы. Значительно больший экономический эффект по сравнению с основным производством дает организация переработки шлаков, кеков, шламов и других полупродуктов и отходов металлургического производства. В настоящее время наибольший эффект от переработки шлаков получается в свинцово-цинковой и оловянной промышленности, где объемы переработки шлаков из года в год непрерывно увеличиваются. Расчеты показывают, что капитальные вложения на строительство объектов новой техники и сооружение современных систем пылеулавливания и газоочистки, обеспечивающих повышение комплексности использования сырья, окупаются в 1,5-2 раза быстрее, чем капитальные вложения на строительство новых предприятий цветной металлургии. Большое социальное значение проблемы комплексного использования сырья объясняется как необходимостью охраны недр и рационального использования природных богатств, так и требованиями законодательства РК о защите окружающей среды – воздушного и водного бассейна и земной поверхности. Использование попутно добываемых нерудных ископаемых, 6 вскрышных пород и других отходов горного производства для строительных целей, не только снижает себестоимость добычи руды, но и облегчает решение задачи по рекультивации земной поверхности, нарушенной в результате эксплуатации месторождений. Обогатительные и металлургические предприятия являются одним из источников загрязнения воздушного и водного бассейнов вредными выбросами и промышленными стоками. Утилизация ценных компонентов металлургических газов одновременно обеспечивает их очистку от вредных веществ и способствует оздоровлению воздушного бассейна в районе действия металлургических предприятий. Сооружение водоочистных установок и внедрение водооборота на металлургических заводах и обогатительных фабриках цветной металлургии не только предотвращает загрязнение рек и морей промышленными стоками, но и дозволяет извлечь из них часть ценных элементов: золота, молибдена, вольфрама и др. 1.1 Оценка комплексности использования сырья Оценка комплексности использования сырья производится в соответствия с методическими указаниями, утвержденными Министерством индустрии и торговли РК. Основные положения этих указаний сводятся к следующему. Количественная оценка состояния комплексности использования сырья осуществляется на основе показателей уровня использования сырьевых ресурсов. Уровень комплексности использования сырья может быть объективно охарактеризован лишь системой показателей, отражающих как результаты комплексного использования сырья в каждом конкретном случае, так и специфику самого сырья. К этим показателям относятся достигнутые или ожидаемые результаты рационального использования сырья – число извлекаемых компонентов, степень извлечения и потерь ценных компонентов и т. д. Показатели уровня комплексного использования сырья используются при планировании, учете, отчетности и анализе производственной деятельности предприятий и подотраслей цветной металлургии. Эти показатели должны отвечать двум основным требованиям – обеспечивать полноту и сопоставимость данных для определения уровня комплексности использования сырья. Уровень комплексного использования сырья зависит от особенностей сырья, применяемой технологии и оборудования, специализации, кооперирования и комбинирования предприятий, от потребностей народного хозяйства в продуктах комплексной переработки сы- 7 рья и ряда других факторов. Необходимым условием определения уровня комплексного использования сырья является четкое установление перечня ценных компонентов для каждого вида перерабатываемого сырья. Этот перечень должен быть обоснован с позиций народнохозяйственной эффективности и технической возможности извлечения каждого ценного компонента из конкретного сырьевого источника. Показатели уровня комплексного использования сырья делятся на две группы – исходные и расчетные. В группу исходных показателей входят: а) ценные компоненты в сырье (число, перечень, содержание в процентах или в граммах на тонну, весовое количество); б) ценные компоненты в отходах (весовое количество отходов, весовое количество и содержание каждого ценного компонента); в) ценные компоненты в оборотных продуктах (содержание и весовое количество их); г) «неучтенные потери» ценных компонентов (весовое количество неучтенных потерь ценных компонентов). К расчетным показателям относятся: а) извлечение ценных компонентов (извлечение каждого ценного компонента в одноименные и разноименные продукты); б) потери ценных компонентов (потери каждого ценного компонента по видам и источникам потерь); в) доля стоимости сопутствующих ценных компонентов в сырье и товарной продукции (в процентах к общей стоимости основных и сопутствующих компонентов); г) степень комплексности использования сырья (число и перечень ценных компонентов, извлекаемых в товарную продукцию); д) полнота использования сырья (извлечение ценных компонентов в реализуемые и оплачиваемые по этим компонентам виды продукции); е) условно обобщающий коэффициент комплексности использования сырья (отношение стоимости извлеченных компонентов к стоимости ценных компонентов в сырье по единым ценам). Различают фактический и потенциальный коэффициент комплексности использования сырья. Три последних расчетных показателя – степень комплексности использования сырья, полнота использования сырья и обобщающий коэффициент комплексности использования сырья – относятся к числу результирующих показателей уровня комплексного использования сырья. 8 Фактический коэффициент комплексности отражает фактический уровень извлечения ценностей из перерабатываемого сырья за данный период. Потенциальный коэффициент комплексности представляет собой отношение стоимости полезных компонентов, извлечение которых целесообразно в ближайший перспективный период, при оптимальной полноте извлечения этих компонентов, к стоимости всех ценных компонентов в сырье. Он показывает, какая часть ценностей может быть извлечена из сырья при технически возможном и экономически оправданном уровне использования ценных компонентов. Разность между потенциальным и фактическим коэффициентами комплексности характеризует экономически обоснованные резервы использования сырья, а отношение указанных коэффициентов степень использования потенциала сырья. 2 Пути месторождений рационального использования рудных Дальнейший прогрессивный рост показателей извлечения металлов и улучшения комплексности использования сырья требует систематической работы на всех стадиях производства, начиная с горного дела, детального анализа состояния технологии, оборудования, организации труда и других решающих элементов производственного процесса. При добыче руд цветных металлов, одновременно с бережным отношением к природным ресурсам и рациональным использованием недр, должны закладываться основы более полного и комплексного их использования на последующих переделах обогащения и металлургической переработки. Поэтому решение проблемы комплексного использования сырья неразрывно связано с производственнотехнической деятельностью горных предприятий, перед которыми стоят три основные задачи: добыть руду с минимальными потерями ее в недрах; обеспечить определенный минералогический состав и заданное содержание металла в добытой руде; ритмично подавать руду на обогатительную фабрику. За последние десятилетия горнодобывающие предприятия отрасли в результате разработки и внедрения ряда прогрессивных, технологических и организационных решений в основном успешно справились со своими задачами по рациональному использованию недр. Несмотря на значительное усложнение горно-геологических условий разработки месторождений, потери и разубоживание руд не увеличились. Однако в деле рационального использования недр еще 9 далеко не все резервы вскрыты и не все возможности реализованы. Эти возможности и резервы заключаются прежде всего в правильной и своевременной подготовке запасов руд к выемке, освоении высокоэффективных прогрессивных систем и способов разработки месторождений, применении там, где это возможно, селективной добычи, усреднении руд, организации добычи и переработки забалансовых и потерянных руд. 2.1 Подготовка запасов руд к выемке Научный подход к решению проблемы рационального использования недр и комплексной переработки рудного сырья требует всестороннего изучения месторождений и своевременной подготовки их к эксплуатации, так как большие потери металлов возникают чаще всего на тех предприятиях, где слабо изучено рудное тело, неизвестен подробный вещественный состав руд, не проводится своевременно технологическое опробование подлежащих к выемке запасов руд. Своевременная подготовка запасов руд к добыче является необходимым условием рационального использования недр и ритмичного обеспечения кондиционным сырьем обогатительных фабрик. Важнейшим элементом этой работы в плане комплексного использования сырья является эксплуатационная разведка, посредством которой уточняют количество, качество и пространственное расположение залежей руд. В зависимости от густоты эксплуатационно-разведочных скважин горняки получают геологические данные с различной степенью достоверности. Более полная геологическая информация, на основании которой проектируют и выполняют буровзрывные работы, способствует снижению потерь и разубоживания руд при добыче. Дополнительные затраты на бурение сгущенной сети разведочных скважин вполне компенсируются сокращением ущерба от потерь и разубоживания. Для снижения затрат времени и средств на разведочные работы передовые предприятия отрасли применяют при технической помощи научных организаций ядерно-геофизические методы опробования руд и пород. Преимущество ядерно-геофизического метода при разведке месторождений установлено, в частности, практикой работы Никитовского рудника. До 1970 г. разведку здесь осуществляли в основном подземными горными выработками. При этом на разведку одного профиля затрачивала 300–350 м выработок. С 1970 г. разведку рудных тел проводят станками НКР-100 м путем бурения 10 с применением ядерно-геофизического метода опробования. Внедрение нового метода разведки позволило сократить проходку горных выработок более чем в 5 раз и снизить стоимость разведки в 1,5 раза. В этом отношении заслуживает внимания накопленный на Кальмакырском карьере опыт изучения запасов руд, подлежащих выемке. Для правильной разработки Кальмакырского месторождения и рационального использования запасов медных руд необходимо было получить достоверное оконтуривание различных типов руд, т. е. установить границы между ними и горной массой, правильно определить их технологическую характеристику и выдать рекомендации для селективной добычи. Как показали экспериментальные исследования, в условиях Кальмакырского карьера достоверность оконтуривания различных сортов руд обеспечивается опробованием по принятой в практике буро-взрывной сети (8-10 м между скважинами при высоте интервала опробования 10 м). Для определения технологических сортов руд на руднике создана флотационная лаборатория, оснащенная необходимым оборудованием. Лаборатория может проводить массовые исследования геологических проб на обогатимость в различных режимах, соответствующих режимам обогатительной фабрики. Кроме того, рудничными геологами разработана геолого-технологическая классификация, позволяющая определять различные типы руд по результатам полевых наблюдений. На основании геологических и технологических данных составляют сортовой паспорт взрыва для селективной добычи руды. В паспорте указывают границы верхней и нижней бровок уступа и линии предполагаемого отрыва, устья пробуренных взрывных скважин, содержание меди в руде, процент сульфидности, контакты пород, границы рудных зон по типам и сортам, а в окварцованных участках – содержание кремнезема. Копию паспорта взрыва передают машинисту экскаватора для ориентирования при работе в забое. Горный диспетчер заказывает железнодорожные составы для каждого экскаватора, поэтому весь состав рудного поезда загружают рудой только одного сорта согласно паспорту взрыва. Подобным образом загружают составы забалансовой рудой или горной массой. На каждый состав выписывают накладную, содержащую все данные, характеризующие содержимое вагонов. Накладная является первичным документом, на основании которого определяют направление движения и место разгрузки состава. Без наличия накладной разгрузку руды на обогатительной фабрике или 11 горной массы на отвале не производят. 2.2 Прогрессивные системы и методы разработки месторождений Месторождения руд черных и цветных металлов находятся в различных географических и климатических зонах: в средней полосе, Заполярье, Приморье, в пустынных и высокогорных районах. Рудные тела залегают на разной глубине и резко отличаются по горногеологическим условиям. Все это делает невозможным поиски универсальных решений технологии их разработки с целью обеспечения низких потерь и разубоживания руды при добыче. Однако там, где это экономически оправдано, предпочтение отдают открытому способу разработки месторождений, удельный вес которого в добыче руд в настоящее время превышает 65%. Открытому способу присущи более низкие потери и разубоживание по сравнению с подземной добычей. Вместе с тем и на открытых работах ряда горных предприятий еще имеют место высокие потери и разубоживание руд при добыче. Сложные горно-геологические условия на некоторых карьерах вынуждают применять валовой способ отбойки руды и породы с последующей экскаваторной сортировкой взорванной массы в процессе погрузки на транспорт. Одним из радикальных путей улучшения показателей использования недр на открытых горных работах является раздельная отбойка руды и породы, обеспечивающая по сравнению с валовой снижение потерь в 1,3-1,6 раза, а разубоживания – в 1,5-2 раза. Технико-экономические преимущества применения раздельной отбойки руды и породы подтверждены практикой работы карьеров Казахстана в самых различных горно-геологических условиях. В результате внедрения этого способа только на свинцово-цинковых карьерах получен экономический эффект около 1,5 млн. тенге в год. Раздельная отбойка руды и породы внедрена также на ряде карьеров никель-кобальтовой, медной и вольфрамо-молибденовой промышленности. При небольшой мощности рудных тел, сложной форме контактов руды и пород, малом фронте работ, когда применение раздельной отбойки ограничено, лучшие показатели извлечения руд из недр на карьерах дает под уступная выемка. Особенно полно достоинства этого метода проявляются в сочетании с отбойкой горной массы в зажатой среде. Отбойка в зажиме позволяет уменьшить перемешивание руды и породы при взрыве, а под уступная выемка создает более благоприятные условия для сортировки руды при 12 погрузке. Применение отбойки в зажиме вызывает удорожание добычных работ на 10-12% за счет сгущения сетки скважин, увеличения расхода взрывчатых веществ (ВВ) и применения экскаваторной сортировки при погрузке. Но это удорожание перекрывается экономией от снижения потерь и разубоживания руды. В этом отношении представляет интерес положительный опыт снижения потерь и разубоживания руды на карьерах Алмалыкского горно-металлургического комбината. Для предупреждения попадания руды в отвал, а породы на фабрику погрузку горной массы нового взрыва начинают только после получения результатов опробования буро-взрывных скважин и составления паспорта взрыва. Нормативные величины потерь и разубоживания руды при отработке при контактовых зон определяют следующим образом. Вначале по сортовым по горизонтным планам в контуре, намеченном к отработке в планируемый период, определяют исходные данные (параметры рудных тел, количество и длину контактов, содержание металла в при контактовых зонах в руде, в породе, количество балансовых запасов в этом контуре). Затем определяют браковочное содержание и рассчитывают допустимое разубоживание для каждого контакта. По этим двум величинам посредством специального графика определяют границу выемки для каждого контакта. Количество теряемой руды в разубоживающей массы определяют по разработанной формуле. На подземных горных работах наиболее эффективным направлением повышения показателей извлечения руд из недр признана система с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями. Наибольшее развитие эта технология получила при добыче богатых руд. В никель-кобальтовой промышленности системами с закладкой добывают около 60% всей руды. Применение системы с твердеющей закладкой имеет и другие преимущества, в частности, позволяет отрабатывать запасы, законсервированные в охранных целиках под промышленными и естественными объектами, а также разрабатывать месторождения комбинированными (открытым и подземным) способами. Так, на Лениногорском комбинате с использованием этой технологии отработаны рудные тела в охранных целиках шахты и рек Филипповки и Быструхи. На месторождениях, где невысокое содержание металлов в рудах не позволяет рентабельно применять системы с твердеющей или иной закладкой, могут использоваться другие способы разработки, обеспечивающие снижение потерь и разубоживания руды. 13 На Миргалямсайском руднике внедрена разработанная ВНИИцветметом столбовая система с обрушением налегающих пород. Она позволила снизить потери руды в 1,5 раза и разубоживание – в 1,4 раза при одновременном улучшении показателей по себестоимости добычи и производительности труда по сравнению с прежней камерно-столбовой системой, приводящей также к высоким потерям свинца. Большое значение для снижения потерь и разубоживания руд имеет правильно организованное планирование горных работ. Планирование горных работ осуществляют в два этапа. На первом этапе составляют годовой план. При этом тщательно изучают данные эксплуатационной разведки, уточняют на их основе промышленные контуры рудных тел, вносят коррективы в проектные решения в части отработки фланговых зон, глубины выемки и т. д. На этом же этапе определяют плановые показатели потерь и разубоживания при добыче, которые утверждаются вышестоящей организацией. Второй этап заключается в составлении месячных планов горных работ, утверждаемых руководством предприятия. Эти планы являются рабочим документом для коллективов участков, смены, экскаваторной бригады; по ним определяют размеры материального поощрения. Исходными данными для составления месячных планов служат результаты всех стадий разведки, а также результаты под уступного опробования, которое производят при помощи шнековых скважин по сетке 10X25 м с одно-двухмесячным опережением. Ценность месячных планов состоит в том, что при их составлении можно оперативно учитывать данные геологомаркшейдерских служб по результатам работы за предыдущий месяц, вносить коррективы в годовые планы, предусматривать дополнительные мероприятия по снижению потерь и разубоживания. 2.3 Селективная добыча и усреднение руд В цветной металлургии разрабатывают сотни самых разнообразных по запасам, форме и условиям залегания месторождений. Рудные тела в большинстве случаев характеризуются большой сложностью. Сплошные руды перемежаются вкрапленными с пустыми породами и забалансовыми рудами. Часто одно и то же месторождение содержит несколько технологических сортов руд, которые в силу их различных физико-химических свойств необходимо добывать и перерабатывать раздельно. Специфической особенностью большинства месторождений является ухудшение горно-геологических условий с увеличением 14 глубины разработки: уменьшаются мощности рудных тел, снижается содержание полезных компонентов, усложняется вещественный состав руд, ухудшаются физические и механические свойства руд и вмещающих пород. Несмотря на такое многообразие изменяющихся факторов, необходимо обеспечить отгрузку на обогатительную фабрику руды постоянного состава в полном соответствии с техническими условиями для получения плановых технико-экономических показателей (извлечение металлов, качество концентратов и т. д.) при ее обогащении. Эту важную задачу решают двояко. При наличии нескольких резко отличающихся по своим технологическим свойствам сортов руд и благоприятных условиях их залегания производят их селективную добычу и отгрузку по сортам на обогатительную фабрику. В случае, когда отдельные типы руды несущественно различаются по технологическим свойствам, а селективная выемка невозможна, применяют метод усреднения руд на пути от забоя до дробильного отделения обогатительной фабрики, чаще всего – на промежуточном складе. Селективная добыча различных типов руд и переработка их по сортам позволяет применять наиболее пригодные для данного сорта технологические схемы и режимы флотации, подобрать оптимальные реагенты и добиться максимального извлечения денных компонентов. Изучение пространственного размещения сортов руд на Тишинском, Белоусовском и Салаирском рудниках показало, что сорта руд достаточно четко обособлены в пространстве и по горногеологическим условиям предприятий могут быть добыты раздельно. Эта возможность была учтена при планировании добычных работ, что позволило подавать на фабрики руды требуемого состава и повысить извлечение металлов при их переработке. В настоящее время раздельную добычу сульфидных и окисленных (смешанных) руд применяют повсеместно, причем окисленные руды или перерабатывают по специальным технологическим схемам (Джезказганская фабрика), или направляют в отвалы для временного хранения. Необходимо отметить, что в практике горных и горно-обогатительных предприятий для стабилизации состава руды, подаваемой на обогатительные фабрики, чаще используют методы усреднения. Эффективность усреднения для повышения извлечения металлов при обогащении руд видна на примере создания прикарьерного усреднителыюго склада Сорского молибденового 15 комбината. Сорское месторождение медно-молибденовых руд представляет собой штокверк сложной формы гидротермального происхождения. Четкой границы между промышленными и непромышленными участками нет. Условные контуры рудных тел определяют только по данным опробования буро-взрывных скважин. Для месторождения характерно относительно низкое содержание и неравномерное распределение полезных компонентов. По техническим условиям обогащения руд колебания в содержании сульфидного молибдена в перерабатываемой руде не должны превышать γ 30%. Данные опробования в массиве показывают, что содержание молибдена изменяется более чем в десять раз, а анализ среднесменных содержаний молибдена в добываемой руде колебался в пределах γ 360%. Вследствие этого при переработке легко и среднеобогатимых руд резко изменялось как извлечение молибдена, так и содержание его в концентрате. На комбинате установили зависимость извлечения молибдена от содержания его в руде и разработали рациональную схему усреднения руд. Для внедрения этой схемы аккумулирующий склад был перестроен в усреднительный. Переработка усредненной руды позволила повысить извлечение молибдена в концентрат на 1,1%. 2.4 Добыча и переработка забалансовых, потерянных руд и вскрышных пород На разрабатываемых и отработанных месторождениях цветных и черных металлов накопились большие запасы неиспользуемых забалансовых, потерянных руд и вскрышных пород. Эти запасы образовались по различным причинам: из-за пониженного против кондиций содержания металлов (забалансовые руды), сохранения в выработках охранных целиков, старой закладки, обрушенной кровли и маломощных, невыгодных для отработки участков рудных тел (потерянные руды). Отвалы образовались за счет поступления в них вскрышных пород с приконтактовых зон месторождений с небольшим содержанием металлов. Экономичная переработка указанных руд и вскрышных пород по стандартным технологическим схемам в большинстве случаев невозможна. В связи со снижением содержания металлов на многих месторождениях и резким возрастанием потребностей промышленности всех стран в цветных металлах постоянно изыскиваются и разрабатываются новые способы для добычи и переработки забалансовых руд, извлечения металлов из потерянных 16 руд и вскрышных пород. Наиболее распространенными на практике методами являются добыча забалансовых руд с последующей концентрацией в тяжелых средах, гидрометаллургическое извлечение металлов из руд на месте залегания (подземное выщелачивание) и гидрометаллургическое извлечение металлов из руд и вскрышных пород, находящихся в отвалах на поверхности (кучное выщелачивание). Забалансовые руды, признанные ранее некондиционными из-за низкого содержания в них полезных компонентов, могут быть извлечены из недр впоследствии обычными способами разработки, если кондиции на подобные руды будут пересмотрены в сторону снижения. Это, разумеется, может быть сделано только при наличии соответствующих горно-геологических условий залегания этих руд. Пересмотр кондиции может быть осуществлен, прежде всего, на те руды, для которых технически возможно и экономически целесообразно предварительное отделение пустых пород в тяжелых средах в голове процесса обогащения. Примером эффективности предварительной концентрации руд в тяжелых средах служит практика работы Зыряновского свинцового комбината. Технология обогащения руд в тяжелых средах на этом предприятии позволила добывать открытым способом и эффективно перерабатывать значительные количества забалансовых руд, дополнительно извлекая из руд свинец, цинк, медь и золото. При этом Получены и другие технико-экономические результаты: повысилось извлечение металлов при обогащении тяжелой фракции руды на переделе флотации, продлен срок рентабельного существования предприятия. При благоприятных горно-геологических условиях потерянные руды также могут быть добыты обычными горными работами из охранных целиков, зон обрушения и закладочных камер, если содержание в них металлов позволяет осуществить их рентабельную добычу и последующую переработку. Чаще всего такие возможности ограничены; и для извлечения металлов из потерянных руд используют метод подземного выщелачивания. Подземное выщелачивание применяют в США. Подготовки рудных тел к выщелачиванию на месте их залегания содержащих медь, свинец, цинк и уран. Основным способом подготовки рудного тела является создание в нем системы скважин, по которым подают выщелачивающий раствор. Обогащенный металлом раствор откачивают на поверхность для извлечения из него ценных компонентов. Данный способ исключает выемку горной массы и связанные с этим затраты. 17 Обычно дробление руды на месте залегания рудного тела производят путем взрыва. Конструкция заряда должна соответствовать физико-механическим свойствам руды и вмещающих пород, чтобы дробление на всех участках рудного тела было одинаковым. Вид ВВ выбирают в зависимости от их мощности, водоустойчивости и стоимости. Расход ВВ колеблется в пределах 0,6-2,4 кг/м3. Используют два вида зарядов: скважинные и камерные. В скважинном заряде ВВ распределяются лучше, и упрощается схема взрывания, но он более дорогой. Для повышения эффективности процесса применяют также гидравлическое дробление руды выщелачивающим раствором, подаваемым в скважины под большим давлением. Для получения оптимального дробления учитывают характер трещин, геологию участка, физико-химические свойства пород и их химический состав. При гидравлическом дроблении используют усилие растяжения, при котором энергии расходуется меньше, чем при усилии сжатия или среза. При создании системы подземного выщелачивания следует учитывать возможность нарушения и сдвига пород, а также загрязнение грунтовых вод, и что эти недостатки в некоторых случаях сводят на нет преимущества, получаемые от этого способа добычи металлов. Ниже приведены два примера подземного выщелачивания в США. Па руднике «Биг Майк» (штат Невада) в бортах и на дне карьера осталось 430 тыс. т смешанной сульфидно-окисленной медной руды. Опытами было установлено, что 70%-ное извлечение меди может быть достигнуто путем выщелачивания сернокислым раствором с рН-2 при сравнительно небольшом расходе кислоты. Для отбойки руды пробурили 6,3 км скважин диаметром 146, 229 и 251 мм. Для дробления 540 тыс. т горной массы было израсходовано 180 т различных ВВ, в том числе и водонаполненных. В борту карьера на раздробленной руде сделали четыре бермы и проложили по ним распределительные полихлорвиниловые шланги диаметром 50 мм с укрупненными на них насадками. По шлангам подавали кислый раствор в количестве 760 л/мин, с рН = 1,6:2,0. Просачиваясь по трещинам в раздробленной руде, раствор выщелачивал медь и самотеком поступал в собирающие выработки, расположенные в нижней части карьера (рисунок 1). У бортов карьера, в местах возможной утечки пробурили несколько контрольных скважин, с помощью которых определили, что потерь раствора и загрязнения грунтовых вод не происходит. Обогащенный медью раствор (2 г/л) откачивали через эксплуатационную скважину, 18 пройденную в дне карьера на глубину 54 м. На руднике «Олд Релайбл» (штат Аризона) медь также добывают подземным выщелачиванием. Рудный штокверк диаметром 122 м с глубиной залегания до 150 м имел запасы 4 млн. т руды с содержанием меди 0,8%. Для дробления руды массовым взрывом на трех горизонтах было пройдено 2250 пог. м минных выработок сечением 1,8X1,8м и заряжено 1,8 тыс. т аммиачной селитры. 1 – система разбрызгивания; 2 – эксплуатационная скважина; 3 – камеры-отстойники; 4 – зумпф; 5 – емкость для серной кислоты; 6 – вспомогательный насос; 7 – бассейн для выщелачивающего раствора Рисунок «Биг Майк» 1 – Схема подземного выщелачивания па руднике При взрыве было отбито 3,6 млн. т руды и 1,9 тыс. т пустой породы. Расход ВВ при этом составил 330 г/т. Нарушение поверхности было минимальным, горная масса раздробилась на куски со средним размером 250 мм. В течение двух лет, с 1972 по 1974 г., добычу меди довели до 226 т. в месяц. В течение пяти лет должно быть добыто 13600 т. меди при извлечении 50%. Капиталовложения составили 2 млн. долл. Себестоимость металла на 30-50% ниже, чем на обычном руднике. В цветной металлургии ведутся широкие исследования по извлечению меди из забалансовых, потерянных руд и вскрышных пород. Проведено обследование десятков горных предприятий с целью выявления возможности организации подземного и кучного выщелачивания подобных руд. Выполнены лабораторные и опытнопромышленные работы по определению режимов выщелачивания, расхода серной кислоты и других материалов. Разработаны методы экстракционного извлечения металла из растворов. В настоящее время строятся и действуют несколько опытных, 19 опытно-промышленных и промышленных установок для извлечения меди из руд методом кучного и подземного выщелачивания. Установки работают на рудниках Восточно-Казахстанского меднохимического, Медногорского медно-серного, Балхашского и Алмалыкского горно-металлургических комбинатов. На Коунрадском руднике в настоящее время действует опытнопромышленная установка кучного выщелачивания забалансовых руд, построенная на основе результатов исследований Унипромеди. Отвал состоит из медной окисленной руды следующего состава, %: 1,46 Fe; 0,17 S; 76,32 SiO2; 11,86 А12О3; 0,17 СаО; 0,13 MgO; 0,002 Zn; 0,001 Pb. Медные минералы представлены на 76% окислами, на 13%вторичными сульфидами, на 10,6% – первичными сульфидами и 0,4% составляют сульфаты. Максимальный размер кусков руды в отвале – в пределах 0,6-1 м. Отвал имеет уклон 1°. 1 – отвал; 2 – оросительные прудки; 3 – трубопровод-коллектор диаметром 225 мм; 4 – скважины; 5 – задвижки; 6 – дренажная канава; 7 – насос; 8 – трубопровод диаметром 225 мм; 9 – прудок-отстойник емкостью 3000 м3; 10 – трубопровод диаметром 110 мм; 13, 14 – насосы; 15 – край-балка грузоподъемностью 2,5 т; 16 – цементатор производительностью 88 м3; 17 – сгуститель; 18 – желоб для слива осветленных растворов; 19 – насос; 20 – площадка для сушки цементной меди; 21 – желоб для стока растворов; 22 – прудок для хвостов емкостью 2500 м3; 23 – трубопровод диаметром 150 мм; 24, 25 – насосы; 26 – кислотопровод; 27 – кислотохранилище объемом 30 м3; 28 – бассеин поселка Коунрад Рисунок 2 – Аппаратурно-технологическая схема выщелачивания на Коунрадском руднике 20 кучного Для сбора растворов, вытекающих из-под отвала, с обеих сторон его пройдены дренажные канавы глубиной 1-1,5 м. На поверхности отвала имеется 12 оросительных прудков глубиной от 0,5 до 0,7 м, площадью по 250-270 м2. Аппаратурно-технологическая схема кучного выщелачивания показана на рисунке 2. Приготовление орошающих растворов и их подкисленис серной кислотой производят в камере смешивания с помощью перекачивающего насоса, подающего часть растворов на рециркуляцию. Приготовленные растворы поступают по полиэтиленовым трубопроводам на поверхность отвала и распределяются по прудкам. Вытекающие из-под отвала медьсодержащие растворы собираются у кольцевой дамбы, откуда направляются на цементацию. Цементацию осуществляют в барабанном цементаторе обезлуженным железным скрапом. Отстаивание цементной меди производят в сгустителе. Сгущенный продукт подвергают естественной сушке на асфальтированной площадке. Пробное выщелачивание ведут при содержании 5 г/л H2SO4 в орошающих растворах, плотности орошения 40 л/т, паузе в орошении 4 сут. В результате получают растворы с содержанием до 2,5 г/л Сu. Результаты замачивания отвала водой и пробное выщелачивание свидетельствуют об отсутствии заметных потерь меди с растворами через грунт, что создает предпосылки для организации промышленного кучного выщелачивания забалансовых руд без перевалки их на специально подготовленные основания. В меньшей степени готовности находятся исследовательские работы по подземному выщелачиванию медных руд, потерянных при разработке месторождений. Пока не найдено эффективных способов подготовки рудных тел к выщелачиванию для конкретных объектов, не установлена экономическая эффективность этой технологии и ряд других факторов. Накопленный опыт позволяет сделать вывод о необходимости всемерного развития кучного выщелачивания забалансовых руд и вскрышных пород. Для решения вопроса о внедрении подземного выщелачивания медных руд требуется продолжение опытных работ в конкретных условиях того или иного месторождения. 3 Комплексная фабриках переработка руд на обогатительных Обогащение руд – основное звено в технологи переработки 21 минерального сырья. Этот передел в значительной мере определяет комплексность использования сырья и технико-экономические показателя производства в целом по цветной металлургии. Металлы и другие ценные компоненты, которые не были извлечены из руд в процессе обогащения и остались в отвальных хвостах, по существу не будут использоваться долгие годы и обычно являются безвозвратными потерями. На подготовку и обогащение руд затрачиваются огромные средства. Показатели извлечения металлов в металлургическом производстве в основном определяются качеством концентратов, вырабатываемых на обогатительных фабриках. Поэтому совершенствование техники и технологии обогащения руд является важнейшим звеном в повышении технического уровня цветной металлургии. Комплексное использование рудного сырья на обогатительных фабриках будет улучшаться за счет совершенствования техники, технологии, организации производства и подготовки, руд с целью получения максимального прямого извлечения основных компонентов рудного сырья в готовую продукцию; внедрения технологических схем для извлечения из руд сопутствующих ценных компонентов; создания новых способов до извлечения металлов и других ценных составляющих из хвостов от обогащения руд; изыскания методов снижения потерь металлов с производственными растворами и сточными водами. Совершенствование обогатительных процессов находится в прямой зависимости от создания тесной органической связи работы горных цехов и обогатительной фабрики, регламентированной соответствующими указаниями Министерства индустрии и торговли РК. Эти указания предусматривают детальное изучение вещественного состава руд на всех участках разрабатываемого месторождения; технологическое опробование руд; составление плана горных работ, обеспечивающих добычу руд нужного качества, и подготовку руд к обогащению. 3.1 Характеристика руд цветных и редких металлов В настоящее время свыше 95% всех добываемых руд подвергают обогащению. Из них более 90% обогащают методом флотации. Небольшую часть руд направляют на металлургическую переработку. Независимо от того, обогащаются ли руды или поступают непосредственно на металлургические заводы, их химический и минералогический состав, физическое состояние 22 оказывают большое влияние на полноту и комплексность извлечения ценных компонентов при последующей переработке. Ниже дается характеристика основных руд цветных и редких металлов. 3.1.1 Медные руды. Медные руды различаются по характеру вмещающих горных пород и делятся на медно-песчаниковые, меднопорфировые, медные и медно-цинковые колчеданные руды. Меди опесчаниковые руды представляют собой оруднелые осадочные горные породы, в которых сульфиды меди замещают породные минералы в песчаниках. Количество сульфидных минералов в руде не превышает 16%. Породообразующие минералы – кварц, полевой шпат, кальцит, хлорит, серицит и др. Основными рудными минералами являются халькопирит, халькозин, борнит. Присутствуют также ковеллин, блеклая руда, пирит. Сопутствующие меди полезные компоненты – серебро и рений. В зоне окисления рудные минералы представлены малахитом, азуритом, броншантитом, купритом, хризоколлой и др. К сульфидным относятся руды, в которых содержание, окисленной меди не превышает 10%. Окисленными принято считать руды с содержанием окисленной меди выше 50-70%; промежуточное положение занимают смешанные руды. Главными медными минералами медно-песчаниковых руд Джезказганского месторождения являются борнит, халькозин халькопирит. При их обогащении получаются концентраты с высоким (до 40%) содержанием меди и низким (не более 15%) содержанием серы. Породообразующие минералы представлены в основном кварцем. Кроме медных руд, на Джезказганском месторождении имеются участки комплексных руд, содержащих наряду с медью свинец и цинк. Медно-порфировые руды, как правило, содержат молибден в количествах, позволяющих извлекать его в промышленном масштабе. К этому типу руд относятся руды Коунрадского, Калымакырского, Бощекульского месторождений, а также медно-молибденовые руды Каджаранского, Сорского и Агаракского месторождений. Сульфидная фракция представлена в основном халькопиритом, халькозином, борнитом, пиритом, молибденитом и другими сульфидами. Общее количество сульфидных минералов в руде обычно не превышает 34%. По содержанию окисленной меди руды подразделяются на сульфидные (10-15%), смешанные (от 10-15 до 50-75%) и окисленные (более 50-75%). Наибольшее промышленное значение имеют сульфидные руды (90-95% всех запасов). Из сопутствующих ценных компонентов можно отметить рений и драгоценные металлы. 23 Медные и медно-цинковые колчеданные руды характеризуются высоким содержанием сульфидных минералов, представленных в основном пиритом (50-100%). Главными рудными минералами являются халькопирит и сфалерит. Второстепенное значение имеют халькозин, борнит, марказит, пирротин. Присутствуют также арсенопирит, кубанит, аргентит, галенит и в небольших количествах – золото, серебро, селен, теллур. Существенной особенностью этих руд является тонко зернистость и взаимная вкрапленность медных и сульфидных минералов. Типичными представителями этого вида руд являются руды Южно-Уральских медно-цинковых месторождений – Сибайского, Учалинского, Гайского. 3.1.2 Медно-никелевые руды. Сырьем для производства никеля служат сульфидные медно-никелевые и окисленные никелевые руды. Окисленные руды перерабатывают на металлургических заводах без предварительного обогащения. Основное производство никеля базируется на сульфидных модно-никелевых рудах. Эти руды наряду с никелем и медью содержат кобальт, селен, теллур и металлы платиновой группы. Поэтому они являются по существу комплексными рудами и требуют соответствующей технологии для полного и комплексного извлечения всех ценных компонентов. В зависимости от характера оруденения медно-никелевые руды подразделяются на сплошные и вкрапленные. Сульфидные минералы представлены пентландитом, халькопиритом, кубанитом, пирротином и др. Породообразующая часть состоит из основных минералов – оливина, пироксена, плагиоклазов и вторичных нерудных минералов – талька, хлорита, слюд. До 20% общего никеля представлено силикатными минералами. Небольшое количество его (3-5%) находится в тонкодисперсном состоянии. Таким образом, в сумме около 20-25% Ni находится и форме, трудноподдающейся концентрации при обогащении. Сплошные медно-никелевые руды залегают в виде жил, гнезд, тел неправильной формы. Основную массу составляют сульфиды, содержание которых нередко достигает 90-95% н изменяется в широких пределах. Количество нерудных минералов обычно не превышает 25%. В зависимости от преобладания какого-либо минерала руды разделяются на пирротиновые, халькопиритные, кубанитовые и др. Медистые медно-никелевые руды (с соотношением меди к никелю 3:1) также имеют несколько минералогических разновидностей. Для этих руд характерна тонкая вкрапленность 24 сульфидов и наличие большого количества вторичных минералов. Содержание сульфидных минералов во вкрапленных рудах не превышает 5-6%, при соотношении меди и никеля менее чем 2:1. Наиболее распространенным минералом медно-никелевых руд является пирротин. Встречается он в трех кристаллических модификациях, обладающих различными свойствами и определяющих как качество никелевого концентрата, так и техникоэкономические показатели обогатительного и металлургического переделов. К месторождениям медно-никелевых руд относятся Норильское, Талнахское и месторождения Кольского полуострова. 3.1.3 Свинцово-цинковые руды. Различают несколько типов свинцово-цинковых руд. Важнейшие из них – полиметаллические (медно-свинцово-цинковые), свинцово-цинковые и свинцовые. В ряде месторождений присутствует в больших количествах барит, который при флотации выделяется в отдельный концентрат. В полиметаллических рудах нередко содержатся, помимо меди, свинца и цинка, золото, серебро, кадмий, индий в промышленных количествах, иногда сопутствуют германий, талий, висмут, почти всегда мышьяк, сурьма и кобальт. Полиметаллические руды находятся в Восточном Казахстане (Лениногорское, Зыряновское, Белоусовское, Березовское месторождения), в Средней Азии (Алтын-Топканское, Кансайское), на Дальном Востоке (Тетюхинское) и в других районах СНГ. Наибольшее значение имеют руды алтайского типа. Вещественный состав медно-свинцово-цинковых руд весьма разнообразен и зависит как от генезиса месторождения, так и от степени окисления руд. По относительному содержанию окисленного свинца эти руды подразделяются на сульфидные, в которых содержание окисленного свинца составляет 10-15%, смешанные – от 10-15 до 40-85% и окисленные – свыше 40-85%. Во многих случаях добыча окисленных и смешанных руд раздельно не производится и они поступают на переработку совместно с сульфидными. Основные минералы сульфидных руд – галенит, сфалерит и халькопирит. Часто присутствуют пирит, арсенопирит и блеклые руды. Нерудные минералы представлены обычно кварцем и кальцитом, и в некоторых случаях баритом, хлоритом, серицитом и др. Золото чаще всего связано с медными, свинцовыми минералами и пиритом, встречается оно также в свободном состоянии. Кадмий ассоциирован со сфалеритом. В отличие от сульфидных руд окисленные и смешанные руды имеют более сложный минеральный состав, характеризуются 25 наличием глинистой и шламистой фракций, ухудшающих физические свойства руд и их обогатимость. Помимо галенита, церуссита, англезита в них присутствуют практически неизвлекаемые при флотации плюмбоярозит и другие ожелезненные свинецсодержащие соединения. Ориентировочно, доля сульфидного свинца в окисленных и смешанных рудах составляет 45-55%, относительно легко флотируемых окисленных минералов свинца 10-20%. Остальные 2540% состоят из труднофлотируемых соединений, извлечение которых сопряжено с большими потерями и затратами. В свинцово-цинковых рудах медные минералы или вообще отсутствуют, или присутствуют в количествах, исключающих выделение их в самостоятельный продукт обогащения. По многим другим свойствам свинцово-цинковые руды аналогичны полиметаллическим. Состоят свинцово-цинковые руды из более простых минералов (галенит, сфалерит, пирит, марказит, церуссит и др.) и часто содержат соединения барита. Характерной особенностью этих руд является также тонкая вкрапленность и взаимное прорастание рудных минералов, что затрудняет получение высоких показателей селекции. Основная масса свинцовых и свинцово-баритовых руд связана с карбонатными породами (известняки и доломиты). Характерным в этом отношении является Миргалимсайское месторождение. Свинцовые руды имеют разнообразный минеральный состав (галенит, пирит, марказит, церуссит, сфалерит, кальцит, доломит, сидерит, барит, кварц и др.), тонкую вкрапленность и высокую степень окисленности. 3.1.4 Вольфрамовые и молибденовые руды. Различают жильные, штокверковые и скарновые вольфрамовые и молибденовые руды. Вольфрам, кроме того, встречается в россыпных месторождениях. Молибден добывается из штокверковых (62%), скарновых (20%) и жильных руд (18%); вольфрам – главным образом из скарновых (55%) и жильных (44%). Большинство месторождений скарнового типа – комплексные. К ним относятся Тырныаузское, Чорух-Дайронское, Майхурииское и др. Кроме вольфрама, руды этих месторождений содержат молибден, олово, медь, цинк, незначительные количества золота, висмута и ряд других ценных компонентов. Основные минералы – шеелит, молибденит, повеллит. Часть молибдена находится в кристаллической решетке шеелита. Шеелит обычно рассеян в виде мелкой вкрапленности в пироксеновых и других породообразующих минералах или обособлен с кварцем и сульфидами в виде гнезд и жил. 26 Молибден связан главным образом с кварцево-сульфидными прожилками. В жильных рудах вольфрам представлен вольфрамитом, реже шеелитом. Обычно встречаются кварц-вольфрамитовые и кварцкасситеритвольфрамитовые жилы. Помимо вольфрамовых минералов, в рудах находятся пирит, халькопирит, арсенопирит, галенит, золото и др. К этому типу относятся руды Джидинского, Букукинского и других месторождений. В рудах Иультипского месторождения присутствует в промышленных количествах касситерит. В жильных молибденовых рудах молибден находится в виде микро и крупночешуйчатого молибденита, связанного с кварцем. В штокверковых рудах вольфрам обычно имеет подчиненное значение и ассоциируется с молибденом, иногда медью, висмутом, оловом и др. Вольфрам находится обычно в виде вольфрамита и шеелита, молибден – в виде молибденита. Примером штокверского месторождения может служить Верхне-Кайрактипское, Коктенкольское и др. Различают собственно молибденовые, вольфрамо-модибденовые и медно-молибденовые руды. Ведущим сырьевым источником производства молибдена являются медномолибденовые руды. 3.1.5 Оловянные руды. Промышленные типы оловянных руд делятся на две группы: руды коренных месторождений и руды россыпных месторождений. К обеим группам относятся сульфиднокасситеритовые, силикатно-касситеритовые и кварцевокасситеритовые руды. Наиболее распространены силикатнокасситеритовые (63%), затем сульфидно-касситеритовые (24%) и кварцево-касситеритовые (9%) руды. Силикатно-касситеритовые руды характеризуются наличием значительного количества железистых силикатов — хлорита и турмалина. Наряду с ними встречаются арсенопирит, пирротин, пирит, халькопирит. Станнин находится в небольших количествах. В сульфидно-касситеритовых рудах сульфиды преобладают над другими рудными минералами. Общее количество сульфидов может достигать 90%. Наиболее часто встречаются следующие минералы: пирротин, пирит, арсенопирит, галенит, сфалерит, станции, реже – халькопирит, блеклые руды, серебросодержащие, висмутовые, сурьмяные и другие минералы. В зависимости от содержания и соотношения различных минералов руды могут быть собственно оловянные, олово-свинцовоцинковые и комплексные, содержащие, кроме олова, свинец, цинк, медь, висмут, мышьяк и другие компоненты. 27 3.1.6 Ртутные и сурьмяные руды. Ртутные руды. В природе известно свыше 30 минералов ртути. Промышленное значение имеют лишь несколько из них, в том числе сульфид ртути – киноварь и комплексный сульфид ртути и сурьмы – ливингстонит. Небольшое практическое значение имеет и самородная ртуть. Различают несколько типов руд: собственно ртутные, ртутносурьмяные (с антимонитом), ртутно-мышьяковые (с реальгаром и аурипигментом), полиметаллические (с галенитом и другими сульфидами). По характеру жильных минералов выделяют ртутные руды, связанные с кальцитом, с кварцем и хальцедоном, с кварцем и флюоритом, с баритом. По характеру распределения киновари во вмещающих породах руды делятся на: вкрапленные, гнездовые, прожилковые. Содержание ртути в рудах колеблется в широких пределах – от 0,15 до 5-8%. Сурьмяные руды в зависимости от формы соединений сурьмы подразделяются па сульфидные, окисленные и смешанные (сульфидноокисленные). Типичным минералом сульфидных руд являются сульфид сурьмы – сурьмяный блеск (антимонит, стибнит). Окисленные руды обычно представлены валентинитом и сенартитом, смешанные руды содержат сульфидные и окисленные минералы, а также минерал кермазит, который состоит из двух частей сульфида и одной части окисла сурьмы. В качестве породообразующих минералов в состав сурьмяных руд входят кварц, флюорит, кальцит, барит. Из сопутствующих компонентов встречаются ртуть, мышьяк, висмут, медь, никель, золото, серебро. 3.1.7 Алюминиевые руды. Бокситы являются важнейшим, наиболее качественным и доминирующим сырьем для производства алюминия. Бокситы состоят из водных окисей алюминия, железа и небольших количеств окислов кремния, титана и некоторых других элементов, а также водных алюмосиликатов. Содержание глинозема в них колеблется от 28 до 52% и более, а отношение глинозема к окиси кремния – от 2 до 12. По своему происхождению бокситы делятся на две основные группы: остаточные и осадочные. Остаточные бокситы – продукт латеризации или выветривания алюмосиликатных пород, при котором происходит разложение алюмосиликатов, вынос кремнекислоты, образование и накапливание гидратов окисей алюминия и железа. Большое распространение месторождения латеритовых бокситов имеют в тропической и субтропической зонах. Осадочные бокситы образовались за счет переносимых реками, а также грунтовыми водами растворов, суспензий и коллоидных соединений алюминия, железа, титана и многих других элементов, 28 В бокситах обнаружено 42 химических элемента, в том числе 10 (О, H, С, А1, Si, Ti, Ca, Mg, Fe и S) входят в состав бокситов в наибольших количествах. Минералогический состав бокситов очень сложный, установлено, что в них содержится около 100 минералов. В зависимости от степени гидратизации бокситы подразделяются па маловодные (корундовые), одноводпые (диаспоровые и бемитовые) и трехводные (гидраргиллитовые или гибситовые). В СНГ месторождения бокситов находятся на Северном Урале, Южном Урале (бемитдиаспорового типа), на Среднем Урале и в Северном Казахстане (гидраргиллитового типа), а также в других районах. Нефелиновые руды состоят из нефелина, щелочных полевых шпатов, щелочных пироксепов, титаносиликатов и многих других минералов, представляющих собой комплексные соединения окислов алюминия, кремния, калия, натрия, кальция, магния и железа. В России перерабатываются на глинозем нефелиновые породы Кольского полуострова и Кия-Шалтырского месторождения в Сибири. В отличие от бокситов содержание кремнезема в нефелиновых рудах превышает содержание глинозема почти в два раза. Так, в нефелиновом концентрате из хвостов от обогащения апатитовых руд кремнезема содержится 43,1%, а глинозема 29,2%. Алуниты являются одним из видов промышленного алюминиевого сырья. В природе существует две разновидности алунита: натриевая и калиевая. Первая – с соотношением Na2O:К2О – = (1,7-1,6):1, вторая – с соотношением 1:2 соответственно. Промышленные месторождения алунитов представляют собой изоморфную смесь этих двух разновидностей с преобладанием К 2О над Na20. Состав алунита: 37,8% А12О3:11,4% (К, Na)2O; 38,6% SO3, 13% Н2О. В СНГ эксплуатируется Загликское месторождение в Азербайджанской Республике с содержанием алунита в породе 51%. Глины и каолины являются одним из возможных видов алюминиевого сырья. Месторождения глин и каолинов, которые широко применяются в качестве сырья в химической промышленности для производства огнеупоров и в других отраслях народного хозяйства, известны во многих районах СНГ. Однако экономическая целесообразность их промышленного использования для производства алюминия в настоящее время не установлена. Сырьем для производства алюминия и алюмокремниевых сплавов электротермическим способом могут служить также высокоглиноземистые силикатные породы с достаточно большим содержанием андалузита, силлиманита и кианита (дистена), а также диаспор содержащие кварциты, глины, каолины и некоторые 29 разновидности бокситов. 3.1.8 Титановые руды. Основными промышленными минералами являются рутил, ильменит, перовскит и сфен. Рутил – двуокись титана – содержит примесь закисного железа. Известные запасы рутиловых руд ограничены. Ильменит – метатитанат железа – наиболее распространенный минерал титана часто находится в тесной связи с магнетитом, образуя титано-магнетитовые руды. Известны также ильменито-гематитовые руды. До 40% ильменита добывается из россыпей, содержащие от единицы до десятков килограммов ильменита на 1м3 песков. Пески часто имеют комплексный состав. Перовскит – титапат кальция – в ряде месторождений включает примеси ниобия, иттрия, марганца, магния. Крупные месторождения этого минерала находятся на Кольском полуострове. Сфен, или титанит представляет собой титапосиликат кальция. Добывается совместно с апатитом и нефелином. Из других сырьевых источников титана можно назвать такие комплексные минералы, как лопарит и некоторые другие титанониобиевые минералы. 3.1.9 Магниевые руды. Наиболее часто в природе встречаются следующие минералы магния: карбонаты (магнезит, доломит), сульфаты (кизерит, кианит), силикаты (оливин, серпентин, тальк) хлориды (бишофит, и карналлит). Хлориды магния содержатся также в больших количествах в морской воде и в воде соленых озер. Основными видами промышленного сырья для производства магнии служат руды, содержащие карналлит, бишофит, магнезит, доломит, а также озерная рана и морская вода. Месторождения ископаемых магниевых солей, как правило, являются комплексными и сопутствуют месторождениям калийных солей. Большие запасы карналлита находятся в Пермской области. Эксплуатируются залежи калийно-магниевых солей Западной Украины, в которых магниевые соединения представлены исключительно в виде сульфатов. При переработке солей этих залежей на калийные удобрения получается большое количество сбросных растворов, содержащих до 25% хлористого магния. 3.1.10 Руды редких металлов. Ниобий и тантал входят в состав большого числа (около 100) минералов, представляющих собой весьма сложные комплексные соли ниобиевых и танталовых кислот. В этих минералах в различных соотношениях содержатся и другие металлы: железо, марганец, щелочные и щелочноземельные металлы, титан, цирконий, торий, уран, олово, сурьма, висмут, вольфрам и др. 30 Наиболее важные минералы могут быть подразделены на две группы: танталониобаты (танталит и колумбит) и титанотанталониобаты (пирохлор, лопарит, коппит, бетафит). Тантал и колумбит всегда содержат примеси минералов титана, олова, вольфрама и ряда других элементов. Обычно это изоморфная смесь (твердые растворы) танталитов и ниобатов железа и марганца. В колумбите преобладает ниобий, в танталите – тантал. Общее содержание суммы окислов (Nb2O5+Ta2O5) в минералах составляет 8286%. Пирохлор – минерал сложного состава с содержанием окиси ниобия от 37 до 65% и окиси тантала от 0 до 6%. В основном он содержит соли ниобиевой и танталовой кислот, в которых катионами являются натрий, кальций, редкоземельные элементы. Пирохлор содержит также фтор. Лопарит по химической природе является титанониобатом натрия, кальция и редкоземельных элементов. Соотношение Nb2Os : Ta2Os колеблется в нем от 17:1 до 20:1. Месторождения тантала и ниобия обычно связаны с пегматитовыми породами. В гранитных пегматитах концентрируются в основном танталит и колумбит, в щелочных (нефелинсиенитовых) – пирохлор, допарит и др. Минералы циркония концентрируются в основном в гранитных и щелочных пегматитах. Известно около 20 минералов пиркония. Они подразделяются на три группы: двуокись циркония (бадделеит и его разновидности); ортосиликаты циркония (циркон и его модификации); пиркопспликаты натрия, кальция, железа и других элементов (эвдиалит, эвколит и др.). Основные промышленные минералы – бадделеит и циркон, представляюший собой ортосиликат циркония, содержащий 67,2 % ZrO2. Запасы циркона сосредоточены в прибрежноморских россыпях. Здесь циркон накапливается вместе с ильменитом, рутилом, лопаритом и другими минералами, Циркон обычно содержит примесь гафния в количестве от 0,5 до 4% и служит также сырьевым источником для получения этого металла. Рений, германий, индий, галлий, таллий относятся к числу рассеянных редких металлов. Нахождение рения в природе связано с сульфидами меди и молибдена. Более богаты рением молибдениты медно-молибденовых месторождений. Значительные ресурсы рения сосредоточены в рудах Джезказганского Месторождения, где рений находится в виде минерала джезказганита. Основное количество германия находится в рассеянном виде в силикатах, сульфидах и минералах, представляющих собой сульфосоли. В сульфидах меди, цинка, свинца, железа германия содержится от тысячных до десятых долей процента. Известны 31 несколько минералов германия (аргиродит, германит, рениерат). Кроме сульфидных руд, источником производства германия служат каменные угли, и которых его содержание колеблется от 0,001 до 0,01%. Галлий встречается во многих минералах алюминия, железа и цинковых обманках в виде изоморфной примеси в количествах от 0,04 до 0,001%. В настоящее время известен только один минерал галлия – галлит. Связь галлия с алюминием объясняется близостью химических свойств и ионных радиусов этих элементов. Ионы алюминия часто замещены в кристаллической решетке ряда промышленных минералов ионами галлия. Так же как и германий, галлий содержится в углях. В золе углей находят от 0,01 до 0,1% галлия. В настоящее время основным источником получения галлия служат полупродукты и отходы производства алюминия. Собственные минералы индия открыты недавно и промышленного значения не имеют. Повышенные концентрации индия наблюдаются в сульфидных минералах, преимущественно в цинковых обманках. Содержание индия в последних колеблется от 0,1 до 0,001%. Более высокое содержание индия находят в цинковых месторождениях с большим содержанием железа. Главным источником получения индия служат полупродукты и отходы цинкового и свинцового производств. Индий извлекают также из пылей при производстве олова. Известны некоторые минералы таллия, но большая часть его находится в рассеянном состоянии в виде изоморфной примеси в сульфидных минералах свинца, цинка, железа, меди и в силикатах (полевых шпатах, слюдах). Наибольшая концентрация таллия обнаружена в сульфидах железа (пиритах и марказитах), где она достигает 0,1-0,5%. Главный сырьевой источник получения таллия – отходы и полупродукты при переработке сульфидных руд. 4 Прогрессивные методы подготовки руды 4.1 Дробление руд Для более полного вскрытия минералов и получения высоких технологических показателей обогащения большое значение имеет крупность руды, поступающей в измельчительные агрегаты. В большинстве случаев это достигается предварительным дроблением в две или три стадии. Однако некоторые руды требуют подготовки питания мельниц в четыре стадии. Промышленный опыт применения четырех стадийного дробления руды накоплен на обогатительной 32 фабрике Джезказганского горно-металлургического комбината. Комплексные медно-свинцово-цинковые руды Джезказганского месторождения обладают повышенной прочностью. Но шкале М. М. Протодьяконова коэффициент прочности равен 17-18, индекс работы (по Ф. Бонду) находится в пределах 16-18. К особенностям этих руд относится и высокая сопротивляемость разрушению. При мелком дроблении отношение размера куска максимальной крупности к размеру разгрузочной щели равно, примерно 5,5-6,0, тогда как для руд выше средней прочности оно не превышает 4,5. По первоначальному проекту Механобра дробление комплексной руды намечалось проводить в три стадии соответственно в дробилках ККД-900, КСД-2200 и КМД-2200. После третьей стадии предполагалось получить продукт крупностью 20-0 мм и выделить из него фракцию флотационной крупности – 0,2 мм с целью предупреждения ошламования руды при измельчении. В ходе освоения построенного дробильного отделения оказалось, что при работе третьей стадии в открытом цикле удается получить продукт крупностью только 35-0 мм, хотя разгрузочную щель дробилки КМД2200 поддерживали в пределах 5,5-6,0 мм. Содержание класса +20 мм в дробленом продукте составляло 26%, а количество фракции флотационной крупности не превышало 6%. Поступление в цикл измельчения руды, повышенной против проекта крупности, вызвало необходимость замены стержневых мельниц 2700X3600 мм па мельницы 3200X3400 мм. Несмотря на это, работа отделения измельчения была неустойчивой. Нередко в сливе классификатора первой стадии измельчения содержалось недопустимое количество крупных частиц, что приводило к быстрому износу импеллеров и остановке флотационных машин межцикловой флотации. Наряду с этим наблюдалось и увеличенное ошламование сульфидов. В связи с этим было рекомендовано ввести четвертую стадию дробления путем дополнительной установки дробилки КМД-2200 в замкнутом цикле с грохотом (совмещенное предварительное и контрольное грохочение). В результате проведения пуско-наладочпых работ были определены параметры работы оборудования по четырех стадиальной схеме, позволившие существенно снизить крупность питания мельниц. В частности, установили оптимальные размеры щели; на дробилке крупного дробления 130 мм, на дробилке среднего дробления 32-34 мм, на дробилке третьей стадии дробления 6-6,5 мм и на дробилке четвертой стадии 5 мм. Показатели измельчения руды после трех- и четырех стадийного 33 дробления приведены в табллице 1. Таблица 1 – Показатели измельчения руды после трех-четырех стадийного дробления, мм Снижение крупности исходного питания мельниц с 35 мм до 18 мм при одной и той же крупности измельчения в первой и второй стадиях позволило повысить производительность технологической липни на 21%. При введении четвертой стадии дробления расход электроэнергии на дробление 1 т руды возрос с 2,3 до 2,7 кВтч/т, а на измельчение снизился с 19,7 до 17 кВтч/т. Общий расход электроэнергии на дробление и измельчение снизился на 10,5%. 4.2 Самоизмельчение руд Дробление и измельчение являются наиболее дорогими операциями процесса переработки руд на обогатительных фабриках. Они требуют больших капитальных затрат и эксплуатационных расходов. Вместе с тем эти операции оказывают существенное влияние и качественные показатели обогащения, так как предназначены для вскрытия минералов, обеспечивающего 34 необходимые условия для успешного проведения флотации. Сокращение капитальных затрат на строительство цехов дробления и измельчения, совершенствование, их технологии и снижение эксплуатационных расходов является весьма актуальной задачей. В настоящее время наиболее прогрессивным направлением в решении этой задачи является рудное самоизмельчение крупнодробленой руды в мельницах «Каскад». В чистом виде рудное самоизмельчение представляет собой измельчение мелких и средних фракций более крупными кусками руды. Масштабы применения рудного самоизмельчения быстро расширяются, хотя этот процесс и не является универсальным. В мировой практике удельный вес фабрик с рудным самоизмсльчением в общем количестве строящихся предприятий увеличился почти в 10 раз, в то время как число фабрик, строящихся по традиционной двустадийпой схеме шарового измельчения, сократилось в 5 раз. Рудное самоизмельчение, если оно применимо по характеру месторождения и природе руды, при надлежащих условиях (рациональной схеме, крупном оборудовании, прогрессивных инженерных решениях), выгоднее других способов рудоподготовки главным образом по капитальным затратам, объемам и срокам строительства. Эксплуатационные расходы при рудном самоизмельчении ориентировочно на 10% ниже, чем при обычных схемах рудоподготовки. В некоторых случаях рудное самоизмельчение снижает возможность переизмельчения руды и образования повышенного количества шламовой фракции. Положительные результаты дало внедрение этой технологии на одной из фабрик. Замена стальных измельчающих тел рудой позволила повысить извлечение минералов в товарную продукцию за счет уменьшения их, переизмельчения. В настоящее время для руд цветных металлов процесс рудного самоизмельчения в чистом виде используют только в некоторых случаях, так как для большинства руд обычно требуется применение технологического регулирования или интенсификация этого процесса с помощью других средств. 35 1 – «Симилкамин»; 2 – «Пима»; 3 – «Лорнекс» Рисунок 3 – Принципиальные технологические схемы рудного самоизмельчения Из опыта работы обогатительных фабрик известны следующие разновидности рудного самоизмельчения: 1) полное рудное одно и двустадийное самоизмельчение. При двустадийном измельчении вторая стадия осуществляется в виде рудногалечного измельчения, для которой галю берет с первой стадии; 2) рудное комбинированное одно и двустадийное измельчение. По существу, здесь применяют полусамоизмельчения, так как измельчение в одну стадию производят с загрузкой в мельницу шаров, а при двустадийном вторую стадию проводят в шаровых мельницах. Загрузка шаров в мельницы самоизмельчения преследует двоякую цель – восполнить недостаток в крупно-кусковом материале и измельчить фракнию критического размера (около 25мм). При этом производительность мельниц возрастает, расход электроэнергии на 1 т материала снижается, улучшается гранулометрическая характеристика продукта. Доизмельчение продукта рудного 36 самоизмельчания в шаровых мельницах (вторая стадия) также позволяет повысить пропускную способность мельниц рудного самоизмельчения по руде и рассматривается, поэтому как один из способов интенсификации процесса. Применение рудного самоизмельчения повышает производительность труда, так как численность персонала, обслуживающего дробильно-измельчительный комплекс, сокращается на 30-35%. 4.3 Обогащение в тяжелых суспензиях Одним из прогрессивных способов рудоподготовки является предварительное обогащение в тяжелых суспензиях. Сущность этого процесса заключается в разделении рудного сырья по плотности в гравитационном или центробежном поле в суспензии, имеющей промежуточную плотность между тяжелой и легкой фракциями. Тяжелые суспензии, применяемые при обогащении, представляют собой механическую звесь мелкодисперсных тяжелых – минералов, сплавов, металлов (утяжелителей) в воде. В качестве утяжелителей используют пирит, пирротин, барит, галенит, магнетит, ферросилиций, свинец. Большое распространение получил ферросилиций. Применение данного метода обогащения руд способствует интенсификации горных работ, вовлечению в эксплуатацию бедных руд. Получаемая при этом пустая порода может быть использована в качестве строительного материала. Благодаря низкой стоимости обогащения в тяжелых суспензиях снижается общая стоимость переработки руд. Процесс обогащения в тяжелых суспензиях состоит из следующих операций: подготовки руды к разделению; разделения руды в суспензии на фракции различной плотности; дренажа рабочей суспензии и отмывки продуктов разделения; регенерации утяжелителя. Подготовка руды к сепарации заключается в дроблении ее до крупности, при которой происходит освобождение основной массы пустой породы (обычно 100-25 мм). Дробленую руду подвергают грохочению и промывке для удаления шламов и мелких фракций (классов), так как обогащение мелких классов этим способом менее эффективно, чем обогащение крупных. Нижний предел крупности чаще всего принимают равным 4-6 мм. Разделение руды в суспензиях производят в сепараторах различных конструкций. Конструкция сепараторов определяет 37 гидродинамику потоков суспензии и влияет на эффективность обогащения. Различают сепараторы с глубокой ванной (конусные, пирамидальные, колесные) и с мелкой ванной (барабанные, со шнековой разгрузкой тяжелой фракции). Разгрузка легкой фракции осуществляется самотеком или принудительно при помощи механических устройств. Чаще применяют комбинированный способ. Тяжелую фракцию разгружают при помощи аэролифта, сифоном или различными механическими приспособлениями. В отечественной практике применяют конусные сепараторы (Зыряновская фабрика) и колесные. Способ регенерация утяжелителя зависит от природы утяжелителя. Ферросилиций, магнетит и пирротин регенерируют магнитной сепарацией. Общие потери утяжелителя составляют 100750 г/т, в том числе с продуктами обогащения 30-600 г/т, с хвостами регенерации 40-80 г/т, механические 30-70 г/т. Согласно исследовательским данным, этот способ применим к рудам многих месторождений с возможной общей годовой производительностью более нескольких десятков миллионов тонн. В настоящее время обогащение в тяжелых суспензиях используют пока на небольшом числе фабрик. 1– ленточный конвейер; 2 – самобалансный грохот (8 м2); 3 – конусный сепаратор диаметром 3 м; 4 – чаны кондиционной и разбавленной суспензии; 5 – насос для тяжелой суспензии; 6 – дуговой грохот; 7 – электромагнитный сепаратор диаметром 0,9 м; 8 – 38 чан для приготовления суспензии; 9 – классификатор 1200X6500 мм; 10 – лесковый насос; 11 – гидроциклон диаметоом 350 мм; 12 – вакуум-фильтр; 13 – вакуум-насос; 14 – ресивер; 15 – ловушка; 16 – центробежный насос; 7 – компрессор; 18 – воздуходувка; 19 – размагничивающий аппарат 1200 Э; 20 – скиповой подъемник; 21 – пробоотбиратель; 22 – ленточный питатель; 23 – дробильный агрегат; 24 – сократитель; 25 – дисковый истиратель Рисунок 4 – Схема цепи аппаратов опытно-промышленной установки для обогащения руд в тяжелых суспензиях В целях ускорения внедрения и сокращения сроков освоения этой технологии Механобр создал проект опытно-промышленного агрегата, представляющего собой малогабаритный комплекс аппаратов, объединенных поточной линией с минимальными высотными перепадами при их сопряжении. Производительность агрегата – до 100 т/ч. Схема цепи аппаратов приведена на рисунке 4. В состав агрегата включен конусный сепаратор диаметром 3000 мм с комбинированным съемом легкой фракции и неподвижным центральным аэролифтом для разгрузки тяжелой фракции. Конусный сепаратор оборудован загрузочным устройством, позволяющим создавать горизонтальный поток на поверхности суспензии, что способствует повышению точности разделения за счет отсадки промпродуктовых фракций из слоя всплывшего материала. Цикл регенерации состоит из одной стадии магнитной сепарации, осуществляемой в электромагнитном сепараторе 217-СЭ с напряженностью магнитного поля до 2500 Э. В схему включена также операция обезвоживания отсева класса – 6 мм для облегчения условий транспортирования его вместе с тяжелой фракцией при расположении агрегата на значительном расстоянии от корпуса обогащения. Проектом предусмотрены автоматический контроль и регулировка плотности и вязкости суспензии. Несмотря на относительно высокую проектную производительность (100 т/ч), агрегат можно применять на рудниках малой мощности при работе его в одну или две смены, что экономичней работы в три смены агрегата менее высокой производительности. В то же время производительность указанного агрегата позволяет не только снизить удельный расход материалов, но и обеспечить получение надежных результатов. Основные технико-экономические показатели агрегата при работе в три смены следующие: 39 Удельный расход на 1 т руды: ферросилиция, кг ......... 0,120 магнетита, кг........... 0,080 электроэнергии, кВт-ч ....... 1,9 свежей воды, м3 ........ 0,5 Себестоимость передела 1 т руды, руб. 0,16 Численность обслуживающего персонала (технологического), чел/смену ..... 3 Выработка по руде на одного рабочего, Т/Г°Д ......... 58300 Габаритные размеры, м........ 12Х18ХЮ Масса агрегата в сборе ( руды), т. В том числе технологического оборудования, т .............. 60 Агрегат запроектирован без привязки к конкретному промышленному объекту и может устанавливаться как вне здания, так и внутри производственных помещений шириной 12 м и более. 4.4 Совершенствование технологий измельчения и флотации Большим резервом повышения комплексности использования рудного сырья на обогатительных фабриках является совершенствование технологических схем измельчения и флотации. Как показывает практика, при обогащении медных и медно-цинковых руд более 60% металла, теряемого с хвостами, содержится в классах менее 20 и более 70 мкм. Потери металлов в разноименных концентратах также в основном связаны с этими классами. С. И. Митрофановым и другими специалистами рекомендуется несколько способов и технологических приемов повышения извлечения металлов из классов граничной крупности. Одно из перспективных направлений совершенствования процесса измельчения заключается в выводе готового по крупности продукта между стадиями измельчения или перед измельчением (рисунок 5). При этом снижается шламообразование и повышается производительность измельчительного отделения. Такая схема использовалась на Сибайской фабрике и позволила уменьшить выход класса – 5 мкм в питании флотации с 25-28 до 12-15%. Если минералогический характер руд позволяет выделять часть минералов в пенный продукт при относительно грубом измельчении (межцикловая флотация, выделение медной или медно-цинковой «головки» и т.д.), то подготовку руд к флотации целесообразно осуществлять по схеме, представленной на рисунке 6. Схема 40 предусматривает также контрольную флотацию шламовой части с получением отвальных хвостов с целью снижения переизмельчния. Для предупреждения шламообразования при доизмельчении грубых концентратов и промпродуктов с большим эффектом можно использовать схему, показанную на рисунке 7. По этой схеме готовый класс из исходного продукта флотации выделяется перед доизмельчением в отдельной батарее гидроциклонов, а пески измельчаются в мельнице, работающей в замкнутом цикле с другими гидроциклокнами. В некоторых случаях получение более тонкого материала в питании флотации, а также уменьшение количества готового материала в песках классификации, можно обеспечить путем введения контрольных операций в стадии классификации (рисунок 8). Применение этого метода на Среднеуральской обогатительной фабрике дало возможность получить в питании флотации 95-97% класса -– 0,074 мм. 41 4. 5 Доизвлечение металлов из хвостов от обогащения руд При изучении потерь металлов в хвостах обогатительной фабрики Балхашского горно-металлургического комбината от переработки коунрадских порфировых медно-молибденовых руд было установлено, что при среднем содержании в них 0,1-0,13% Сu и и 0,002% Мо в тонкой фракции хвостов содержится не более 0,06-0,1 % Сu и 0,0017% Мо. В песковой фракции содержание этих металлов составляет соответственно 0,16-0,2 и 0,0023-0,0027%. После внедрения схемы доизвлечения меди и молибдена из песковой фракции хвостов на полный объем перерабатываемых на фабрике коунрадских руд и осуществления других мероприятий получили значительное количество меди и молибдена. При этом извлекали до 30-35% Сu и Мо путем флотации, доизмельчения и последующей перечистки, что соответствует извлечению 3% Сu и 5% Мо. Для реализации указанной технологии были использованы шаровая мельница, гидроциклоны, флотомашины, насосы. Опыт Балхашского горно-металлургического комбината позволил на обогатительной фабрике №1 комбината «Печенганикель» в 1974 г. внедрить дофлотацию песковой фракции отвальных хвостов от обогащения руд Ждановского месторождения. При обогащении медно-никелевых руд этого месторождения в хвостах флотации терялось по 25-27% Ni и Сu и свыше 30% Со. Основные потери наблюдались в виде сростков минералов с породой, магнетитом и пирротином в крупных (более 0,044 мм) классах, которые содержали 0,18-0,26% Ni, т. е. в 1,5 – и раза больше, чем в классах – 0,044 мм. Предварительными лабораторными исследованиями было установлено, что после обесшламливания хвостов из песковой фракции можно получить концентрат, содержащий 2-2,36 Ni: извлечение в него этого металла составляет 2,4-3,6% от массы руды. Обесшламливание и классификацию хвостов осуществляли в гидроциклонах диаметром 750мм, перечистные операции – во флотомашинах М-7. Флотацию крупнозернистой фракции вели при плотности пульпы 40% твердого и следующем расходе реагентов, г/т руды: 20 – бутилового ксантогената; 3 – аэрофлота; 32 – ШЦ. В результате промышленных испытаний получили концентрат содержащий 2,18% Ni. Извлечение никеля составило 2,75%. Содержание металла в объединенном товарном концентрате снизилось на 5% (отп.). 42 4. 6 Извлечение драгоценных металлов Драгоценные металлы, в частности золото и серебро, присутствуют во многих сульфидных рудах цветных металлов (медных, свинцово-цинковых, сурьмяных, оловянных и др.) Более полное их извлечение повышает комплексность использования сырья и улучшает экономику производства. В отличие от металлургического передела, в котором золото и серебро получают с высокой степенью извлечения, на обогатительных фабриках допускаются еще значительные потери золота с хвостами, сливами, сточными водами и пиритными концентратами. Последние в большинстве случаев направляют на переработку на предприятия химической промышленности для производства серной кислоты, где все цветные металлы переходят при обжиге в огарок, который не подвергается дальнейшей переработке и накапливается в отвалах уже длительное время. Разработка и освоение технологических процессов, способов и режимов работы обогатительных фабрик с целью повышения извлечения золота и серебра являются важнейшей научнотехнической задачей научно-исследовательских организаций и промышленных предприятий. Рисунок 9 – Технологическая схема золотоизвлекательной секции Большим, еще недостаточно используемым резервом является извлечение присутствующего в рудах свободного золота. 43 Наиболее эффективными аппаратами для извлечения свободного золота в цикле измельчения являются отсадочные машины. Отсадочные машцны закрываются сверху металлической решеткой с отверстиями диаметром 9-10 мм, чтобы предупредить забивание постели крупным скрапом, поступающим из мельниц. Извлечение золота на этих машинах зависит от тонины помола руды, формы и размера свободного золога. Важно стабилизировать расход подрешетной воды, чтобы не выносить мелкое золото в хвосты отсадки. Черновой концентрат предпочтительней обрабатывать до товарного с содержанием золота 100-200 г/т. Из отвальных хвостов золото извлекают перефлотацией после предварительной классификации и доизмельчения. Лучшие показатели достигаются при использовании комбинированной схемы с применением процессов гравитации, флотации и цианирования. 4.7 Попутное извлечение нерудных ископаемых На одном из горно-обогатительных комбинатов совместно с рядом научно-исследовательских институтов разработана и внедрена на обогатительной фабрике технология извлечения слюды из отвальных хвостов от переработки пегматитовых редкометальных руд. Молотая слюда -– мусковит -– имеет большое хозяйственное значение. Мусковит широко применяют в производстве сварочных электродов, электроизоляционных смесей, обоев, лаков, красок, а также в резинотехнической и других отраслях промышленности. Технологическая схема включает операции доизмельчення хвостов гравитационного обогащения, их обесшламливание, коллективную флотацию мусковита и биотита катионным собирателем АНП-14 в содовой среде. С целью снижения содержания железа в слюдяном концентрате схема дополнена операцией – флотацией биотита из коллективного концентрата олеатом натрия. С освоением этой операции удалось получить слюдяной концентрат, отвечающий по содержанию железа и фосфора требованиям производства сварочных электродов. Мусковитный концентрат подвергают сгущению в шламовых конусах, фильтрации на ленточных вакуум-фильтрах и сушке в барабанных электрических сушилках. Освоение технологии попутното извлечения слюды на Огневской обогатительной фабрике позволило наладить обеспечение производства сварочных электродов дефицитным материалом. 44 4.8 Доизвлечение ценных компонентов из производственных растворов и сточных вод Полное и комплексное использование сырья цветной металлургии немыслимо без эффективных способов извлечения цветных и редких металлов из производственных растворов и сточных вод промышленных предприятий. К этим способам относятся ионная флотация, электролитическая флотация (электрофлотация) и адгезионная сепарация. Используя указанные процессы, можно извлекать малые количества растворенных и тонкодиспергированных веществ из больших объемов жидкости. Освоение процессов извлечения металлов из производственных растворов и сточных вод позволяет решить не только проблему комплексного использования сырья, но и проблему охраны водного бассейна. Процесс ионной флотации молибдена из бедных растворов с содержанием металла 0,1-1 мг/л, получаемых при производстве молибдата кальция, освоен в промышленных условиях на Балхашском горно-металлургическом комбинате. Внедрение новой технологии позволило извлекать этот металл в высококачественную продукцию и сократить потери со сбросными растворами. Сквозное извлечение молибдена составило 85,6%. На Зыряновской обогатительной фабрике впервые в цветной металлургии внедрена ионообменная очистка цианистых стоков фабрики с утилизацией цветных и драгоценных металлов. Опытнопромышленная ионообменная установка состоит из четырех сорбционных фильтров диаметром 3 и высотой 5,5 м, выпускаемых Таганрогским котельным заводом; электролизных ванн; четырех выпрямительных агрегатов ВАКГ-12/6-3000 и вспомогательного оборудования (баков, насосов, вентиляторов). На установку направляют токсичный слив сгустителя медного концентрата в количестве 400-600 м3/сут следующего состава, мг/л: 500-700 – цианиды общие; 400-500 – медь комплексная; 40-50 Zn; до 0,7 Аи; до 4,5 Ag; 100-200 взвеси. Слив сгустителя проходит последовательно сверху вниз два угольных фильтра для извлечения золота, серебра и очистки от органических веществ. Первый угольный фильтр одновременно выполняет роль песчаного фильтра, очищая стоки от взвешенных частиц. В качестве сорбента используют зернистый активированный уголь КАД-иодпый, загружаемый по 5 т в каждый фильтр при высоте слоя 2,5-3 м. Угольный сорбент состоит из 97% зерен класса – 5- 1 мм, 2% – 1+0,5 мм и 1%-0,5. Этот сорбент обладает высокой селективностью к золоту. На полном потоке производительность 45 фильтров составляет 20-25 м3/ч при удельной нагрузке до 2 м3/м3 угля в час. Каждый из угольных фильтров работает непрерывно в среднем один месяц с нагрузкой 400-750 м3 стоков на 1 м3 угля. Извлечение золота составляет около 99%. При нормальном режиме эксплуатации установки содержание золота в стоках после очистки оставляет от следов до 0,04 мг/л, серебра – от следов до 1,6 мг/л. Если не доводить сорбент до полного насыщения, степень очистки можно увеличить еще больше. Отработанный активированный уголь содержит 1-2 кг/т Аи и 1-3,5 кг/т Ag и направляется на переработку на Усть-Каменогорский свинщово-цинковый комбинат. Кроме золота и серебра, в стоках содержится медь и цинк, которые извлекаются в третьем и четвертом ионитовых фильтрах, работающих попеременно. Сорбентом в них служит анионообменная смола марки АВ-17. Загрузка одного фильтра смолой составляет 3,5 т при высоте слоя 1 м. Фильтры работают по принципу противотока. Фильтрат из угольных фильтров подается снизу вверх в один из ионных фильтров (другой в это время находится на регенерации ионита и промывке). Скорость фильтрации на полном потоке поддерживают в пределах 3-4 м3/м3 ионита в час. Длительность сорбции цианистых соединений меди и цинка составляет 8-16 ч. При полном использовании рабочей емкости фильтров извлечение меди и цинка достигает 95-99%. В сбросных растворах теряется 2-10 мг/л Сu и 0,6-2 мг/л Zn. Элюирование меди и цинка из ионита производится 18%-ным раствором поваренной соли с добавкой 2% каустической соды со скоростью 1 м3/м3 ионита в час. Извлечение меди и цинка из элюита и регенерацию последнего осуществляют в электролизере с нерастворимым графитовым анодом и медным катодом. Электролиз проводят при плотности тока 500-600 А/м2, температуре электролита 45-50°С и напражении на ванне, равном 55,5 В. В процессе электролиза разрушаются цианистые соединения меди и цинка под действием хлора, выделяющегося при разложении поваренной соли. Наращивание катодного осадка происходит в течение месяца, после чего катод массой 60-70 кг заменяют новой медной основой. Состав катодного осадка зависит от соотношения металлов в стоках. Обычно в осадке содержатся: 45-80% Сu; 50- 15% Zn; 100-150 г/т Аu; 1000-1700 г/т Ag; и до 10 г/т Cd. Трехлетняя эксплуатация опытно-промышленной установки для очистки стоков обогатительной фабрики полностью себя оправдала. Подтвердились удовлетворительные физико-химические свойства 46 ионита АВ-17 при извлечении меди и цинка. Положительный опыт Зыряповского свинцового комбината может быть полезен для многих обогатительных предприятий отрасли. 4.9 Повышение качества концентратов Экономическая эффективность металлургического производства в значительной мере зависит от качества исходного сырья – концентратов цветных металлов. Особое значение имеют содержание основного металла и количество вредных для последующего передела примесей. Так, при пирометаллургическом производстве меди, никеля, свинца и других металлов приходится подвергать плавке всю массу концентрата с добавкой необходимого количества флюсов. Расход флюсов, топлива, электроэнергии, трудовые затраты на 1 т металла тем выше, чем меньше содержание основного металла в концентрате. При большом содержании в концентратах вредных примесей или породообразующих минералов, требующих ошлакования в процессе плавки, резко увеличивается расход флюсов, возрастают затраты на последующих переделах. Существенное влияние на экономику металлургического передела оказывает извлечение металлов. При высоком содержании металла в концентратах потери их со шлаками, кеками и другими отходами сокращаются, а извлечение в товарную продукцию возрастает. Поэтому улучшение качества концентратов на обогатительных фабриках является одним из важных факторов повышения полноты извлечения металлов и комплексности использования сырья. Есть несколько способов повышения качества флотационных концентратов. Обычный способ состоит в увеличении числа перечисток. Но он приводит к возрастанию циркуляционных нагрузок в процессе флотации до 500% и более и не всегда обеспечивает получение концентрата высокого качества, так как эффективность перечистных операций снижается по мере увеличения их количества. С. И. Митрофанов и М. Я. Рыскин считают, что потери металлов при увеличении числа перечисток возрастают за счет тонких частиц – шламов, содержащихся в тонкоизмельченпой руде иногда в больших количествах. В связи с тем, что тонкие классы при различной твердости минералов обычно богаче металлом, чем крупные, эти исследователи предлагают улучшать качество концентрата не за счет увеличения числа флотационных перечисток, а путем классификации на шламы и пески с выводом шламов в товарный концентрат и 47 последующей доработкой песков в цикле доизмельчения и флотации. Предлагаемый метод был испытан на Урупской обогатительной фабрике. Шламовый анализ показал, что при классификации медного концентрата по классу 20 или 30 мкм можно получить шламовый концентрат с содержанием меди на 2-4% выше среднего и в 1,5-2 раза богаче песков при извлечении в него более 50% Сu. Из анализа флотационных хвостов следует, что более 70% Сu и драгоценных металлов концентрируется в тонких классах. Ниже приведены результаты шламового анализа медного концентрата: Для проведения промышленных испытаний во флотационном отделении фабрики были установлены два гидроциклона диаметром 350 мм. Концентрат второй перечистки классифицировали на одном из гидроциклонов. Шламы присоединяли к готовому медному концентрату, пески – на третью перечистку. Результаты классификации приведены в таблице 2. Таблица 2 – Результаты классификации медного концентрата При повышении содержания меди в питании гидроциклона до 15-16% концентрация ее в сливе поднималась до 20-21 %. Промышленные испытания показали, что классификация в гидроциклоне проходит успешно при снижении плотности пульпы в питании циклона до 17-20% твердого и что она полностью заменяет перечистку концентрата. В результате перечистки песков получали пенный продукт с 18-20% Сu и хвосты с 6-8% Сu. Общий медный концентрат содержал 16-18% Сu. Сравнительные результаты испытаний по старой и новой схеме 48 (с выводом шламов из концентрата второй перечистки в готовой продукт) приведены ниже, %: Старая схема Новая схема Медный концентрат..... 15,8/84,0 17,5/85,1 Хвосты......... 0,3/16,0 0,28/14,9 Примечание. В числителе – содержание меди, в знаменателе – извлечение меди. Таким образом, полученные в ходе испытаний результаты показывают, что повысить качество концентратов можно без снижения извлечения металла путем выделения шламов в готовый продукт перед последней перечисткой концентрата и доводкой песков классификации. При этом обеспечивается повышение содержания меди в концентрате на 1,5-2% и снижается себестоимость переработки руды за счет исключения операции доизмельчения грубого медного концентрата. 5 Проблема комплексного использования металлургическом производстве сырья в Металлургическое производство цветной металлургии характеризуется большим разнообразием сырья и применяемых технологических процессов, необходимых для извлечения в готовую продукцию и полупродукты 85 элементов Периодической системы Д. И. Менделеева. Для большинства видов металлургической продукции стоимость сырья составляет основную статью затрат на производство. Все это определяет как экономическую целесообразность, так и техническую сложность более полного и комплексного использования сырья в производстве цветных, редких и драгоценных металлов. За последние 15-20 лет в цветной металлургии осуществлен ряд крупных технических мероприятий, позволивших повысить комплексность использования сырья и технико-экономические показатели производства. Так, например, в свинцово-цинковсй и медной промышленности в результате внедрения кислорода при обжиге цинковых и агломерации свинцовых концентратов, при плавке медного и свинцового сырья в отражательных и шахтных печах и в процессе факельной плавки уменьшилось количество отходящих газов, сократились потери металлов, повысилось их извлечение. 49 Наряду с этим возросла производительность агрегатов, снизился расход топлива. Использование кислорода в шахтной свинцовой плавке позволило перейти на работу с высокоцинковистыми шлаками, что создало благоприятные условия для последующей переработки шлаков, так как выход их сократился и они стали богаче по содержанию цинка, кадмия и редких металлов. Уменьшение количества газов течей КС в цинковом производстве и повышение концентрации в них сернистого ангидрида положительно сказалось на работе смежного сернокислотного производства. Значительный технико-экономический эффект был получен в результате совершенствования технологии рафинирования свинца, меди и очистки от примесей растворов медного, никелевого и цинкового производства. Внедрение современных систем пылеулавливания и газоочистки позволило резко сократить безвозвратные потери свинца, цинка, кадмия, селена и других ценных компонентов и улучшить условия труда в пирометаллургических цехах. В настоящее время по степени извлечения основных металлов и комплексности использования сырья ряд металлургических предприятий свинцовой, цинковой, алюминиевой, медной, титаномагниевой, ртутно-сурьмяной и оловянной промышленности находятся на уровне показателей лучших зарубежных заводов. Вместе с тем в металлургическом переделе имеется еще немало неиспользованных резервов, реализация которых будет способствовать не только более рациональному использованию сырья, но и повышению технического уровня и улучшению экономики металлургического производства. В числе неиспользованных резервов можно привести отсутствие пылеулавливающих сооружений за отражательными печами и недостаточную утилизацию конверторных газов в производстве серной кислоты на ряде медеплавильных заводов. Большим резервом является также организация комплексной переработки цинксодержащих шлаков свинцовой и медной шахтной плавки, разработка и освоение технологии комплексной переработки кеков, шламов, пылей и других полупродуктов и отходов металлургического производства. Весьма эффективным направлением повышения комплексности использования сырья может служить дальнейшее внедрение технологических процессов с использованием кислорода и природного газа, развитие электротермии, разработка 50 гидрометаллургических процессов с применением сорбции и экстракции, переход на непрерывные производственные операции, создание замкнутых технологических схем с полной переработкой полупродуктов, а также кооперирование и комбинирование различных производств в зависимости от характера перерабатываемого сырья. Накопленный предприятиями и научно-исследовательскими институтами цветной металлургии опыт комплексного использования сырья показывает, что в целях достижения наилучших результатов эта работа должна быть организована, по следующим основным направлениям: 1) Повышение прямого извлечения цепных компонентов из сырья в товарную продукцию. 2) Комплексная переработка полупродуктов металлургического произволства. 3) Совершенствование пылеулавливания и газоочистки с переработкой пыле и утилизацией газов. 4) Доизвлечелие металлов из отвальных продуктов. 5) Организация водооборота и очистка промышленных стоков. Основные потери металлов в пирометаллургическом производстве допускаются с отвальными шлаками и пылегазовыми выбросами. При гидрометаллургических процессах наибольшие потери происходят с твердыми отходами и промышленными стоками. Более полное извлечение ценных компонентов имеют те предприятия, на которых получается меньше отходов, газообразных выбросов и сточных вод. Наивысшие показатели имеют предприятия, применяющие близкую к безотходной технологию. Создание безотходной технологии в металлургическом производстве является важнейшей задачей научно-исследовательских и проектных институтов цветной металлургии, а организация комбинированных производств – один из главных путей решения этой проблемы. Типичным примером подобных производств являются свинцово-цинковые и медно-никелевые предприятия, на которых образующиеся полупродукты в зависимости от их состава передают взаимно на переработку в соответствующую технологическую ветвь. В связи с вовлечением в производство более бедных и труднообогатимых руд, усложнением их минералогического состава, необходимостью извлечения из сырья новых ценных для народного хозяйства компонентов задача комплексного использования сырья в металлургическом переделе становится все более трудной. Над ее решением работают крупные силы специалистов из многочисленных научных организаций и предприятий. Основные усилия науки 51 направлены на разработку и внедрение высокоэффективных технологических процессов и оборудования, обеспечивающих наряду с повышением эффективности производства и производительности труда высокую комплексность использования сырья, улучшение санитарно-гигиенических условий труда и охрану окружающей среды. 5.1 Переработка коллективных продуктов обогащения Генеральным направлением развития технологии обогащения руд цветных металлов была и остается – селективная флотация с получением монометаллических концентратов. Это направление обеспечивает наиболее полное и комплексное использование руд как при их обогащении, так и в металлургическом производстве. Постоянное совершенствование средств и способов обогащения сложных по вещественному составу руд, применение новых более эффективных флотационных реагентов, внедрение многостадиальных технологических схем измельчения и флотации позволяет добиваться все более полной селекции минералов. Об этом красноречиво свидетельствует рост извлечения цинка из медно-цинковых руд Урала, повышение степени селекции свинца из комплексных руд Джезказганского месторождения и другие достижения обогатительных фабрик. Вместе с тем в производство в возрастающих масштабах вовлекаются все более сложные руды, из которых получать монометаллические концентраты с высокими показателями извлечения значительно труднее. Поэтому выпуск концентратов высокого качества неизбежно связан с получением в процессе флотации промежуточных продуктов обогащения, содержащих сростки различных минералов, а также шламовые фракции, трудно поддающиеся селекции. В некоторых рудах взаимное прорастание сульфидов настолько велико, что разделить их механическими способами вообще невозможно. В таких случаях приходится после отделения пустой породы получать только коллективные концентраты. Состав этих продуктов самый различный и всецело зависит от характера руды и применяемой технологии обогащения. В настоящее время с целью получения кондиционных концентратов промежуточные продукты обогащения подвергают неоднократным перечисткам и доводке и присоединяют к одному из монометаллических концентратов или разассигновывают по нескольким концентратам. При этом, естественно, часть металлов теряется с хвостами. Делается это вынужденно, так как металлургические методы переработки коллективных продуктов 52 обогащения пока не получили широкого распространения. Выделение промежуточных продуктов обогащения из цикла флотации и организация отдельной их переработки на металлургических предприятиях с более высокими, чем в обогащении, показателями, является одним из существенных резервов повышения сквозного извлечения металлов и комплексности использования сырья. Поэтому усилия научно-исследовательских институтов уже длительное время направлены на изыскание эффективных способов металлургической переработки коллективных продуктов обогащения. В литературе описано достаточно много как пирометаллургических, так и гидрометаллургических методов переработки промежуточных продуктов обогащения, применение которых позволит повысить сквозное извлечение ценных компонентов из руды до металла. 5.2 Переработка медно-свинцово-цинковых промпродуктов Большая исследовательская работа по переработке коллективных медно-свинцово-цинковых продуктов проведена М. М. Лакерником с сотрудниками; ими разработаны и испытаны в полупромышленном масштабе на Иртышском медеплавильном заводе электротермические методы переработки различных коллективных продуктов обогащения. Предварительными исследованиями было установлено, что наиболее целесообразным вариантом электротермической переработки медно-свинцово-цинковых продуктов является неполный обжиг с переводом части железа в штейн и части в шлак. Коллективный концентрат с добавкой флюсов и оборотных материалов обжигали на агломерационной машине, а агломерат плавили в закрытой, работающей под давлением, электропечи, оснащенной орошаемым свинцом или цинком конденсатором. В результате плавки получали отвальный шлак, медный штейн, черновой свинец, металлический цинк или возгоны. По этой технологии испытывали не только медно-свинцово-цинковые, но и медно-цинковые и свинцово-цинковые концентраты. При переработке медно-свинцово-цинковых концентратов (2% Сu, 8,3% РЬ, 18,6% Zn, 21,7% Fe и 31% S) прямое извлечение меди в штейн составляло 96%, свинца в черновой свинец 32%, цинка в металл 64%. При плавке медно-цинкового концентрата (10,5% Сu; 2,3 РЬ; 16,5% Zn; 27% Fe и 39% S) извлечение меди в штейн достигало 97%, цинка в возгоны 87%, свинца в возгоны 83,2%. Однако данный процесс не получил промышленного 53 применения из-за низкого прямого извлечения цинка и свинца в черновые металлы, относительно больших потерь цинка в отвальных шлаках, малой производительности электропечи, а также низкого качества металлического цинка. В Бухарестском институте цветных и редких металлов медносвинцово-цинковый концентрат, содержащий, %: 4-7 Сu; 6-6,5 РЬ; 1521,3 Zn; 23-26 Fe и 33-36 S, после соответствующей подготовки перерабатывали в опытной печи взвешенной плавки для последующего внедрения этого способа на заводе Байя-Маре. Плавку вели на штейн с содержанием 35-40% Сu. Свинец и цинк возгонялись и улавливались в виде пыли, состоящей из 16-20% РЬ и 43-45% Zn. В результате получили следующее распределение металлов по продуктам плавки, %: Высокую степень отгонки цинка получали применением высокой температуры и окислительной атмосферы в реакционной шахте, что обеспечивалось применением шихто-воздушной горелки специальной конструкции. Процесс протекал с небольшим расходом топлива (природного газа) при высокой производительности печи [5 т/(м3-сут)], Из других возможных методов переработки медно-свинцовоцинковых промпродуктов следует назвать способ вельцевания. Если коллективные материалы не содержат большого количества свинца, то их можно предварительно обжигать в печах КС, а огарок подвергать восстановлению в трубчатых печах с возгонкой цинка, свинца и кадмия. Медьсодержащий клинкер перерабатывают в шахтных печах. Более подходящим материалом для вельцевания является медноцинковый промпродукт, содержащий свинец в незначительных количествах. Возможность гидрометаллургической переработки медносвинцово-цинковых промпродуктов способом сульфатизации исследовал ВНИИцветмет. Промпродукт, имеющий состав, %: 24,8 Zn; 3,89 Сu; 6,86 Pb; 15,8 Fe и 28,2 S, подвергали перед сульфатизацией предварительному обжигу и выщелачивали затем слабой серной кислотой. Остаток от выщелачивания смешивали с серной кислотой и прокаливали в муфельной печи при 650° С в 54 течение 4 ч. Сульфатный продукт выщелачивали водой, подкисленной серной кислотой. Результаты опытов показали, что извлечение в раствор металлов составляет, %: 96,3 Zn; 95,5 Сu; 95,4 Cd. Железо, свинец и драгоценные металлы практически нацело концентрируются в свинцово-железистом кеке. Медь выделяли из раствора электролизом в виде губки при плотности тока 5000 А/м2. Цинковый раствор после очистки от примесей можно направлять на электролиз. Таким образом, исследовательские и опытные работы свидетельствуют о принципиальной возможности отдельной металлургической переработки медно-свинцово-цинковых продуктов обогащения как пирометаллургическими, так и пидрометаллургическими методами. Необходимость дальнейшей разработки и практического применения этих методов должна определяться технико-экономическими расчетами для конкретных условий производства. 6 Комплексная переработка металлургического производства полупродуктов 6.1 Переработка шлаков и возгонов На металлургических заводах в процессе обжига, агломерации, плавки сульфидного и окисленного сырья, конвертирования штейнов, получается значительное количество разнообразных по составу сухих пылей. Основную часть пылей составляют летучие металлы – свинец и цинк. Кроме них, в пылях концентрируются такие ценные компоненты, как кадмий, индий, селен, теллур. Вместе с тем в пыли переходят и элементы, значительно осложняющие их последующую переработку. К ним относятся мышьяк, хлор и фтор. Наиболее тонкие пыли и несконденсировавшиеся металлы не улавливаются из газов в аппаратах сухого пылеулавливания – пылевых камерах, циклонах и сухих электрофильтрах – и выбрасываются в атмосферу (что является в настоящее время недопустимым) или улавливаются в устройствах для мокрой очистки газов – скрубберах, пенных аппаратах и мокрых электрофильтрах в виде пульпы. После сгущения пульпы получают шламы, содержащие также ряд ценных компонентов. Типичным представителем такого рода полупродуктов являются шламы промывного отделения сернокислотных цехов, в которых сосредоточиваются селен, ртуть, мышьяк и другие летучие элементы. В целях повышения комплексности использования сырья и 55 повышения извлечения металлов металлурги стремятся разрабатывать новые и совершенствовать применяемые технологические процессы для уменьшения выхода пылей путем снижения температуры отходящих газов и скоростей в плавильных и обжиговых агрегатах. Наряду с пылями в свинцово-цинковом и оловянном производстве в результате переработки шлаков и кеков образуются большие количества возгонов, в которых одновременно с цинком и свинцом концентрируются ценные компоненты и вредные примеси. В силу специфичности своего состава пыли и возгоны, как правило, должны перерабатываться в отдельном цикле и по технологии, специально разработанной для данного материала. В этом случае достигается наибольшая полнота и степень использования большинства ценных компонентов. К сожалению, по различным причинам это делается не во всех случаях и часто пыли возвращаются в голову процесса, что значительно увеличивает потореи металлов. 6.2 Гидрометаллургические процессы Гидрометаллургическая технология занимает особое место в решении проблемы комплексного использования сырья. Объясняется это рядом серьезных преимуществ гидрометаллургии перед пирометаллургическими методами. Общеизвестно, что с помощью гидрометаллургических процессов можно рентабельно перерабатывать бедное сырье, так как большинство производственных операций и соответствующих им затрат относится к количеству металла, а не к общей массе исходного сырья. Благодаря высокой степени селективности гидрометаллургические методы обеспечивают более высокий коэффициент комплексности использования сырья и извлечение из него ценных компонентов, находящихся в незначительных количествах. В гидрометаллургических производствах наблюдаются меньшие безвозвратные потери металлов ввиду отсутствия газообразных продуктов процесса и возможности практически полно очищать промышленные стоки и растворы от цветных и редких металлов. Большинство гидрометаллургических процессов осуществляется, как правило, непрерывно и легче поддается автоматизированному управлению, что создает предпосылки для получения высоких технико-экономических показателей. Анализ развития гидрометаллургических методов показал, что пирометаллургические способы переработки сырья цветной 56 металлургии имеют, как правило, ограниченные возможности по сравнению с гидрометаллургическими особенно при решении проблемы комплексного использования сырья и охраны окружающей среды. Пирометаллургические методы характеризуются значительными удельными капитальными затратами и высокими расходами топлива или электроэнергии. Органическим недостатком этих методов является выброс в атмосферу больших количеств токсичных газов и аэрозолей. Вследствие этого за последние двадцать лет наблюдаются интенсивное развитие гидрометаллургических способов производства и неуклонное расширение масштабов и областей их применения в металлургии цветных металлов. Примером быстрого развития гидрометаллургических методов может служить медная промышленность. Из имеющихся 50 зарубежных предприятий, использующих гидрометаллургию для производства меди, 19 находятся в США. 6.3 Использование фторсодержащих отходов алюминиевого производства В электролитическом производстве алюминия получаются следующие отходы: хвосты флотации угольной пены, пыль электрофильтров, шламы газоочистки, угольные блоки, шамотный кирпич и т. д. Химический состав этих отходов весьма различен, но главными составляющими их являются углеродистая масса и соединения фтора с натрием и алюминием. Часть отходов образуется в виде пульпы и откачивается в отвал. Состав этих отходов приведен в таблице 3. Таблица 3 -– Состав отходов при электролизе алюминия, % Красноярским алюминиевым 57 заводом проведен ряд исследовательских работ по извлечению из отходов ценных компонентов путем их водного выщелачивания, а также щелочной и кислотной обработкой. Водное выщелачивание не дало положительных результатов. В раствор переходит в основном только небольшая часть сульфат-иона, карбоната и фторида натрия. При щелочной обработке пылей электрофильтров и шламов газоочистки выход фторсолей составил 61,3% из обожженных и 37,9% из необожженных отходов. При щелочной обработке выход конечного продукта получается низким, а расход щелочи высоким. Почти весь глинозем теряется с отвальным продуктом. Более эффективной является кислотная обработка отходов, которую проводят соляной, серной, азотной, а также плавиковой кислотами. Особенно хорошие результаты получены с применением плавиковой кислоты. Степень извлечения фтора и алюминия из обожженных продуктов была не ниже 90%. Результаты щелочной и кислотной обработки отходов и состав получспнбтх продуктов приведены ниже: Красноярский алюминиевый завод совместно с Красноярским институтом цветных металлов им. М. И. Калинина ведет исследования процесса вакуумтермической отгонки фторсолей из угольных блоков и угольной пены. Предварительные исследования показали возможность извлечения фторсолей на 90%; фторидный конденсат получается хорошего качества (криолитовое отношение равно 2,7). Изыскиваются также возможности использования хвостов флотации угольной пены в производстве анодной массы. Ряд работ, выполненных совместно с Сибпроектнии-цементом, направлен на использование твердых отходов в производстве строительных материалов в качестве минерализующих и катализирующих добавок взамен плавикового шпата. 58 7 Охрана природы и комплексное использование сырья 7.1 Использование отвалов и рекультивация земель В условиях интенсивного развития горнодобывающей промышленности, когда в эксплуатацию вовлекается все большее число месторождений полезных ископаемых, а мощности горнообогатительных предприятий увеличиваются, задача сохранения земельного фонда и сложившегося за тысячелетия природного комплекса приобретает исключительно важное значение для охраны окружающей среды. В цветной металлургии эта задача решается путем рекультивации земель, нарушенных в ходе горных работ, и приведения земельных участков в безопасное и пригодное для использования в народном хозяйстве состояние. При рекультивации земель в определенной степени восстанавливаются нарушенные горными работами гидрогеологические режимы, прекращается загрязнение воздуха и вод, усыхание и гибель растительности и снижение урожайности сельскохозяйственных культур. Улучшаются также микроклимат и санитарно-гигиенические условия в районе действия предприятий. Юридические документы РК обязывают промышленность выполнять рекультивацию нарушаемых земель не только при открытом, но и при подземном способе разработки полезных ископаемых, а также во всех других случаях нарушения земной поверхности. Промышленные площадки рудников, обогатительных фабрик и металлургических заводов в пределах их ограждений занимают сравнительно небольшие территории -– порядка 20-60 га, реже около 100 га. Территории же, занятые отвалами гооной массы, забалансовых руд и хвостохранилищами обогатительных фабрик, исчисляются сотнями и даже тысячами гектаров. Поэтому в общем комплексе работ по рекультивации земель наиболее трудоемкие и дорогостоящие работы приходятся на планировку отвалов, террасирование и выполаживание их откосов. Отвалы пустых пород, хвостов от обогащения руд, шлаков и других отходов металлургического производства, вследствие содержания в них химических соединений, отрицательно влияющих на растения, животных и человека, требуют особого отношения к их обезвреживанию. В свете этого требования обязанностью проектировщиков и руководителей предприятий является правильный выбор территорий под отвалы с целью предупреждения возможных 59 утечек токсичных растворов и распыливания тонкодисперсной фракции отвальных материалов, а также метода складирования отходов, предусматривающего возможность их повторной переработки. Радикальным средством предупреждения отрицательного влияния отвалов на окружающую среду служит возможно более полное использование отвальных материалов для строительных и других целей. При этом намного сокращается территория, занимаемая отвалами, и удешевляется стоимость рекультивации земель. В этом отношении представляет большой интерес положительный опыт некоторых предприятий цветной металлургии (рудников, обогатительных фабрик, металлургических заводов), на которых организовано использование отвальных материалов для народнохозяйственных целей. В качестве щебня вскрышные породы используются или реализуются на Башкирском горно-обогатительном, Норильском горно-металлургическом и Никитовском ртутном комбинатах, на комбинатах «Майкаинзолото» и «Уралзолото». Эти же породы в виде гравия применяют на ряде золотодобывающих предприятий. Всего на предприятиях цветной металлургии ежегодно используются для строительных целей миллионы кубических метров вскрышных пород. К сожалению, не все отвальные породы и материалы могут быть использованы для строительных целей. Физико-химические превращения находящихся в них соединений происходят в строительных конструкциях в течение многих лет. Поэтому без предварительного тщательного и длительного изучения поведения различных компонентов отвальных материалов нельзя рекомендовать их для строительных целей. При невозможности использования отвальных материалов текущего производства отвалы нужно соответствующим образом подготавливать для предупреждения размыва ливневыми водами и распыливания при ветровой эрозии. С этой целью поверхность отвалов и заполненных хвостохранилищ закрепляют с помощью битума, смол, пленочных покрытий и других материалов. При очень длительном хранении отвальных материалов, а также при нарушениях земной поверхности горными работами проводят рекультивацию земель. Большая работа по рекультивации земель проводится на Верхнеднепровском горнометаллургическом комбинате, где вскрышные породы с помощью конвейерного транспорта и автосамосвалов укладывают в отработанное пространство. 60 Растительный слой снимают и укладывают в специальные отвалы с последующим его использованием при рекультивации. Для биологического восстановления растительного слоя проводятся исследования в Днепропетровском сельскохозяйственном институте. На Иршинском горно-обогатительном комбинате отработанные площади засыпают вскрышными породами (песками) и на них производят посадку леса. Уже восстановлено и передано Гослесфонду около 200 га земель. Необходима дальнейшая работа по изысканию путей наиболее рационального применения отвальных пород и материалов. 7.2 Утилизация и обезвреживание металлургических газов На предприятиях цветной металлургии образуется значительное количество отходящих газов, содержащих сернистый ангидрид, фтор, хлор и другие ценные компоненты, и вредные вещества. Утилизация и обезвреживание этих газов перед выбросом их в атмосферу имеет большое значение как для решения проблемы комплексного использования сырья, так и для защиты воздушного бассейна от загрязнения. Одной из важных задач является использование металлургических серусодержащих газов. Наиболее высокий процент утилизации сернистого ангидрида – на предприятиях цинковой промышленности, а основные выбросы его в атмосферу имеют место на предприятиях медной и никелево-кобальтовой промышленности. Слабо еще используются отходящие газы свинцового производства. Главные причины недостаточного использования серусодержащих газов в цветной металлургии заключаются в наличии большого количества газов с низким содержанием сернистого ангидрида. Непосредственная переработка этих газов на серную кислоту и другие химические продукты технически сложна и экономически нецелесообразна. Кроме того, имеет место отставание строительства новых мощностей сернокислотных производств па базе металлургических газов. Ниже приведены данные о распределении серы в газах различной концентрации, %: Как следует из этих данных, 87% общего объема серусодержащих газов составляют так называемые слабые газы, в 61 которых концентрация S02 равна менее 3,5%. В этих газах находится 46% от общего количества серы. Таким образом, основная задача заключается в использовании и обезвреживании слабых сернистых газов. Решение проблемы утилизации серусодержащих газов предусматривается в следующих направлениях: 1) Сокращение объема газов и повышение концентрации в них S02 за счет совершенствования технологии металлургического производства, применения кислорода, строительства газоохлаждающих сооружений (котлов-утилизаторов, испарительного охлаждения), реконструкции газоотводящих систем и т. д. 2) Строительство новых, расширение и реконструкция действующих сернокислотных производств с применением двойного контактирования и промежуточной абсорбции газов (система DK/Dn). 3) Организация производства элементарівой серы из газов, содержащих более 10% SO2, в районах, значительно удаленных от мест потребления серной кислоты. 4) Разработка и внедрение экономичных методов обогащения слабоконцентрированных по содержанию SO2 газов, в том числе и путем сжигания в них элементарной серы, с целью последующего использования их для получения серной кислоты. 5) Разработка способов и строительство установок по санитарной очистке газов с очень низкой концентрацией SO2. Реализация первого направления, т. е. сокращения количества образующихся технологических газов, обеспечивается разработкой и внедрением в производство автогенных процессов взвешенной плавки (Норильский горно-металлургический комбинат), кислороднофакельной плавки (Алмалыкский горно-металлургический комбинат), кивцэтным процессом (Иртышский полиметаллический, УстьКаменогорский свинцово-цинковый комбинат, завод «Электроцинк» и др.), а также внедрением процессов плавки сульфидных концентратов в жидкой ванне. Производство элементарной серы из отходящих сернистых газов многие медеплавильные компании США рассматривают как наиболее приемлемый способ утилизации металлургических газов. При этом в качестве восстановителя испытывают и применяют природный газ, окись углерода, сероводород, а в качестве катализатора – различные материалы на основе окиси алюминия с добавками железа, меди и некоторых других металлов. Основным направлением при разработке способов получения элементарной серы является использование природного газа для 62 восстановления S02. Газ с 12% S02 и более восстанавливают газообразным восстановителем до элементарной серы. Затем происходит охлаждение газов с целью конденсации образовавшейся серы, потом подогрев газа, взаимодействие остаточного количества SO2 с сероводородом и вторичная конденсация серы. В качестве катализатора применяют окись алюминия. Наибольшее количество слабоконцентрированных сернистых газов (около 50%) получается на заводах медной промышленности в результате переработки сульфидного сырья в отражательных печах и на предприятиях никель-кобальтовой промышленности (43%), использующих шахтные печи для плавки окисленных никелевых руд. Поэтому разработка методов утилизации металлургических газов с низким содержанием SO2 особенно актуальна для этих подотраслей цветной металлургии. Примером наиболее полного использования газов медеплавильного производства может служить завод «Онахама», который является единственным заводом в мировой практике, извлекающим серу из сырья на 97%. Это предприятие имеет две особенности. Во-первых, концентрация конверторных газов по содержанию SO2 доведена в среднем до 11% в результате применения особо плотных напыльников над конверторами, установки за каждым из них котлов-утилизаторов с минимальными подсосами газов и герметизации газоотводящей системы. Это дало возможность перерабатывать конверторные газы по схеме двойного контактирования и обеспечивать тем самым выбросы газов в атмосферу в пределах санитарных норм. Характерно, что во избежание перебоев с питанием сернокислотной системы, а также при ее запуске на заводе сооружена и используется серусжигающая установка, работающая на элементарной сере. Сжигание серы с этой целью применяют и на шведском заводе «Болиден». Во вторых, в целях использования газов отражательных печей для производства серной кислоты, содержащих 1,5-2,5% SO2, на заводе несколько лет (с 1970 по 1973 г.) эксплуатировался сернокислотный цех, работающий на этих газах с непрерывным их подогревом перед контактными узлами и очисткой хвостовых газов каустической содой. По некоторым данным, газы отражательных печей перед направлением на сернокислотное производство охлаждали на специальной установке до 18° С для более полной конденсации водяных паров. Продолжая исследовательские и опытные работы по 63 использованию газов отражательных печей, завод «Онахама» перешел затем па более экономичный способ улавливания из них SO2 с помощью окиси магния с последующим разложением сульфита и сульфата магния и переработкой более концентрированного газа па серную кислоту. 7.3 Очистка и утилизация промышленных стоков Предприятия цветной металлургии являются крупными потребителями свежей воды. Вода расходуется на приготовление пульп и растворов, охлаждение пирометаллургических агрегатов и химической аппаратуры, на очистку газов и промывку различных осадков, получение пара и на другие цели. При этом большая часть воды загрязняется вредными веществами: металлами и их соединениями, а также хлором, фтором и другими примесями и сбрасывается обратно в водоемы в очищенном или неочищенном виде. Со сбросными водами теряется много ценных компонентов – цинка, кадмия, меди, молибдена, вольфрама, рения и других элементов. В связи с указанным сокращение потребления свежей воды для технологических нужд, введение полного водооборота па предприятиях цветной металлургии и очистка всех промышленных стоков перед сбросом их в водоемы является не только важнейшей социальной проблемой, но и сложной технической задачей. В последние время потребление воды резко возросло. Это объясняется не только ростом производства цветных металлов, но и вовлечением в переработку больших количеств руды с относительно низким содержанием металлов. В отрасли проведена большая работа по рациональному использованию водных ресурсов. В настоящее время удельный вес водооборота в общем балансе недопотребления составляет 68%. Более 130 предприятий используют стоки в оборотном водоснабжении, из них на 62 водооборот достигает 97%, а на 22 полностью прекращен сброс сточных вод в водоемы. Так, Джезказганский медеплавильный завод, построенный по проекту Гипроцветмета, работает на полном водообороте и расходует свежую воду только на компенсацию потерь. Без применения водооборота этот завод расходовал бы в год многие десятки миллионов кубических метров свежей воды. 64 8 Перспективы создания безотходных технологических схем в металлургическом производстве Экономическая целесообразность и большое социальное значение замкнутой безотходной технологии с экономической точки зрения очевидна. В цветной металлургии имеется реальная возможность создать и освоить в будущем ряд замкнутых металлургических схем с полной переработкой полупродуктов и отходов производства. Одной из таких схем является комплексная переработка нефелинового сырья в алюминиевой промышленности. Нефелиновое сырье перерабатывают двух видов – нефелиновые концентраты комбината «Апатит» и нефелиновые руды Кия-Шалтырского месторождения. Принципиальная схема переработки нефелиновой руды (концентрата) показана па рисунке 10. Как следует из схемы, шихту, приготовленную из нефелиновой руды и известняка, подвергают спеканию. Спекание осуществляют во вращающихся печах, отапливаемых жидким, газообразным или пылеугольным топливом. В печи шихту подают в виде пульпы с влажностью 27-30%. В результате спекания получают спек, состоящий в основном из алюминатов щелочных металлов (Na2O·Al2O3; К2O·А12Oз), двухкалыщевого силиката (2CaO· Si02) и феррита натрия (Na2O· Fe203). Рисунок 10 – Принципиальная схема переработки нефелиновой руды методом спекания 65 При выщелачивании спека алюминаты щелочных металлов переходят в раствор; феррит натрия гидролизует с образованием едкого натра и гидроокиси железа; двухкальциевый силикат взаимодействует с алюмининатным раствором, в результате чего получаются алюмосиликаты щелочных металлов и трехкальциевый гидроалюминат по реакции: 2CaO.Si02+ Na20.Al203+a → Na2O. А12О3 . 1,75SiO2 . 2Н2О + +3СаОА1203. 6Н2О. (1.1) Остаток от выщелачивания спека – нефелиновый шлам – после отделения от раствора и промывки направляют в смеси с известняком па производство цемента. Алюминатный раствор подвергают операции обескремнивания, при которой образуются малорастворимые соединения (алюмосиликаты), отделяемые затем фильтрацией. Операция карбонизации имеет целью выделение из раствора гидроокиси алюминия. Ее осуществляют путем обработки растворов газами, содержащими СО2. При этом щелочи из каустической формы переходят в карбонатную, а гидроокись алюминия выпадает в осадок. Для получения товарного глинозема гидроокись алюминия необходимо прокаливать при температуре 1200-1250° С с последующим охлаждением. Это достигается во вращающихся печах кальцинации, оборудованных холодильниками. Содовые продукты (Nа2СО3, К2СО3) получают путем упарки растворов после выделения гидроокиси алюминия в выпарных аппаратах в несколько стадий. Вначале выкристаллизовывается сода (Na2CO3), затем поташ (К2СО3). Таким образом, технологическая схема комплексной переработки нефелинового сырья в принципе обеспечивает полное использование всех компонентов нефелиновой руды в виде товарных продуктов. По этой технологии на 1 т глинозема и эквивалентного количества цемента расходуют 3,9-4,3 т нефелиновой руды (концентрата), 11-13,8 т известняка, 2,97-3,3 т топлива, 4,12-4,68 Гкал пара, 1050-4190 кВт.ч электроэнергии. При этом производят 0,620,78 т кальцинированной соды, 0,18-0,28 т поташа, 9-10 т портландцемента. Эксплуатационные затраты на производство глинозема, соды, поташа, цемента, извлекаемых из нефелинового сырья, на 10-15% ниже, затрат при получении этих продуктов другими 66 промышленными способами. Однако в настоящее время весь нефелиновый шлам перерабатывают на портландцемент только на двух предприятиях – Волховском алюминиевом заводе и Пикалевском глиноземном комбинате. Одним из путей создания комплексной безотходной технологии переработки сырья является организация комбинированного металлургического производства, которое позволяет осуществлять замкнутые технологические схемы с полным использованием полупродуктов производства как в рамках одного предприятия, так и в масштабе подотрасли. 8.1 Экономическая эффективность комплексного использования сырья Трудно переоценить значение комплексного использования сырья для повышения экономической эффективности производства в цветной металлургии – оно огромно. Экономическая эффективность более полного и комплексного использования сырья проявляется в повышении производительности общественного труда, ускорении роста объемов производства продукции, более эффективном использовании капитальных вложений, снижении себестоимости продукции, ускорении развития отдельных экономических районов и ряде других экономических факторов. Повышение полноты извлечения металлов и комплексности использования рудного сырья оказывает непосредственное влияние на улучшение технико-экономических показателей производства. Так, на Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате рентабельность большинства видов попутной продукции намного превосходит рентабельность основной продукции. Например, производство кадмия в 3,36 раза, а производство серной кислоты в 12,86 раза рентабельнее производства цинка. Получение черновой меди из свинцового сырья в 5,8 раза, а получение шлаковозгонов и висмута в дроссах соответственно в 5 и 6,7 раза рентабельней производства свинца. В результате внедрения принципиально нового процесса электроплавки медистых шликеров и пылей свинцового завода Лениногорского полиметаллического комбината по разработкам Института металлургии и обогащения АН РК извлечение меди повысилось на 8-12%, свинца – более чем на 1 %. Комбинат за счет этого получил годовую экономию 450 тыс. т. Внедрение мероприятий по повышению комплексного использования сырья на Чимкентском свинцовом заводе позволило 67 также получить значительную экономическую выгоду. Организация комплексной переработки пылей и возгонов с извлечением цветных и редких металлов дала экономический эффект в сумме 400 тыс. т. Удельный вес попутной продукции увеличился с 18,17 до 22,62%. В результате снизилась себестоимость рафинированного свинца и увеличилась прибыль. 9 Основные направления повышения комплексности использования сырья в подотраслях цветной металлургии 9.1 Медная промышленность В решении проблемы комплексного использования сырья в цветной металлургии медная промышленность занимает особое место. Объясняется это как относительно низким уровнем комплексности использования медных руд и концентратов, так и большим разнообразием медного сырья, сложностью вещественного состава руд, наличием довольно значительных запасов труднообогатимых руд, вовлекаемых в переработку, большими потерями серы в металлургическом производстве. В собственно медных сульфидных рудах наряду с основным металлом находится до восьми сопутствующих ценных компонентов (сера, золото, серебро, молибден, кадмий, рений, селен, теллур). В медно-цинковых рудах число сопутствующих компонентов еще больше за счет присутствия в них индия, таллия, германия. Стоимость серы и сопутствующих металлов составляет от 40 до 50% общей стоимости всех ценных компонентов руды. Исходя из этого, следует считать основной задачей улучшения комплексности использования сырья в медной промышленности – повышение извлечения наряду с медью всех сопутствующих ценных компонентов, и особенно серы, имеющей по стоимости наибольший удельный вес после меди. Рассмотрим главные направления рационального использования медного сырья при обогащении руд и металлургической переработке концентратов. Основные потери металлов с хвостами обогащения на медных фабриках связаны как с недоизмельчением руды и недостаточным вскрытием минералов, так и с ее переизмельчением и шламообразованием. Поэтому в завимости от конкретных условий производства главными направлениями повышения извлечения металлов на обогатительных фабриках следует считать улучшение гранулометрической характеристики измельчения руд, внедрение стадийных схем измельчения и флотации, а также классификацию 68 хвостов с доизмельчением и дофлотацией песковой фракции по опыту Балхашской обогатительной фабрики. С целью повышения извлечения серы на всех без исключения фабриках должно быть организовано выделение пиритных концентратов с увеличением их выхода и улучшением качества. Одной из главных задач специалистов медной промышленности является улучшение показателей обогащения медно-цинковых руд и повышение извлечения из них цинка. В настоящее время степень извлечения цинка из уральских руд колеблется в пределах от 51,2% на Карабашской до 74,5% на Сибайской обогатительных фабриках. Разрыв в показателях извлечения превышает 20%. Безусловно, каждая руда требует своей особой технологии. Однако имеющиеся резервы в совершенствовании технологии еще полностью не используются. В недостаточной степени используются еще комплексные руды Джезказганского, Урупского и некоторых других медных месторождений. Получение цинковых концентратов из них не организовано. Извлечение свинца в одноименный концентрат на Джезказганском комбинате еще низкое (около 69%). Поэтому организация комплексной переработки указанных руд также является одной из первостепенных задач работников медной промышленности. Хотя резервы совершенствоания флотации трудно-обогатимых руд еще не исчерпаны, решить проблему комплексной переработки этих руд только обогатительными методами, по всей вероятности, не удастся. Поэтому в медной промышленности, как и в свинцовоцинковой и ряде других подотраслей цветной металлургии, большое значение приобретает сочетание технологии обогащения руд с металлургическими способами переработки коллективных продуктов обогащения. Для переработки потерянных, забалансовых, окисленных и смешанных медных руд наиболее рациональными способами будут соответственно подземное выщелачивание с применением бактерий, кучное бактериальное выщелачивание и различные комбинированные процессы, сочетающие сернокислотное выщелачивание окисленных минералов с флотацией сульфидных минералов и сорбционным извлечением меди из растворов. В последнее время дополнительными источниками медного сырья являются чрезвычайно сложные коллективные продукты обогащения типа медного концентрата, выделяемого при обогащении оловянных руд Солнечного горно-обогатительного комбината. В этом материале наряду с медью, цинком, свинцом, оловом и висмутом 69 содержится также значительное количество мышьяка. Для переработки подобных материалов необходимо разработать новые, предпочтительно гидрометаллургические процессы, обеспечивающие комплексное извлечение всех ценных компонентов. Прежде чем говорить об основных направлениях повышения комплексности использования сырья в металлургическом производстве следует сказать о том, что на обогатительных фабриках медной промышленности необходимо организовать флотацию всех без исключения руд с тем, чтобы на медеплавильных заводах перерабатывать только концентраты. Эффективность этого мероприятия видна из сопоставления показателей извлечения меди при плавке руды и медных концентратов. Так, на Медногорском и Карабашском заводах извлечение меди в черновую составляет соответственно 88,42 и 93,02% (данные 1976 г.), в то время как на Красноуральском и Средне-уральском кобинатах 93,88 и 94,8% соответственно. Ликвидация непосредственной металлургической переработки руд потребует времени и капитальных вложений, но даст дополнительно несколько тысяч тонн черновой меди. Наряду с этим имеется возможность и с небольшими капитальными затратами повысить извлечение меди на металлургических заводах. Достаточно сопоставить показатели извлечения Среднеуральокого медеплавильного завода (94,8%) и Алавердского горно-металлургического комбината (88,6%), а также показатели Балхашского (97,71%) и Джезказганского (97,53%) комбинатов, чтобы сделать вывод о наличии значительных резервов использования сырья на Алавердском и Джезказганском комбинатах за счет лучшей организации производства. В самом деле, Среднеуральский завод плавит обожженную шихту в отражательных печах, не имеющих пылеулавливания, Алавердский комбинат перерабатывает такую же шихту в электропечи, оснащенной пылеулавливающими устройствами. Тем не менее это предприятие теряет на 6% больше меди, чем Среднеуральский завод. Джезказганский комбинат, применяющий для необожженных богатых концентратов (36,5% Сu) электроплавку, имеет более низкое (на 0,2%) извлечение меди против Балхашского комбината, использующего в качестве основного способа переработки сырья отражательную плавку. Следовательно, дело не только в уровне техники и технологии производства, но и в уровне организации производства, повышение которого является повседневной задачей специалистов и коллективов предприятий. 70 Наиболее эффективным направлением повышения комплексности использования сырья в производстве черновой меди является переход на автогенные процессы плавки медных концентратов. При этом решается комплекс вопросов, сдерживающих повышение технического уровня медной промышленности. Прежде всего увеличивается извлечение меди и сопутствующих металлов. Но основной эффект получается от улучшения использования серы. Поэтому важнейшей задачей специалистов медной промышленности продолжает оставаться перевод медеплавильных заводов в соответствии с намеченной программой на кислородно-факельную, кивцэтную плавку и плавку в жидкой ванне. Отстающим участком работы по повышению комплексности использования сырья является переработка конверторных и отвальных шлаков медеплавильных заводов. Изыскание экономически целесообразных способов обеднения конверторных и комплексной переработки отвальных шлаков с использованием всех ценных компонентов значительно продвинет вперед решение этой проблемы. Существенный вклад в улучшение показателей извлечения металлов и рационального использования металлургического сырья могут внести разработка и внедрение прогрессивных гидрометаллургических методов переработки пылей медеплавильного производства на основе сорбции и экстракции. Медная промышленность располагает достаточным научным заделом по проблеме комплексного использования сырья. Реализация законченных научных разработок по этому вопросу является задачей первостепенной важности. 9.2 Свинцово-цинковая промышленность За последние десятилетия достигнут значительный прогресс в комплексном использовании сырья на свинцовых и цинковых заводах. В настоящее время из полиметаллического сырья извлекают 18 элементов, выпускают около 40 видов товарной продукции. Передовые свинцовые заводы добились дальнейшего повышения показателей извлечения металлов. Так, на Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате извлечение свинца достигло 97,42%, на Дальневосточном горно-металлургическом комбинате 97,21%. Коэффициент комплексности использования сырья в свинцовом производстве этих предприятий составил соответственно 96,9 и 95,2%. Из цинковых заводов наилучшие результаты по извлечению основного металла имеют Челябинский электролитный цинковый 71 завод (96,64%) и Усть-Каменогорский свинцово-цинковый комбинат (96,5%). По извлечению цинка к ним приближается и Алмалыкский горно-металлургический комбинат (95,35%). Вместе с тем в металлургическом производстве этой подотрасли имеется еще много неиспользованных резервов. Основными причинами неполного использования сырья являются: задалживание ценных компонентов в металлургических полупродуктах и отходах (кеках, пылях, раймовке, шлаках, клинкере), получение больших количеств отходящих газов, низкая степень использования серы на свинцовых заводах; высокие неучтенные потери металлов; несовершенство пылеулавливания и технологии переработки пылей и других полупродуктов. В настоящее время в отвалах шлаков, цинковых кеков, раймовки, клинкера находится значительное количество металла; мощности шлакоперерабатывающих установок не обеспечивают пока переработки даже шлаков текущего производства. Кроме Чимкентского свинцового завода, агломерационные газы свинцового производства для получения серной кислоты нигде не используются. На Лениногорском полиметаллическом комбинате имеются еще большие отвалы цинковых кеков. Медленно перерабатываются клинкер печей вельцевания, раймовка и другие полупродукты. Недостаточные мощности пылеулавливающих установок, низкий уровень их эксплуатации в ряде случаев, а также механические потери при транспортировке и перегрузках приводят к значительным неучтенным потерям свинца и цинка, составляющим соответственно 56 и 43% от общих потерь этих металлов. Основными направлениями повышения комплексности использования сырья в металлургическом производстве свинцовоцинковой промышленности являются: дальнейшее расширение масштабов применения кислорода при обжиге цинковых концентратов, повышение концентрации кислорода в дутье печей КС; совершенствование агломерации свинцовых концентратов путем внедрения дутья снизу, рециркуляции газов и обогащения воздуха кислородом; переход на кислородно-факельную плавку свинцовых концентратов с использованием отходящих сернистых газов в производстве серной кислоты; внедрение гидрометаллургической переработки цинковых кеков с комплексным использованием остатков от выщелачивания; переработка всего объема текущих шлаков свинцовой плавки методом фьюмингования и холодных шлаков из отвалов в вельц-печах комплексным использованием всех ценных составляющих; организация пылеулавливания и очистки 72 технологических и вентиляционных газов, образующихся в свинцовом и цинковом производствах с отдельной комплексной переработкой пылей, полупродуктов и отходов металлургического и сернокислотного производства. Необходимо также производить очистку всех газов, выбрасываемых в атмосферу, до санитарных норм; организовать очистку промышленных стоков с полной утилизацией находящихся в них ценных компонентов и внедрением полного водооборота, позволяющего резко сократить потребление свежей воды. Большой эффект следует ожидать от применения современных средств использования вторичных энергоресурсов (котлов-утилизаторов, испарительного охлаждения и др.). Сокращение механических потерь металлов при транспортировании и хранении сырья и организация комбинированного свинцово-цинкового и медного предприятия с замкнутой технологической схемой и взаимной переработкой полупродуктов и отходов позволяет значительно повысить техникоэкономические показатели производства. 9.3 Никелевая промышленность Переработку окисленных никелевых руд производят без предварительного обогащения в шахтных печах (Уральские предприятия) и в электропечах (Побужский завод). Плавка руд в шахтных печах на штейн вызывает большие потери никеля и кобальта с отвальными шлаками (соответственно 16 и 55%), а при конвертировании штейнов образуется значительное количество слабоконцентрированных сернистых газов, которые сбрасываются в атмосферу, загрязняя воздушный бассейн. При этом способе извлечение никеля составляет около 75%, кобальта – около 30%. Сера и железо полностью теряются. Плавка окисленных никелевых руд на ферроникель является более прогрессивным процессом, так как при этом извлечение никеля повышается на 10–15% и утилизируется значительное количество железа. Значительные преимущества имеет плавка окисленных руд на ферроникель в печах с погруженным факелом, которая осуществляется на природном газе без расхода кокса. На этот процесс переден Уфалейский никелевый завод. Заслуживает внимания и разработка процесса обогащения окисленных никелевых руд методом сегрегационного обжига. Исследования в этом направлении ведутся как за рубежом, так и в СНГ. 73 Основной проблемой комплексного использования сульфидных медно-никелевых руд является повышение извлечения никеля, меди, кобальта, драгоценных металлов и утилизация серы. Эта проблема решается в нескольких направлениях. Ввиду большого содержания железа и серы в рудах Талнахского и Октябрьского месторождений в районе Норильска при флотации получают относительно бедные никелевые концентраты с высоким процентом серы и железа, для удаления которых в процессе обжига и плавки приходится соответственно затрачивать много средств и флюсов. Механобр разработал технологию обогащения медно-никелевых руд с получением богатых никелевых концентратов, содержащих, % : 9,8 Ni; 5,5 Сu; 48 Fe; 33 S и отношением Fe:Ni=4,85 и S:Ni =3,35, и очищенного пирротинового концентрата состава, %: 2,53 Ni; 0,5 Сu; 52 Fe; 33,8 S с отношением Fe:Ni = 20,6 и S:Ni=13,6. Как видно из состава пирротинового концентрата, основное количество железа и серы сосредоточивается в этом продукте обогащения, что создает возможность организации раздельной переработки указанных материалов по оптимальным технологическим схемам. Переработку богатых никелевых концентратов будут осуществлять автогенными процессами (взвешенной, кислороднофакельной плавкой и другими способами). При этом наряду с улучшением показателей извлечения металлов значительно увеличится степень использования серы, которую будут получать в виде элементарной. Для переработки пирротинового концентрата, как уже говорилось выше, строят автоклавный передел на Надеждинском металлургическом заводе. Назначение передела – гидрометаллургическое обогащение пирротинового продукта с получением элементарной серы. Результаты полупромышленных испытаний технологии автоклавной переработки пирротинового концентрата позволяют надеяться в перспективе на возможность создания гидрометаллургической технологии переработки никелевых концентратов без выделения из них пирротинов. Опытные работы в этом направлении продолжаются. Наиболее серьезной проблемой является использование серы при переработке сульфидного сырья. В настоящее время никелевая промышленность по этому показателью стоит на последнем месте в отрасли, что объясняется не только невозможностью вывоза серной кислоты из района Норильска, но и недостаточными мощностями 74 сернокислотного производства на предприятиях Кольского полуострова и отсутствием установок для утилизации серы на уральских заводах. Эта проблема будет решаться путем разработки и внедрения метанового способа восстановления сернистого ангидрида до элементарной серы на Норильском комбинате, ввода новых сернокислотных мощностей на предприятиях Кольского полуострова и строительства сооружений для очистки слабоконцентрированных сернистых газов на уральских заводах. На действующих предприятиях никелевой промышленности будут расширяться масштабы обеднения конверторных шлаков в электропечах и внедряться процесс получения анодного никеля в вертикальных конверторах, что позволит повысить извлечение никеля и кобальта. Разрабатываются специальные мероприятия по увеличению извлечения металлов платиновой группы, сокращению потерь драгоценных, металлов по всему производственному циклу от обогащения руды до выпуска готовой продукции. 9.4 Алюминиевая промышленность Алюминиевая промышленность является ведущей отраслью цветной металлургии. Производство алюминия базируется в настоящее время на трех видах сырья: бокситах, нефелинах и алунитах. В решении задачи комплексного использования сырья ведущая роль принадлежит наиболее крупному по масштабам глинозёмному производству. Вместе с тем большое значение для охраны окружающей среды, снижения потерь металла и фтористых солей и улучшения экономики производства имеет технический уровень электролиза алюминия. Основную часть глинозема производят в СНГ и за рубежом из бокситов. Традиционные способы переработки бокситов предусматривают извлечение из них только глинозема. Второй компонент – железо, как правило, не используют. Такое положение объясняется трудностями создания технологии переработки бокситов, обеспечивающей рентабельную работу предприятия, комплексность и безотходность производства. В СНГ перерабатывают различные по составу и качеству бокситы. Извлечение глинозема из них составляет 85-86% Нефелиновые руды и концентраты являются вторым по значению видом сырья для алюминиевой промышленности. Переработку Кольского нефелинового концентрата производят Волховский алюминиевый завод и Пикалевский глиноземный 75 комбинат. Нефелиновую руду Кия-Шалтырского месторождения перерабатывает Ачинский глиноземный комбинат. В результате комплексной переработки нефелинов и карбонатного сырья на первых двух предприятиях на 1т глинозема получают 0,62-0,7 т соды, 0,180,28 т поташа и 9-10 т портландцемента. Товарный выход глинозема и щелочей составляет соответственно 83 и 80%. Дальнейшее повышение выхода глинозема и щелочей будет осуществляться путем совершенствования режима выщелачивания и промывки шлама, внедрения регенерации глинозема из шламов обескремнивания и безизвестковой технологии переработки растворов, а также посредством других организационнотехничеюких мероприятий. Первоочередными задачами Ачинского глиноземного комбината являются освоение проектных техникоэкономических показателей (извлечение глинозема 82%, щелочи 78%) и полное использование шламов в производстве цемента и т. д. На Кировабадском алюминиевом заводе впервые в промышленном масштабе осуществлена технология комплексной переработки алунитового сырья на глинозем, серную кислоту и сульфат калия. Решающее значение для успешного освоения этой технологии, повышения извлечения глинозема и серы имела разработка эффективного способа восстановления алунита. Проведение на этом заводе ряда других мероприятий (создание и освоение новой установки для обжига алунита, оптимизация передела выщелачивания, совершенствование аппаратуры) позволит перекрыть проектные показатели по извлечению ценных компонентов из сырья. Как указывалось выше, бокситовое и другое алюминий содержащее сырье, включает наряду с глиноземом и железом много других ценных компонентов. В процессах переработки сырья в циркулирующих растворах глиноземного производства накапливаются ванадий, галлий и ряд других элементов. ВАМИ и ЦНЗиО АН РК разработали способы извлечения пятиокиси ванадия и галлия из алюминатных растворов. При электролитическом производстве алюминия основное внимание должно быть обращено на снижение механических потерь глинозема в процессе доставки его от завода-поставщиков (около 1%) и при погрузочно-разгрузочных операциях (около 2%), улавливание и утилизацию газообразных и твердых фторсодержащих отходов. Эта задача представляется весьма актуальной как с точки зрения комплексного использования сырья, так и защиты воздушного бассейна в районе алюминиевых заводов от загрязнения токсичными соединениями. 76 Уменьшение механических потерь глинозема достигается применением специализированных вагонов-цистерн для его перевозки, автоматизацией приемных складов на заводахпотребителях, уплотнением узлов раздачи расходных силосов в корпусах электролиза и внедрением вакуумных пылеуборочных машин. На алюминиевых заводах на 1 т получаемого металла выделяется с технологическими газами в среднем 18 кг общего фтора, 12 кг сернистого ангидрида и 85 кг пыли, состоящей в основном из глинозема и смолистых веществ. Потери глинозема и фтористых солей имеют место также с отработанной футеровкой электролизеров. Очистку технологических газов на большинстве заводов осуществляют мокрым способом в двухступенчатых установках обеспечивающие улавливание фтористого водорода на 99,5%, сернистого ангидрида – на 95% и пыли – на 85%. Для регенерации криолита из растворов газоочистки и угольной «пены» электролизеров на одних заводах действуют, а на других строятся соответствующие цехи и отделения. Шлам из аппаратов газоочистки и пыль электрофильтров, содержащие фтор, алюминий и другие ценные компоненты, пока не перерабатывают и направляют в отвал. Разрабатывается более эффективный «сухой» способ сорбционной очистки газов от фтора глиноземом, обеспечивающий улавливание 98-99% фтора и пыли. ВАМИ подготовил к внедрению метод регенерации криолита из отработанной футеровки электролизеров. В ближайшие 10-15 лет намечается расширение существующих отделений регенерации с целью организации переработки всех твердых отходов от электролиза алюминия. Осуществление комплекса мероприятий по совершенствованию и внедрению технологии очистки газов, переработки твердых отходов и регенерации фтористых соединений позволит сократить вредные выбросы в атмосферу и дополнительно возвратить в процесс около 8 кг фтора на 1 т алюминия. По данным ВАМИ, выход фтора в товарную продукцию за последние три года увеличился на 2-3%. Для дальнейшего повышения степени использования сырья, серной кислоты и гидрата окиси алюминия намечено применить смесители специальной конструкции, замкнутый водооборот и т. д. Предусматривается также начать использование фторангидритных отходов в производстве строительного гипса и в цементной промышленности. 77 Литература 1 Снурников А.П. Комплексное использование сырья в цветной металлургии. – М. : Металлургия, 1977. – 272 с. 2 Никитин Г.М. Комплексное использование минерального сырья. – Павлодар: Павлодарский центр научно-технической информации, 2007. – 29 с. 3 Равич Б.М. Комплексное использование сырья и отходов / Б.М. Равич, В.П. Окладников. – М. : Химия, 1988. – 320 с. 4 Абжаров А.А. Комплексное использование низкокачественного глиноземсодержащего сырья Казахстана. – АлмаАта: Гылым, 1988. – 178 с. 5 Абдулива А.А. Техногенное минеральное сырье рудных месторождений Казахстана / под ред. проф. А.А. Абдулива. – Алматы: Институт геологических наук, 2002. – 122 с. 78 Содержание 1 1.1 2 2.1 2.2 2.3 2.4 3 3.1 4 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7 4.8 4.9 5 5.1 5.2 6 6.1 6.2 6.3 Введение Народнохозяйственное значение проблемы комплексного использования сырья Оценка комплексности использования сырья Пути рационального использования рудных месторождений Подготовка запасов руд к выемке Прогрессивные системы и методы разработки месторождений Селективная добыча и усреднение руд Добыча и переработка забалансовых, потерянных руд и вскрышных пород Комплексная переработка руд на обогатительных фабриках Характеристика руд цветных и редких металлов Прогрессивные методы подготовки руды Дробление руд Самоизмельчение руд Обогащение в тяжелых суспензиях Совершенствование технологий измельчения и флотации Доизвлечение металлов из хвостов от обогащения руд Извлечение драгоценных металлов Попутное извлечение нерудных ископаемых Доизвлечение ценных компонентов из производственных растворов и сточных вод Повышение качества концентратов Проблема комплексного использования сырья в металлургическом производстве Переработка коллективных продуктов обогащения Переработка медно-свинцово-цинковых промпродуктов Комплексная переработка полупродуктов металлургического производства Переработка шлаков и возгонов Гидрометаллургические процессы Использование фторсодержащих отходов алюминиевого производства 79 3 5 7 9 10 12 14 16 21 22 32 32 34 37 40 42 43 44 45 47 49 52 53 55 55 56 57 7 7.1 7.2 7.3 8 8.1 9 9.1 9.2 9.3 9.4 Охрана природы и комплексное использование сырья Использование отвалов и рекультивация земель Утилизация и обезвреживание металлургических газов Очистка и утилизация промышленных стоков Перспективы создания безотходных технологических схем в металлургическом производстве Экономическая эффективность комплексного использования сырья Основные направления повышения комплексности использования сырья в подотраслях цветной металлургии Медная промышленность Свинцово-цинковая промышленность Никелевая промышленность Алюминиевая промышленность Литература 80 59 59 61 64 65 67 68 68 71 73 75 79 Рецензия На учебное пособие Кенбеиловой С.Ж., Таскариной А.Ж. Комплексное использование минерального сырья. – Павлодар, 2008 Курс «Комплексное использование минерального сырья» входит в вузовский компонент учебного плана специальности 050709 «Металлургия». В учебном пособии освещены системы и методы разработки месторождений, обеспечивающие снижение потерь при добыче руд. Указаны пути повышения полноты и комплексности использования сырья при обогащении руд, металлургической переработке концентратов, коллективных продуктов обогащения, полупродуктов, пылей и газов металлургического производства. Приведены данные, характеризующие экономическую эффективность, и указываются основные направления повышения комплексности использования сырья в ведущих подотрослях металлургии. Поэтому рецензируемое пособие следует считать весьма своевременным и актуальным. Настоящее пособие, безусловно, поможет студентам в успешном изучении курса «Комплексное использование минерального сырья». Профессор, кандидат технических наук 81 М.М. Суюндиков
