Содержание к диссертации
Введение
1 Предпосылки развития новых технологий переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд 10
1.1 Способы переработки сульфидных медных руд 10
1.2 Способы переработки окисленных никелевых руд 19
1.3 Обоснование направления исследований 25
1.4 Выводы 32
2 Структура и термические свойства окисленных никелевых и сульфидных медных руд 33
2.1 Методики экспериментов 33
2.2 Структура и термические свойства сульфидной медной руды 35
2.3 Структура и термические свойства окисленной никелевой руды 48
2.4 Взаимодействие огарка сульфидной медной руды с окисленной никелевой рудой 54
2.5 Выводы 56
3 Термодинамическое моделирование совместной плавки окисленных никелевых и сульфидных медных руд 58
3.1 Методика моделирования 58
3.2 Моделирование совместной плавки окисленной никелевой и сульфидной медной руд 62
3.3 Моделирование совместной плавки окисленной никелевой и сульфидной медной руд с добавкой углерода 64
3.4 Моделирование совместной плавки окисленной никелевой руды и огарка сульфидной медной руды 73
3.5 Выводы 83
4 Обоснование параметров совместной плавки на штейн окисленных никелевых и сульфидных медных руд 86
4.1 Методики экспериментов 86
4.2 Восстановительно-сульфидирующая плавка окисленной никелевой и сульфидной медной руд 88
4.3 Окислительная плавка окисленной никелевой и сульфидной медной руд 96
4.4 Восстановительно-сульфидирующая плавка окисленной никелевой руды и огарка сульфидной медной руды 99
4.5 Опытно-промышленное опробование совместной восстановительно сульфидирующей плавки окисленной никелевой руды и сульфидного медного сырья 107
4.6 Выводы 110
5 Технико-экономическое обоснование технологии совместной переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд 112
5.1 Технологические решения 112
5.2 Материальные и тепловые балансы 116
5.3 Технико-экономическая часть 118
5.4 Финансовые результаты и показатели эффективности 124
5.5 Выводы 126
Заключение 128
Список использованных источников 131
Приложение А 146
Приложение Б 147
Приложение В 149
- Способы переработки окисленных никелевых руд
- Моделирование совместной плавки окисленной никелевой и сульфидной медной руд с добавкой углерода
- Восстановительно-сульфидирующая плавка окисленной никелевой руды и огарка сульфидной медной руды
- Технико-экономическая часть
Введение к работе
Актуальность темы исследования. Практика работы металлургических предприятий свидетельствует о том, что существующие технологии производства никеля и меди имеют ряд недостатков. В частности, окисленные никелевые руды из месторождений Урала ещё до недавнего времени перерабатывали по устаревшей схеме, связанной с восстановительно-сульфидирующей шахтной плавкой на штейн и его дальнейшей пирометаллургической переработкой с получением огневых никеля и кобальта. Изменение конъюнктуры на рынке цветных металлов привело к закрытию уральских никелевых комбинатов и полному прекращению переработки указанных руд в России.
Проблемным объектом являются также уральские сульфидные медные (медноколчеданные) руды, при флотационном обогащении которых выделяют медный, цинковый и пиритный концентраты. Известные пиро- и гидрометаллургические технологии, применяемые для переработки медных и цинковых концентратов, позволяют извлекать в товарные продукты медь, цинк и ряд сопутствующих элементов, при этом до 80 % содержащихся в руде кобальта и драгоценных металлов теряется с пиритными концентратами, рентабельных способов переработки которых до сих пор не найдено.
Одним из путей возобновления производства никеля из окисленных никелевых руд и одновременного повышения комплексности использования сульфидных медных руд может стать совместная переработка этих видов сырья. Модификация восстановительно-сульфидирующей плавки никелевой руды посредством использования медной руды в качестве сульфидизатора позволит перевести никелевый штейн в разряд медно-никелевых, сконцентрировать в нём кобальт и драгоценные металлы, снизить переход серы в газовую фазу и обеспечить пригодность штейна для переработки по известным технологиям. Поскольку базовым переделом, определяющим эффективность совместной переработки руд, является плавка на штейн, представляется необходимым проведение исследований, направленных на разработку её научных основ и установление оптимальных параметров ведения процесса.
Степень разработанности темы исследования. К настоящему времени накоплен большой объём информации, связанной с физико-химическими основами технологических операций пирометаллургической переработки окисленных никелевых, сульфидных медных, ме дно-цинковых и медно-никелевых руд, параметрами и показателями переделов. В частности, многочисленными отечественными и зарубежными учёными изучены процессы штейнообразования при плавке окисленных никелевых руд с сульфидизаторами различной природы.
Результаты известных работ служат основой исследований в направлении создания новой технологии переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд. Однако научные и технологические аспекты совместной плавки подобного сырья с получением медно-никелевого штейна ранее не рассматривались.
Объект исследования - технология совместной переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд.
Предмет исследования - физико-химические процессы, протекающие в ходе совместной пирометаллургической переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд, взаимосвязь состава и свойств сырья, продуктов переработки с параметрами и показателями металлургических переделов.
Цель работы - научное обоснование и разработка рациональной технологии совместной переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд.
Задачи исследования:
- оценка состава, структуры и термических свойств исходных руд и продуктов их
пирометаллургической переработки (огарков, штейнов, шлаков), выявление форм
нахождения в них цветных металлов;
- анализ особенностей физико-химических взаимодействий в оксидно-
сульфидных системах, формирующихся при обжиге и плавке никелевых и медных
руд;
оценка распределения целевых компонентов между продуктами обжига и плавки руд;
определение оптимальных условий ведения процесса совместной плавки руд, связанных с количественным извлечением меди, никеля, кобальта и драгоценных металлов в полиметаллический штейн с заданным соотношением содержаний никеля и меди;
технико-экономическое обоснование возможности промышленной реализации технологии.
Научная новизна и теоретическая значимость исследования:
- установлены формы нахождения меди, цинка и кобальта в медно-кобальтовой
колчеданной руде Дергамышского месторождения и продуктах её частичного
окислительного обжига;
- по результатам термодинамического моделирования совместной плавки
обожжённой медной руды с окисленной никелевой рудой оценены равновесные
составы и количества образующихся оксидных (шлак) и сульфидно-металлических
(штейн) продуктов;
- экспериментально установлено влияние количественных соотношений между
двумя типами руд и добавками углеродсодержащего восстановителя на
расслаивание оксидно-сульфидных систем;
определена последовательность превращений и реакций при совместном нагреве руд и продуктов их обжига с введением восстановителя;
выявлены структура и межфазное распределение меди, никеля, кобальта и цинка в охлаждённом медно-никелевом штейне.
Практическая значимость работы:
предложен состав шихты для восстановительно-сульфидирующей плавки руд, результатом применения которой является повышение комплексности использования сырья с получением товарных продуктов, содержащих медь, никель, кобальт, серу, драгоценные металлы, а также шлаков, пригодных для использования в качестве материалов строительного назначения;
разработана рациональная технология совместной переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд, обеспечивающая извлечение никеля, меди, кобальта и драгоценных металлов в товарные продукты при сокращении потерь серы с газами;
- обоснованы основные параметры процессов обжига и восстановительно-
сульфидирующей плавки руд, созданы предпосылки для возобновления
производства никеля из окисленных никелевых руд уральских месторождений.
Методология и методы исследования. Работа выполнена с использованием
оборудования центра коллективного пользования «Урал-М» и методик
экспериментов, обеспечивающих воспроизводимость результатов. При
термодинамическом моделировании применён программный комплекс HSC
Chemistry 6.1. Лабораторные эксперименты по нагреву и плавке образцов проведены
на стандартном оборудовании (электропечи сопротивления). Состав, структура и
термические свойства сырья и продуктов его переработки оценены методами
атомно-абсорбционной спектро фотометрии (Hitachi-Z8000),
рентгенофлуоресцентной (S4 Explorer) и оптической эмиссионной спектрометрии (Spectroflame), рентгено фазового анализа (ДРОН-2), растровой электронной микроскопии (JSM-59000LV), энергодисперсионной рентгеновской спектроскопии (OXFORD INCA Energy 200), термического анализа (NETZSCH STA 449 С Jupiter) и масс-спектрометрии (QMS 403 С Aeolos).
Положения, выносимые на защиту:
1. Результаты изучения состава, структуры и свойств сульфидной медной руды Дергамышского месторождения, огарков, полученных при её частичном
окислительном обжиге, а также штейнов и шлаков, выделенных при совместной плавке указанного сырья с окисленной никелевой рудой Серовского месторождения.
-
Результаты термодинамического и экспериментального моделирования совместной пирометаллургической переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд.
-
Новая технология совместной переработки окисленных никелевых и сульфидных медных руд.
Достоверность полученных результатов, выводов и рекомендаций основана на использовании стандартных методик исследования, современного оборудования и специализированного программного обеспечения, подтверждается сходимостью результатов теоретического и экспериментального моделирования, их соответствием известным данным в области теории и практики металлургических процессов.
Апробация работы. Основные положения диссертационной работы доложены и обсуждены на научно-практической конференции с международным участием «Перспективы развития металлургии и машиностроения с использованием завершённых фундаментальных исследований и НИОКР» (Екатеринбург, 2015), XXI международной научно-практической конференции «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья» (Екатеринбург, 2016), XX Менделеевском съезде по общей и прикладной химии (Екатеринбург, 2016), III конгрессе «Фундаментальные исследования и прикладные разработки процессов переработки и утилизации техногенных образований» (Екатеринбург, 2017).
Личный вклад автора состоит в обосновании цели и задач исследования, планировании и выполнении экспериментов, обработке и анализе полученных результатов, обсуждении основных положений научного исследования и подготовке публикаций.
Публикации. Основное содержание диссертации изложено в 10 работах, в числе которых 4 статьи в изданиях из перечня ВАК и заявка на патент на изобретение.
Связь диссертации с планами НИР. Исследование выполнено в соответствии с планами научно-исследовательской работы Института металлургии УрО РАН (проект № 15-11-3-31).
Объём и структура диссертации. Диссертационная работа состоит из введения, пяти глав и заключения, изложена на 150 страницах машинописного текста, содержит 35 рисунков, 24 таблицы, 3 приложения, список использованных источников включает 147 наименований.
Способы переработки окисленных никелевых руд
Не теряет актуальности проблема эффективной переработки окисленных никелевых (латеритовых) руд, подразделяемых на железистые и магнезиальные [32, 33]. Их особенностью является невысокое содержание целевых металлов, что характерно для месторождений Урала, в которых содержание никеля не превышает 0,8–1,1 %. В сырье почти полностью отсутствуют индивидуализированные минералы с высокой концентрацией никеля, вследствие чего он распределн по различным фазам. Варианты обогащения руды путм селективной дезинтеграции и рассева [34] или сегрегационного обжига с магнитной сепарацией (флотацией) огарка [35–37] промышленного развития не получили.
Для переработки окисленных никелевых руд разработаны и реализованы в производственной практике различные технологии, которые можно условно разделить на три группы: пирометаллургические, комбинированные пиро-гидрометаллургические и гидрометаллургические, при этом выбор способа определяется, в первую очередь, химическим и фазовым составом руды [37–40].
Среди пирометаллургических методов в настоящее время наибольшее распространение имеет плавка на никелистый чугун, ферроникель или штейн, проводимая в агрегатах различного типа. Совместное присутствие в латеритах никеля и железа является предпосылкой для получения железосодержащих никелевых продуктов, пригодных для производства нержавеющих сталей – ферроникеля и никелистого чугуна [20]. Ферроникель производят преимущественно из магнезиальных руд по схеме, включающей операции сушки руды, обжига, плавки огарка с восстановителем в электропечах и рафинирования сплава [41]. При этом в товарную продукцию – ферроникель, содержащий 15–40 % Ni, извлекают 85–92 % целевых металлов. Максимальное распространение [42] имеет способ Элкем (RKEF), включающий обжиг в трубчатой вращающейся печи и восстановительную плавку в электропечи. По такой технологии работают предприятия в Новой Каледонии, США, Японии, Бразилии, Греции, Доминиканской Республике, Гватемале и т.д. В последнее время таким же образом в Китае производят никелистый чугун с содержанием 10–15 % Ni, ранее выплавлявшийся в доменных печах. При всей привлекательности непосредственного производства железоникелевых сплавов из окисленных никелевых руд [20, 43–45], основанной на высоком извлечении металлов и возможности получения отвальных шлаков, пригодных для производства щебня, этот способ не всегда приемлем. Высокое содержание кобальта в сырье является причиной получения ферроникеля с соотношением Ni : Co около 15 : 1 (при допустимом не более 40 : 1), что ведт к снижению потребительских качеств продукта. Кроме того, процесс отличается высокими эксплуатационными расходами, определяемыми стоимостью электроэнергии. Переработка высокожелезистых руд по этой технологии неизбежно приводит к снижению содержания никеля в сплаве до 8–12 %.
Альтернативой способу RKEF являются процессы FBDC (обжиг в печи кипящего слоя – плавка в электрической печи постоянного тока) [46] и плавки руд в двухзонной печи Ванюкова [47], однако они испытаны лишь в опытно-промышленном масштабе.
Определяющими факторами использования перечисленных технологий переработки руд с получением ферроникеля являются:
- соотношение в сырье Ni : Fe, обеспечивающее выплавку ферроникеля, содержащего не менее 15–20 % Ni;
- высокое соотношение Ni : Co, позволяющее вести процесс без использования специальных методов отделения кобальта;
- низкая стоимость электроэнергии;
- невысокое содержание драгоценных металлов в сырье.
Существенно повысить комплексность использования окисленных никелевых руд позволяет их переработка с получением никелевого штейна. Так, на заводе Doniambo (Новая Каледония) часть ферроникеля сульфидируют в конвертере, вдувая в расплав жидкую серу, а на заводе Sorowaco (Индонезия) серой сульфидируют непосредственно руду. Полученный штейн продувают до файнштейна, выводя кобальт в конвертерный шлак [20, 35]. На получении никелевого штейна базировалось и производство никеля из окисленных руд в России [48], сосредоточенное на ОАО «Уфалейникель», ЗАО ПО «Режникель» и ОАО «Южуралникель». Технологическая схема включала следующие основные операции: окускование руды, восстановительно-сульфидирующую плавку шихты на штейн в шахтных печах, конвертирование штейна, обеднение конвертерного шлака с получением автоклавной массы, направляемой на извлечение кобальта, двустадийный окислительный обжиг файнштейна с промежуточным сульфатохлорирующим обжигом огарка и выщелачиванием меди, восстановительный обжиг закиси никеля и восстановительную электроплавку с получением огневого никеля. Среднее сквозное извлечение металлов в товарные продукты составляло: до 77 % Ni в огневой никель, 16 % Co в огневой кобальт, 60 % Cu в карбонатный продукт очистки растворов обезмеживания [48, 49]. Основными недостатками технологии были: высокий расход кокса, низкая степень использования серы сульфидизатора, недостаточное извлечение цветных металлов в товарные продукты, полная потеря драгоценных металлов руды и сульфидизатора.
Уральские никелевые заводы наносили значительный ущерб окружающей среде, выбрасывая в атмосферу до 300 тыс. т сернистого ангидрида в год. С целью преодоления указанных недостатков предпринимались попытки усовершенствования конструкции печи, обогащения дутья кислородом и подогрева дутья [50, 51]. Проведнные на ОАО «Комбинат Южуралникель» промышленные испытания альтернативного бескоксового способа плавки окисленных никелевых руд в печи Ванюкова, разработанного специалистами НИТУ «МИСиС» [52–54], показали возможность использования серы колчедана на 75 %. Тем не менее, в результате падения рыночных цен на никель переработка окисленных никелевых руд на Урале была полностью прекращена, а заводы остановлены.
Другим распространнным вариантом переработки окисленных никелевых руд являются пиро-гидрометаллургические схемы, включающие два основных технологических передела: восстановительный обжиг исходной руды с целью е подготовки к переработке и выщелачивание из огарка (кислотное или щелочное) с переводом цветных металлов в раствор. Последующие переделы осаждения, сорбции, экстракции или электролиза [55, 56] позволяют выделить никель в виде металла или перевести его в высококачественный концентрат.
Наибольший интерес представляют широко используемые в мировой промышленной практике комбинированные схемы (работающие заводы – Nicaro и Punta Gorda (Куба), Greenvale (Австралия); остановленные – Николова Гута (Чехия), Surigao (Филиппины), Tocantins (Бразилия)), где базовой технологией переработки сырья является способ Карона [35, 57, 58]. Эта технология предусматривает термическую обработку измельчнной руды в условиях, обеспечивающих селективное восстановление никеля и кобальта, и последующее выщелачивание огарка аммиачно-карбонатными растворами в присутствии кислорода с переводом цветных металлов в раствор, а железа (в основной массе) – в нерастворимый остаток. Данный процесс обеспечивает почти полную регенерацию основного реагента (аммиака) и, частично, углекислого газа [35, 59]. Технология Карона имеет универсальный характер и применима, с обеспечением высоких показателей извлечения цветных металлов, к рудам различного состава, в том числе к серпентинитовым и охристым разновидностям бедных магнезиально-силикатных руд. Однако эффективность всей технологии главным образом определяется энергозатратами, а фактически – стоимостью топлива, имеющей тенденцию к неуклонному росту. В связи с этим, как показывают технико-экономические расчты [35], комбинированные технологии переработки окисленных никелевых руд уступают современным гидрометаллургическим схемам прямого выщелачивания по таким технико-экономическим показателям, как себестоимость продукции и степень извлечения никеля и кобальта в товарные продукты.
Моделирование совместной плавки окисленной никелевой и сульфидной медной руд с добавкой углерода
Фазообразование в оксидно-сульфидных системах. Анализ результатов термодинамического моделирования для рабочего тела, отвечающего смеси окисленной никелевой и сульфидной медной руд при массовом соотношении 100 : 60 с добавкой 5 % углерода от массы окисленной руды, указывает на изменение равновесных составов фаз (рисунки 3.1, 3.2). Состав при охлаждении рабочего тела отличается от исходного, в частности, не выявлен лизардит Mg3Si2O5(OH)4. Другие породообразующие минералы – кальцит CaCO3, тальк Mg3Si4O10(OH)2 и клинохлор Mg2,5Fe2,5Al2Si3O18H8 разлагаются при повышенных температурах [68, 128], что сопровождается увеличением парциальных давлений CO2 и H2O в газовой фазе (рисунок 3.2). Параллельно происходит ряд физико-химических превращений, сопровождающихся образованием новых соединений. Так, уменьшение количества талька можно объяснить [112] протеканием реакций:
Mg3Si4O10(OH)2 3MgSiO3 + SiO2 + H2O, (3.8)
Mg3Si4O10(OH)2 + 5MgO 4Mg2SiO4 + H2O. (3.9)
Рост количества энстатита MgSiO3 при 1200 С связан с разрушением клинохлора. При этом периклаз и монтичеллит CaMgSiO4 образуются по реакции:
2MgSiO3 + CaO MgO + CaMgSiO4. (3.10)
С ростом температуры повышаются доли форстерита Mg2SiO4 и энстатита
MgSiO3, что свидетельствует [112] о протекании реакций:
3MgSiO3+ SiO2 + 5MgO 4Mg2SiO4, (3.11)
2MgO + SiO2 Mg2SiO4, (3.12)
MgO + MgSiO3 Mg2SiO4, (3.13)
Mg2SiO4 + SiO2 2MgSiO3. (3.14)
Появление алюмосодержащих соединений, таких как анортит CaAl2Si2O8, силлиманит Al2SiO5, кордиерит Al4Mg2Si5O18 и пироксен CaAl2SiO6, обусловлено разложением клинохлора. Образование волластонита CaSiO3 связано с взаимодействием СaO, образовавшегося при разложении кальцита, со свободным SiO2. Синтез волластонита начинается с 700 С, а его убыль при 900–1000 С связана [111] с формированием анортита в ходе взаимодействия силлиманита с волластонитом:
Al2SiO5 + CaSiO3 CaAl2Si2O8. (3.15)
Что касается магнетита, то его существование термодинамически возможно при температуре не выше 300 С, затем он полностью восстанавливается и сульфидируется. Фаялит Fe2SiO4 в рассматриваемой системе, отличающейся большой долей углерода, распадается в области температур до 400 С.
Рост количества геденбергита (CaFe)0,5SiO3 в области температур выше 1000 С также связан с распадом клинохлора. В низкотемпературной области его доля уменьшается. Это корреспондирует с ростом количества CaSiO3 и FeS, что можно пояснить протеканием реакции:
(CaFe)0,5SiO3 + С (CO) + S2 CaSiO3 + FeS + CO (CO2). (3.16)
Появление в рабочем теле паров элементной серы связано с разложением сульфидных компонентов шихты. Так, в восстановительных условиях существование пирита FeS2 термодинамически возможно [94] до температуры 700 С, а его диссоциация сопровождается ростом доли троилита FeS. Халькопирит CuFeS2 начинает диссоциировать при 800 С с образованием троилита и халькозина Cu2S. Сфалерит ZnS устойчив в широком температурном диапазоне [90, 113].
В рассматриваемой системе установлена высокая вероятность образования сульфида кальция при контакте извести и сульфида железа:
FeS + СaO CaS + FeO, (3.17)
FeO + С (СO) Fe + CO (CO2). (3.18)
Заметные количества элементных никеля, кобальта и железа отмечены при 1000–1200 С, что связано с развитием реакций их восстановления из оксидов.
Рассмотрение газовой фазы показывает, что при температуре около 900 С развивается реакция Будуара, о чм свидетельствует уменьшение доли CO2. Серооксид углерода COS устойчив в диапазоне 500–1000 С. Появление этого соединения связано с обратимой реакцией взаимодействия CO с выделяющейся при диссоциации высших сульфидов элементной серой:
2CO + S2 = 2COS + 53460 кДж. (3.19)
С повышением температуры серооксид углерода разрушается, что можно пояснить [96] сдвигом равновесия экзотермической реакции (3.19) в обратную сторону. Отсутствие в газовой фазе паров элементной серы объясняется е полным расходованием на сульфидирование цветных металлов и кальция.
Анализируя полученные данные, можно сделать заключение, что термодинамическое моделирование позволяет прогнозировать состав штейна, формирующегося в равновесных условиях, и проводить предварительную оценку равновесий в ходе технологического процесса.
Влияние углерода на распределение цветных металлов между штейном и шлаком. В описанном выше варианте термодинамического моделирования плавки смеси руд и флюса (ОНР : СМР : CaO = 100 : 60 : 10) добавка стороннего восстановителя (углерод) в состав рабочего тела принята на уровне 5 % от массы никелевой руды. Результаты моделирования нагрева указанного рабочего тела до 1500 С свидетельствуют об образовании оксидно-сульфидного расплава, сформированного видоизмененными исходными компонентами. Сгруппировав оксидные соединения вместе с CaS, хорошо растворимым в оксидных расплавах [129], в отдельную систему, можно получить представление о составе и количестве шлаковой фазы, выделяемой в ходе плавки смеси руд (рисунок 3.3).
Данные о равновесном составе шлака при 1500 С указывают на то, что он представляет собой многокомпонентную систему, построенную следующими фазами, % масс.: 37,0 SiO2, 30,8 MgSiO3, 7,2 CaMgSi2O6, 5,8 CaAl2Si2O8, 4,9 CaS, 4,7 CaSiO3, 4,2 Mg2SiO4, 3,4 Al2SiO5, 0,9 (CaFe)0,5SiO3, 0,4 CaMgSiO4, 0,4 CaAl2SiO6, 0,3 Al4Mg2Si5O18. На основе полученных сведений рассчитан химический состав шлака, % масс.: 67,5 SiO2, 11,7 CaO, 16,1 MgO, 4,5 Al2O3, 0,4 Fe, 4,7 10"4 Ni, 2,5 10"4 Co, 3,7 10"4 Zn, 3,2 10"6 Cu. Масса шлака составляет 112,8 кг (65,8 % от массы конденсированной части исходного рабочего тела), в него переходит 0,05 % Ni, 0,18 % Со, 0,06 % Zn и менее 0,01 % Cu.
С учтом того, что шлаки шахтной плавки сырья на никелевый штейн содержат [35], в среднем, % масс.: 42–48 SiO2, 13–18 CaO, 7–12 MgO, 4–10 Al2O3, 18–21 FeO, можно сделать вывод о перспективах бесфлюсовой плавки окисленных никелевых и сульфидных медных руд. Известно [96], что при высоких температурах вязкость и межфазное натяжение шлака возрастают с увеличением доли анионных комплексов, т.е. при снижении его основности B. При промышленной реализации процесса основность поддерживают в пределах 0,8–1,0, в то время как в рассмотренном варианте она составляет 0,39. Такие шлаки обладают повышенной вязкостью и тугоплавкостью, следовательно, необходима корректировка их состава по содержанию SiO2 и FeO. В то же время, по данным [130] удержание основности силикатного шлака в интервале 0,1–0,5 позволяет сократить потери никеля и кобальта. Следует отметить, что понижение основности можно трактовать как переход островных (оливины) и кольцевых силикатов в цепочечные (пироксены), в которых, по мнению авторов [35], не наблюдается изоморфного замещения магния в химических соединениях никелем и кобальтом, что снижает потери цветных металлов со шлаком.
Восстановительно-сульфидирующая плавка окисленной никелевой руды и огарка сульфидной медной руды
Переплав шихты, составленной из окисленной никелевой руды, частично окисленной сульфидной медной руды и оксида кальция при соотношении ОНР : огарок : СаО = 100 : 60 : 10, приводит к расслаиванию расплава на штейновую и шлаковую фазы. Полученные результаты (таблица 4.4) указывают на то, что повышение десульфуризации медной руды, входящей в состав шихты, увеличивает содержание в штейне никеля и кобальта на 10–15, меди – на 60 % (отн.). При постоянстве количества образующегося штейна (около 15 % от шихты) наблюдается значительный (на 5–28 %) рост извлечения в него цветных металлов. Однако при использовании в качестве сульфидного компонента огарка медной руды переход целевых металлов в штейн несколько ниже, чем для опытов с необожжнной рудой (см. таблицу 4.1). Такое положение вполне закономерно и связано с низкой металлизацией штейнов (14–25 %), обусловленной повышенным количеством окислителя (высших оксидов железа), поступающего в шихту из огарка. Содержания железа, серы и кислорода в штейнах практически не отличаются и составляют 59–63, 22–24 и 4–5 % соответственно.
Рентгенофазовым анализом (рисунок 4.7) установлено, что полнота обжига медной руды незначительно меняет фазовый состав выплавляемых штейнов, которые содержат 55–61 % пирротина (троилита), 14–15 % магнетита, 9–17 % ферроникеля, остальное – сульфиды цветных металлов (пентландит (Fe,Ni)12S12, сфалерит (Zn,Fe)S и сульфиды меди). При этом в штейне, выплавленном при использовании огарка с Ds = 60 %, выявлен борнит, тогда как в сульфидном продукте плавки огарка с Ds = 73 % обнаружен халькопирит, что свидетельствует [110] о протекании при охлаждении расплава реакции диспропорционирования Cu (I):
Cu5FeS4 + 2FeS = 3CuFeS2 + 2Cu. (4.1)
Важно отметить, что в результате переплава смеси окисленной никелевой и медноколчеданной руд, причм безотносительно к тому, подвергалась ли последняя термической подготовке, высшие сульфиды железа распадаются с образованием пирротинов гексагональной сингонии, в частности, Fe9S10 и FeS, характеризующихся, в отличие от моноклинных (псевдогексагональных) [35] пирротинов Fe10S11 и Fe12S13, повышенной скоростью разложения при окислительном сернокислотном выщелачивании в условиях высокого давления [131]. Этот факт следует учитывать при выборе технологии последующей переработки бедных троилитовых штейнов.
По данным рентгенофлуоресцентного анализа выделенные шлаки имеют близкий элементный состав, % масс.: 0,10–0,18 Ni, 0,19–0,26 Cu, 0,06 Co, 0,2 Zn, 12,9–15,4 Fe, 44,0–47,4 SiO2, 12,8–13,0 MgO, 3,8–4,9 Al2O3, 9,6–11,1 CaO (В = 0,7– 0,8). Несмотря на то, что содержание в них меди и кобальта несколько выше, чем при плавке необожжнной медноколчеданной руды, шлаки можно отнести к отвальным.
Методом рентгенофазового анализа (рисунок 4.8) значительных отличий в фазовом составе охлажднных шлаков не выявлено. Обнаружены силикатное стекло (стеклофаза), пироксены (авгит, пижонит и ферросилит), -кристобалит и магнетит. При использовании в качестве сульфидного агента огарка с большей десульфуризацией в шлаке дополнительно появляются оливины (форстерит и фаялит). В целом, выделенные штейны и шлаки близки по составу к продуктам промышленной руднотермической плавки сульфидных медно-никелевых руд [23, 109].
По результатам эксперимента рассчитаны коэффициенты распределения целевых металлов между штейном и шлаком LMe, а также кратность обогащения штейна Me: свидетельствующие, что повышение десульфуризации при обжиге медной руды ведт к обогащению штейна никелем и медью при незначительном росте доли кобальта. Такое поведение последнего можно пояснить его повышенным (по сравнению с медью и никелем) сродством к кислороду, благоприятствующим интенсивному окислению высшими оксидами железа, в большом количестве присутствующими в огарке с Ds = 73 %. плавке, что в 5–10 раз ниже, чем при использовании медноколчеданной руды, не подвергшейся термической обработке.
В рамках укрупннно-лабораторных испытаний совместной плавки окисленной никелевой руды и огарка сульфидной медной руды проведено масштабирование опыта № 10 (таблица 4.4), для чего массы навесок компонентов шихты были увеличены в 4 раза. Анализ полученных результатов (таблица 4.5) указывает на незначительное изменение составов выделяемых продуктов. При сохранении выхода штейна на уровне 15 % от загрузки суммарное содержание никеля, меди и кобальта поддерживается в пределах 7,0–7,5 % при извлечении этих металлов из сырья, достигающем 90,3, 82,7 и 85,3 % соответственно, пятикратном обогащении штейна по меди и шестикратном – по никелю и кобальту. На неизменном уровне сохраняются содержания в штейне железа, серы и кислорода – 63,1, 21,0 и 6,0 %, при этом металлизация не превышает достигнутого ранее значения 25 %. Практически не меняется фазовый состав штейна (рисунок 4.9): 49,5 % пирротина (троилита), 21,8 % магнетита, 16,4 % ферроникеля и около 10 % сульфидов цветных металлов. Шлак (72,9 % от шихты) имеет несколько большую, чем в рассмотренных ранее случаях, основность (В = 0,8) и содержит, % масс.: 0,09 Ni, 0,12 Cu, 0,02 Co, 0,2 Zn, 0,01 Pb, 0,001 As, 0,2 S, 15,7 Fe, 50,0 SiO2, 14,2 MgO, 4,8 Al2O3, 9,4 CaO. Его фазовый состав (рисунок 4.10) отвечает результатам проведнных ранее лабораторных опытов.
Коэффициенты распределения целевых металлов между штейном и шлаком немного выше, а условные константы равновесия обменных реакций между штейном и шлаком (KNi/Fe = 0,084, KCo/Fe = 0,134, KCu/Fe = 0,163) – напротив, несколько ниже соответствующих показателей маломасштабного эксперимента. Степень десульфуризации при плавке по-прежнему остатся весьма невысокой (Ds = 13,2 %).
Технико-экономическая часть
Капитальные и инвестиционные затраты. Новое производство по пирометаллургической переработке руд Серовского и Дергамышского месторождений предполагается разместить на существующей производственной площадке одного из предприятий цветной металлургии, например, ОАО «Уфалейникель» или ЗАО ПО «Режникель». По этой причине затраты на приобретение земельного участка, строительство зданий и сооружений, общезаводские объекты, а также внеобъектные затраты в технико-экономическом обосновании не учитывали. При оценке капитальных затрат стоимость технологического оборудования принята в текущих ценах по данным заводов изготовителей и фирм-поставщиков с начислением транспортных и заготовительно-складских расходов. Стоимость монтажных работ по оборудованию определена укрупннно (в процентах от стоимости оборудования) по показателям объектов-аналогов. Расчт стоимости оборудования по проекту представлен в таблице 5.2. Кроме того, в состав инвестиционных затрат при реализации проекта входят затраты по следующим статьям: предпроектные работы (разработка технологического регламента для проектирования), проектирование, освоение производства в пуско-наладочный период до выхода на проектную мощность и оборотные средства. Оценка инвестиций по всему проекту представлена в таблице 5.3. Необходимые средства планируется привлечь за счт банковского кредита.
Освоение основной части инвестиционных вложений предполагается осуществить за 2 года: первый год – выполнение предпроектных и проектных работ (37,5 млн руб.); второй год – подготовка территории, изготовление и приобретение технологического оборудования, его монтаж, приобретение первоначального запаса сырья и материалов, пуско-наладочные работы по освоению оборудования и загрузка производственной мощности на 100 % (1369,7 млн руб.).
Эксплуатационные затраты и цена готовой продукции. Расчт эксплуатационных затрат по статьям себестоимости осуществлн исходя из прогнозируемого объма переработки исходного сырья, составляющего 700 тыс. т в год по смеси исходных руд (на сухую массу), в том числе 400 тыс. т никелевой и затраты на энергоресурсы 300 тыс. т медной. Материальные издержки представлены в таблице 5.4.
Издержки на оплату труда оценены на основе списочной численности работающих на предприятии, для непрерывного режима работы составляющей 350 человек, в том числе: основные рабочие – 214 человек (средняя заработная плата – 35 тыс. руб. в месяц); вспомогательные рабочие – 122 человека (средняя заработная плата – 35 тыс. руб. в месяц); руководители и специалисты – 14 человек (средняя заработная плата – 45 тыс. руб. в месяц).
Годовые издержки на заработную плату составят 148,7 млн руб., социальные взносы (30 % от фонда оплаты труда) – 44,6 млн руб., суммарные годовые издержки на оплату труда – 193,3 млн руб. Годовые амортизационные отчисления по оборудованию – 116,1 млн руб. (средняя норма амортизации 8,25 %), по зданиям и сооружениям – в настоящем технико-экономическом обосновании не учитываются. Кроме того, в расчте учтены расходы (за год) на содержание и эксплуатацию оборудования – 151,4 млн руб., накладные расходы – 342,0 млн руб., внепроизводственные расходы – 33,8 млн руб., финансовые издержки – 142,0 млн руб., возврат кредита – 127,9 млн руб. Текущие издержки на годовую производственную программу представлены в таблице 5.5.
Принятая для дальнейших расчтов цена медно-никелевого штейна составляет 38,3 тыс. руб. за 1 т. При е формировании (таблица 5.6) содержащиеся в продукте целевые металлы оценивали следующим образом: цену меди, никеля и кобальта приняли в размере 55 %, золота – 85 % и серебра – 80 % от их цены на Лондонской бирже металлов на дату выполнения расчтов. Цены остальных товарных продуктов производства установлены в соответствии с их рыночной стоимостью: гранулированного шлака – 200 руб. за 1 т; технической серной кислоты – 2,5 тыс. руб. за 1 т.