Металлопрокат
Металлоконструкции
Обработка металла
Операции подготовки руд к плавке довольно многообразны и зависят от характера перерабатываемого сырья и метода плавки. Как богатые сплошные сульфидные, так и бедные вкрапленные руды обогащают. Продукты обогащения в зависимости от специфики руды и способа обогащения получаются в форме кускового или тонкого материала Куско вый материал может направляться непосредственно в шахтную плавку; для отражательной плавки или электроплавки требуется мелкое дробление. Богатую рудную мелочь и концентраты перед шахтной плавкой окусковывают, но их можно перерабатывать в исходном или обожженном виде в отражательных и электрических печах; в последнем случае для нормальной работы печи материал должен предварительно пройти стадию сушки, что, к сожалению, не всегда осуществляется.
Обогащение руд
Переработка богатых кусковых сплошных сульфидных руд на комбинате «Североникель» (рис. 32) начинается с дробления и грохочения на три класса +50 мм, -50 +10 мм и 10 мм.
Крупный класс сортируют вручную на рудоразборной ленте, отбирая пустую породу или рудную массу, смотря по тому, чего меньше. Пустая порода и сульфиды значительно различаются по внешнему виду, но для более легкой и эффективной работы все же следует предварительно отмыть материал от покрывающей его пыли. Эта пыль, состоящая в основ ном из более хрупких и легко переизмельчающихся сульфидов, пристает к кускам пустой породы, изменяя их внешний вид. Практика показала, что наилучшие результаты достигаются сортировкой руды с кусками не менее 35—50 мм и не более 100 мм.
Хвосты ручной сортировки крупной фракции достаточно бедны, поэтому их направляют в отвал. Средний класс поступает на двухстадиальную магнитную сепарацию, основанную на использовании высокой магнитной проницаемости пирротина и магнетита, с которыми ассоциированы пентландит и халькопирит. Магнитной сепарацией успешно отделяется рудная масса от пустой породы, полученные хвосты нуждаются в обогащении флотацией. Крупность руды, подвергаемой магнитной сепарации, -50 +10 мм выбрана достаточно обоснованно при меньшей крупности нарушается взаимосвязь магнитных минералов с пентландитом и халькопиритом и последние в значительной мере начинают переходить в хвосты; при большей крупности куски не удерживаются на поверхности магнитных сепараторов и также попадают в хвосты.
Класс -10 мм направляется в пирометаллургический передел без предварительного механического обогащения. Это обусловлено тем, что прочная и вязкая пустая порода при отпалке, погрузке и дроблении руды измельчается довольно мало, тогда как хрупкие сульфиды образуют весьма большое количество мелочи, доходящее до 40%, а иногда даже до 60% от общей массы руды.
На рис. 33 изображена схема коллективной флотации медно-никелевых руд.
При благоприятной структуре, высоком по отношению к никелю содержании меди и крупном масштабе производства можно осуществлять селективную флотацию руд, например по схеме рис. 34, принятой на одном из отечественных комбинатов. По этой схеме разделение медных и никелевых минералов достигается флотацией коллективного концентра та в щелочной среде (известь). В этих условиях медные минералы выделяются в пенный продукт, а пентландит, другие никелевые минералы и пирротин — депрессируются известью и попадают в хвосты. Оба конечных продукта селективной флотации — медный и никеле медный концентраты — раздельно сгущают и направляют в металлургическое производство.
Коллективные концентраты получаются относительно бедными, с суммарным содержанием меди и никеля 6—8—10%. Однако и такие концентраты удается выделить не из всех видов рудного сырья. Флотация бедных вкрапленников с малым общим количеством и высоким рассеянием сульфидов, а также содержащих существенную часть никеля в силикатной форме, представляет сложнейшую задачу обогащения, которая в полной мере не решена до сих пор. Ho и в тех случаях, когда руды относительно благоприятны, полноценным по содержанию и соотношению металлов селективным концентратом можно признать лишь один медный, хотя пирометаллургическое извлечение попавшего сюда никеля и представляет весьма существенные затруднения. Никелевые же концентраты являются не только бедными, но и никеле-медными, поскольку в них попадает часть халькопирита, ассоциированного с пирротином. Значит, выведение с помощью селективной флотации основной массы меди в самостоятельный продукт в голове процесса не избавляет от необходимости разделять в последующем медь и никель, сконцентрированные в никелевом концентрате.
Извлечение металлов при коллективной флотации зависит от характера руды и колеблется в значительном интервале Так, например, извлечение никеля при обогащении руд разных месторождений составило, %: 72,7, 77,3; 88,0; 88,0. В свою очередь, извлечение меди выражалось следующими величинами 81,3; 92,4; 92,8%. Реагентный режим (г/т руды) приведен в табл. 4.
Рациональный состав показывает, что из общего количества никеля, теряющегося в настоящее время в отвальных хвостах. Норильской обогатительной фабрики, порядка 60% представлено силикатной формой, а более половины остальной его массы изоморфно связано с пирротином. Следовательно, для решения проблемы повышения извлечения никеля нужно избрать несколько различных направлений.
Исследования, проведенные на Норильском комбинате, позволяют ожидать повышения извлечения на 6—8% при обогащении в результате направления на электроплавку труднообогатимых тонких фракций руд ной мелочи и промпродукта. Поскольку, однако, осуществление этого мероприятия порождает необходимость плавки бедных материалов, Г.А. Осолодковым была сделана попытка повысить их качество путем применения метода В.Я. Мостовича.
Другой прием повышения извлечения никеля — активация труднофлотируемых зерен пирротина медным купоросом с последующей сульфидизацией гидросульфидом натрия, как это рекомендовано Г.A. Ocoлодковым; исследования и полупромышленные испытания показали возможность повысить подобным путем извлечение никеля в концентрат на 2,8—3,2%.
Судя по результатам лабораторных испытаний и данным полных опробований различных секций фабрики, может оказаться полезным переход к более разбавленной пульпе (порядка 30% твердого) при основной и контрольной флотациях, применение амилового ксантогената при контрольной флотации и более тонкое измельчение руды. К сожалению, последнее, несмотря на его несомненную эффективность, труднореализуемо, поскольку оно связано с необходимостью установки дополнительных шаровых мельниц или понижением производительности.
Вышесказанное не исчерпывает, разумеется, всех возможностей повышения извлечения никеля при коллективной флотации. Ho, упорно изыскивая таковые, следует отдавать должное и качеству селекции, которое предопределяет в значительной степени показатели металлургического передела. Как будет показано далее, существенные потери никеля обусловлены попаданием его в медную ветвь металлургического производства; поэтому уменьшение этих потерь — совместная задача металлургов и обогатителей (в частности, задача обогатителей — лучшее разделение минералов).
Вместе с тем очевидно, что вопрос о целесообразности выдачи при обогащении одного коллективного концентрата, двух продуктов — медного и никеле-медного-пирротинового и, наконец, выведении пирротина в виде самостоятельного концентрата, в каждом отдельном случае должен решаться самостоятельно в зависимости от характера сырья и других обстоятельств.
Сушка и обжиг
Для электроплавки концентраты подлежат тщательной сушке, поскольку загрузка в электропечь материалов высокой влажности недопустима. Сушку можно осуществлять либо в барабанных, либо в полочных перегребных сушилках. Следует, однако, заметить, что в барабанных сушилках полностью удалить влагу не удается, так как при содержании влаги меньше 3—3,5% начинается сильное пылеобразование, обусловливающее большие потери концентрата и тяжелые условия труда. К тому же остаточная влага (в среднем 3—4%) крайне неравномерно распределяется по массе материала, концентрируясь по преимуществу внутри образующихся в барабане окатышей.
Сушка в полочных нерегребных сушилках также не исключает пылеобразования, но влажность продукта оказывается более равномерной. При обогреве сушилки горячими газами производительность выше, чем при обогреве паром, но и пылеунос несколько больший.
Наряду с указанными, имеются и другие способы сушки концентра та, в том числе высокотемпературные, обеспечивающие полное удаление влаги. Однако все эти способы требуют окускования материала во избежание сильного пыления. В частности, возможны сушка (прокаливание) окатышей или брикетов концентрата на спекательной машине с просасыванием горячего воздуха или газа, неполное спекание материала на таких же машинах и др.
На канадском заводе Коппер-Клифф обожженные никеле-медные концентраты плавят в отражательных печах. В целях использования тепла огарка обжиговые агрегаты расположены над отражательными печами — по шесть над каждой. Производительность обжиговой печи при мерно 250 т в сутки при десульфуризации порядка 60%.
Окускование
Окускование никеле-медных концентратов как подготовка их к последующей шахтной плавке, как правило, осуществляется агломерацией. Брикетирование также возможно, но по качеству выдаваемого продукта уступает агломерации, поэтому на заводах, производящих никель из сульфидного сырья, применения не получило.
Вопросы теории и практики агломерации рассмотрены в широком плане во второй части первого тома настоящей монографии, поэтому в настоящем разделе мы ограничимся лишь некоторыми замечаниями об особенностях агломерационного обжига Норильских рудных никелевых концентратов — материала чрезвычайно тонкого (95% —200 меш), характеризующегося низким содержанием серы (порядка 12—1 %) и влажностью 20—25%, поскольку получение из такого материала качественного агломерата, полностью удовлетворяющего требованиям шахтной плавки, встречает затруднения.
Можно без особого труда обеспечить выдачу прочного и газопроницаемого агломерата, можно сохранить в получаемом продукте серу в количестве, достаточном для выплавки штейна с суммарным содержанием никеля и меди порядка 25%. Ho выполнить оба эти требования до сих пор в надлежащей мере не удается: при получении качественного агломерата выгорает слишком много серы, а это влечет за собой получение излишне богатых штейнов ,при повышенных потерях никеля в отвальных шлаках.
Как показала практика заводской работы, содержание влаги в шихте агломерации следует поддерживать 11—13%. Следовательно, при высокой влажности концентрата (20—25%) необходимо снижение содержания влаги примерно вдвое, что может быть достигнуто лишь при введении в шихту большого количества оборотов. Отсюда и состав шихты 40—50% концентрата (по влажному весу), 38—40% возврата, до 20% «пирога» (смеси пыли, кеков, металлосодержащих материалов, мелкой руды и др ), до 4 % коксика.
Отношение содержаний серы к сумме меди и никеля в шихте составляет 1,5—2,5. Для получения штейна нужного состава это отношение не должно быть ниже 1,2. Между тем при введении в шихту большого количества оборотов содержание серы в шихте снижается до 9—13%. Можно было бы осуществлять процесс с большим прямым выходом годного и меньшим количеством возврата, но уменьшение массы вводимых в шихту оборотов допустимо только при понижении влажности исходного никелевого концентрата, тогда как введение в технологическую схему операции сушки этого концентрата, естественно, нежелательно. Значит, и задача снижения десульфуризации должна решаться иными путями.
Большую роль при агломерации играет коксик при наличии его возможно некоторое снижение степени десульфуризации. Ho количество коксика в шихте должно строго регулироваться. Так, при концентратах с 14—15% серы процесс спекания может идти без внешнего горючего, но продукт получается пониженного качества, при избытке коксика спекание замедляется. Следовательно, вводить в шихту нужно такое количество углерода, какое может выгореть почти полностью в процессе спекания, т е 3—4%. При этом коксик желательно подавать сухой и обеспечивать хороший контакт его с воздухом.
Существенное влияние на качество агломерата имеет крупность коксика. Так, заводская практика показывает, что при введении в шихту недробленого коксика, да еще в избыточном количестве (6—7%), спекание ухудшается, агломерат получается раскаленным, а после тушения водой разваливается.
Введение коксика крупностью —1 мм в пульпу сгущения позволило получить в лабораторных условиях продукт с повышенным содержанием серы, но на агломашинах эта шихта плохо поджигалась и неполностью спекалась, что обусловливаю низкую температуру в газоходной системе. Полагают, что оптимальная крупность коксика составляет 3—5 мм, а вводить его наиболее целесообразно после перемешивания шихты в конец смесителя.
Предварительные испытания показали возможность осуществления этого процесса при нормальной температуре газоходной системы и малой десульфуризации из шихты, содержащей порядка 9% серы, получался агломерат с 7,5—8% серы, что вполне достаточно для формирования штейна.
Возможно, что сохранению серы способствовал бы и ряд других мероприятий: улучшение гранулометрического состава шихты окатыванием, как это предлагает институт «Вниицветмет»; введение в пульпу сгущения извести, выделение постели из возврата вместо образования ее за счет сегрегации шихты; додрабливание возврата и т. д. Многие мероприятия, несомненно, повлияли бы благотворно на общий ход процесса спекания и производительность агломашин, составляющую в настоящее время лишь 15,5—20 т/м2 в сутки. Очевидно, что при переходе на электроплавку трудности, отмеченные выше, отпадают, но возникает необходимость сушки материала, которую, возможно, удастся организовать на имеющихся заводских агломашинах.
На Норильском комбинате шихту спекают на прямолинейных агломерационных машинах. Получаемый «пирог» пропускают через дробилку Гризли, а затем через неподвижный колосниковый грохот с зазором 30 мм. Мелкую фракцию охлаждают в тушильном барабане и возвращают на агломерацию; крупная фракция агломерата скатывается под углом 40° в лоток с секторным затвором, а по мере накопления разгружается в тушильные вагоны, поступает в водяную тушильную башню со спринклерной системой и охлажденная подается в бункера плавильного цеха.