автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Исследование и разработка технологии переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова

кандидата технических наук
Беркутов, Сергей Владимирович
город
Санкт-Петербург
год
2006
специальность ВАК РФ
05.16.02
цена
450 рублей
Диссертация по металлургии на тему «Исследование и разработка технологии переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова»

Автореферат диссертации по теме "Исследование и разработка технологии переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова"

На правах рукописи

БЕРКУТОВ Сергей Владимирович

ИССЛЕДОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ ВЫСОКОМАГНЕЗИАЛЬНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ В ДВУХЗОННОЙ ПЕЧИ ВАНЮКОВА

Специальность 05.16.02 - Металлургия черных, цветных

и редких металлов

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ 2006

Работа выполнена в ОАО «Институт Гипроникель»

Научный руководитель -заслуженный деятель науки РФ, доюгор технических наук, профессор

Л.Ш.Цемехман

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор

И.Н.Белоглазов

кандидат технических наук, доцент

А.Ю.Баймаков

Ведущая организация - комбинат «Североникель» ОАО «Кольская ГМК».

Защита диссертации состоится 24 марта 2006 г. в 14 ч 30 мин на заседании диссертационного совета Д 212.224.03 при Санкт-Петербургском государственном горном институте имени Г.В.Плеханова (техническом университете) по адресу: 199106 Санкт-Петербург, 21-я линия, д.2, ауд.2205.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Санкт-Петербургского государственного горного института.

Автореферат разослан 17 февраля 2006 г.

УЧЕНЫЙ СЕКРЕТАРЬ диссертационного совета к.т.н., доцент

В.Н.БРИЧКИН

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. В настоящее время на комбинате "Печенганикель" применяемая технологическая схема переработки высокомагнезиальных медно - никелевых сульфидных концентратов включает в себя переделы окатывания, агломерирующего обжига, электроплавки и конвертирования штейна до файнштейна. При этом выбросы диоксида серы в атмосферу, по обжиговому и плавильному цеху, составляют 120 тыс. т в год. Острейшая экологическая проблема затрагивает не только Российскую Федерацию, но и сопредельные скандинавские государства, на территории которых, в результате трансграничных переносов, также происходит загрязнение окружающей среды. Кроме того, работы по существующей технологии сопровождаются большими энергозатратами.

Эти проблемы можно решить, заменив процессы окатывания и агломерирующего обжига на брикетирование концентрата с последующей переработкой брикетов автогенной плавкой с получением богатого штейна или файнштейна. Это позволит переводить почти всю серу, находящуюся в медно-никелевом концентрате, в небольшой поток высокосернистого газа печи Ванюкова, который совместно с конверторными газами будет утилизироваться с производством серной кислоты.

Таким образом, разработка названной технологии является актуальной задачей, решение которой позволит ликвидировать выбросы диоксида серы в обжиговом цехе за счет замены окатывания и агломерирующего обжига на брикетирование, а в плавильном цехе за счет ликвидации электропечного передела и сокращении конверторного. Такая технология позволит сократить выбросы диоксида серы на комбинате "Печенганикель" без снижения основных показателей по переработке медно-никелевого концентрата по существующей технологии.

Целью работы является исследовать закономерности поведения цветных металлов и железа; установить технологические параметры при переработке высокомагнезиальных медно-

РОСНАЦИОНАЛЬНА*/

библиотека /

С-Пм-ервург , /

никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ваню-кова.

Методы исследований: для проведения лабораторных исследований использовалась высокотемпературная печь с нагревателями из хромита лантана и дуговая двухэлектродная печь мощностью 100 кВа, емкостью по шлаку 30 кг.

Лабораторные исследования заключались в продувке шлаковых расплавов в контролируемой атмосфере с анализом газовой фазы на масс-спектрометре времяпролетного типа ЭМГ-20-1.

Укрупненные испытания проводились на двухзонной печи Ванюкова с площадью пода окислительной зоны 0,26 м2 и с площадью пода зоны обеднения 0,67 м2.

Продукты плавок исследовались методами химического анализа с использованием атомно-эмиссионного спектрометра "IRIS Advantage".

Закаленные шлаковые и штейновые пробы исследовались с помощью растрового электронного микроскопа (РЭМ) "CamScan-4" с системой микроанализа "LINK ISIS 200", а также методом рентгенофазового анализа (РФА) с использованием установки "ДРОН-6".

Основные защищаемые положения:

1. Окислительную плавку высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова следует вести при температуре не ниже 1450°С на штейны, содержащие 40-60% масс суммы цветных металлов.

2. Обеднение высокомагнезиальных шлаков, полученных в плавильной зоне двухзонной печи Ванюкова, следует вести с получением металлизированного сплава, растворяющегося в штейне плавильной зоны, при температуре не ниже 1450°С, расходе твердого топлива (4-6 % масс) и <х~0,6, что соответствует парциальному давлению кислорода в газовой фазе равным 3,25*10'п атм.

3. При переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова возможно получение файнштейна, содержащего серы 18-20 % масс.

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обусловлена использованием современных и надежных методов исследований и подтверждается хорошей сходимостью результатов комплексных исследований, выполненных в лабораторных и укрупненно -лабораторных условиях.

Научная новизна работы заключается в следующем: 1 .Установлено, что при переработке высокомагнезиальных мед-но-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, в зоне обеднения равновесное состояние между шлаком и штейном не достигается, в результате чего становится возможным в одном агрегате получение богатых штейнов и отвальных шлаков. 2.Экспериментально установлено, что при переработке сульфидных высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в условиях плавки Ванюкова, вследствие развития реакций взаимодействия между сульфидами и оксидами с образованием металлов и диоксида серы, содержание серы в получаемом файнштейне составляет не более 20 %.

3.Установлена взаимосвязь извлечений меди, никеля, кобальта и железа в сульфидно-металлический расплав при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова.

4.Установлены структуры шлаков характерные для окислительной зоны печи Ванюкова при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов. Структуры представлены силикатами магния и железа, магнетитом и сульфидными корольками. Растворимые формы потерь составляют для никеля 60-80, для меди 50-70, для кобальта 95-97.

Практическое значение работы:

Разработана рациональная технология переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, при этом обеднение во второй зоне печи осуществляется без применения сульфидизатора, при наличии общей штейновой ванны, содержащий 45 % суммы цветных металлов на шлаки содержащие, % масс: никеля 0,21, меди 0,2, кобальта 0,09.

Внедрение данной технологии на комбинате "Печенгани-кель" позволит сократить выбросы диоксида серы по обжиговому и плавильному цеху со 120 до 6-12 тыс. т в год.

На основании полученных результатов разработан технологический регламент для выполнения ТЭР и технического проекта реконструкции комбината "Печенганикель" и регламент для строительства опытно-промышленной установки на комбинате "Североникель", которая пущена в мае 2005 года.

Проектной частью института Гипроникель выполнен проект реконструкции комбината "Печенганикель", который имеет следующие экономические показатели: капитальные вложения в проект 93,5; чистый дисконтированный доход (ИР¥) 11,6 млн. долларов США; внутренняя норма доходности (1Ш) 26,1 %.

Апробация работы и публикации. Основные результаты и положения диссертационной работы опубликованы в 5-ти печатных работах. Результаты работы доложены на Всероссийской научно-практической конференции "Новые технологии в металлургии, химии, обогащении и экологии", (Санкт-Петербургский государственный горный институт, 2004); а также на семинарах ОАО "Институт Гипроникель".

Объем и структура работы.

Диссертационная работа состоит из введения, 4 глав, общих выводов и списка литературы; изложена на 184 страницах основного текста, в том числе 90 рисунков, 57 таблиц, список литературы из 92 наименований.

ОСНОВНЫЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

В первой главе осуществлен аналитический обзор литературы, рассмотрены: методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на отечественных и зарубежных предприятиях, автогенные процессы в медно-никелевом производстве и процессы обеднения шлаков. На основе анализа и обобщения литературных данных сформулированы цели и задачи исследований.

Во второй главе приведены результаты лабораторных исследований окислительной плавки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов. Плавки осуществляли с получением файнштейна и богатых по содержанию цветных металлов штейнов. Исследования окислительной плавки осуществляли на лабораторной печи с нагревателями из хромита лантана (рисунок 1) и на двухэлектродной дуговой печи (рисунок 2).

101эМГ-20-Г|

А р Б Л

"Ч 14 "V

л

_

Рис. 1 - Схема лабораторной установки

1-электропечь; 2-реактор; 3-тигель; 4-пробка; 5-продувочное сопло; 6-отвод отходящих газов; 7-загрузочное устройство; 8, 9-ротаметры; 10-газоанализатор ЭМГ-20-1; 11-терморегулятор ТП 403-10; 12,13-термопары; 14, 15,16, 17-газовые баллоны; 18, 19, 20-реометры; 21-коллектор; 22-пыле-, влагосборник.

Рис. 2 - Дуговая печь

1-электроды; 2-4-механизм поворота печи; 5-съемная крышка; 6-охлаждаемые электрододержатели; 7-рабочее окно; 8-станина; 9-кессоны, 10 -трубка

Лабораторные исследования по изучению окислительной плавки проводили в следующих направлениях: 1) изучение плавки шихты, имитирующей образование шлака, богатого штейна или файнштейна; 2) продувка концентрата кислородом с получением шлака и сульфидных расплавов различного состава (от богатого штейна до файнштейна); 3) продувка концентрата кислородом на дуговой двухэлектродной печи с получением богатых штейнов.

В первом случае в качестве исходных материалов для плавки использовали необожженный и обожженный в атмосфере воздуха при температуре 850°С концентрат комбината "Печенгани-кель".

Необожженный концентрат имел следующий состав, % масс: Си 8,2; М 9,9; Яг 31,5; Со 0,305; 525,5; БЮ2 12,0; МёО 6,8; СаО 0,70; А120з 1,02; прочие 4,07. Содержание серы в обожженном концентрате составляло 1,04 %. Для получения файнштейна, содержащего ~ 3 % Ре, составляли шихту, состоящую из 71,3 г огарка и 28,7 г необожженного концентрата, с добавкой коксика и кварцита.

Продувку расплавов производили либо азотом, либо смесью сернистого газа и азота, содержащей 30 % 802.

Первоначально было проведено несколько опытов при температурах 1430, 1450 и 1470°С. При 1450 °С шлак был жидкоте-

кучим и легко барботировался, при этой температуре сделаны все последующие опыты. Расход газа или газовой смеси (для всех опытов) составлял 1 л/мин. В части опытов в шихту вводили твердый восстановитель, в количестве 0,15, 0,3 и 1 г.

В результате исследований были получены следующие составы продуктов плавки, % масс: 1) файнштейн: М 32,6-34,8; Си 38,8-47,7; Со 0,15-0,3; /ч; 2,8-6,4; 518,3-20,3. 2) жидкий шлак: т 3,8-5,9; См 1,3-1,9; Со 0,3-0,6; /ч? 36,2-39,2; 50,1-0,5; 5V 10,7-15,4; 4,1-8,9. Повышенное содержание меди в файн-штейне может быть объяснено переходом значительной части никеля в шлак в окисленной форме.

Типичные микроструктуры шлака приведены на рисунке 3.

Рис. 3 - Типичное строение шлака

1-магнетит; 2-шпинели; 3-силикат 4-остаточное стекло, 5-корольки

Оксидная фаза представлена шпинелями зонального строения и магнетитом. Образование шпинелей, содержащих значительное количество алюминия, объясняется взаимодействием шлакового расплава с алундовыми тиглями. Содержание корольков (диаметр от 2-6 до 200-300 мкм) достигает локально 10 % об. Состав корольков, % масс: никель 32,0-38,5, медь 46,850,5, кобальт 0,2-0,4. Состав силикатного стекла, % масс: никель 35,8-40,8, медь 26,4-32,4, кобальт 0,6-0,8.

В результате лабораторных исследований было установлено, что температура шлакового расплава в плавильной зоне должна быть не ниже 1450°С; в результате окислительной плавки получается высокометаллизированный файнштейн, с низким содержанием серы (около 20 %).

При продувке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов кислородом в качестве исходных материалов использовали шлак РТП комбината "Печенганикель" и концентрат. Состав медно-никелевого концентрата, % масс: Си 4,3; Ni 9,0; Со 0,26; 523,5; Fe 31; Si02\ 3,0; Al203 2,0; MgO 9,0; CaO 4,0. Состав шлака, % масс: С« 0,15; М 0,22; Со 0,12; 5 0,75; Fe 29,6; 38,1; А1203 6,9; MgO 10,9; CaO 2,32.

К навеске шлака добавляли Cu2S (0,86 % от навески шлака) и N13S2 (2,67 % от навески шлака). На расплав шлака порциями загружали рудный концентрат, шихтованный углеродом и Fe203 (8,57 % от навески шлака). Навески шлака составляли 30 г, навески концентрата - 70 г.

Нагрев до температуры 1450° С осуществлялся в атмосфере аргона. По достижении температуры, с помощью загрузочного устройства засыпали порциями рудный концентрат, шихтованный Fe203 и, в определенных опытах, углеродом (2, 4 и 8%), и сразу же начинали продувку расплава кислородом. Удельный расход кислорода во всех опытах составлял 178 л/кг. Состав отходящих газов определяли с помощью масс-спектрометрической установки ЭМГ - 20 - 1.

Были получены штейны следующих составов, % масс: Ni 21,8-38,4; См 17,1-46,8; Со 0,088-0,510; Fe 3,8-28,4; 514,024,8. При содержании железа в файнштейне 3,8 %, содержание серы составило всего 14 %; при содержании железа 5,5 %, содержание серы составляет 16,9 %. Содержание диоксида серы в отходящих газах данной серии опытов составляло 40 - 60 % об.

Продувка высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов кислородом на дуговой двухэлектродной печи, имеющей следующие характеристики: внутренние размеры печного пространства составляют 300 х 300 х 300 мм; емкость печи по шлаку - 30 кг, по металлу - около 50 кг.

Загрузка шихты в печь и слив из нее продуктов плавки осуществляется через рабочее окно, снабженное дверцей. Печь имеет поворотный механизм для слива расплава, приводимый в

действие электродвигателем через редуктор. Технически чистый кислород из баллонов подавался в расплав через трубку из карбида кремния, наиболее стойкую к перепадам температуры.

В результате исследований были получены штейны, содержащие, % масс: М 33,6-37,5; Си 17,6-23,5; Со 0,38-0,48; Л 14,723,2; 521,4-22,6 и шлаки следующих составов, % масс: Ш 1,51,8; Си 1,0-1,4; Со 0,13-0,16; 7^35,7-39,0; 50,38-0,68; ад 27,429,4; М%0 15,0-15,4.

Микроструктуры шлаков, закаленных в воду, и исследованных методами РЭМ и РСМА, приведены на рисунке 4.

В силикатном стекле диагностируются магнетит, силикаты магния-железа и сульфидные корольки.

Рис. 4 - Типичные микроструктуры штейна (а) и шлака (б), полученного при плавке в дуговой печи Исследования в дуговой электропечи подтвердили результаты, полученные на лабораторной установке. Установлено, что при наличии в концентрате 9-10 % MgO температура шлакового расплава в плавильной зоне должна быть не ниже 1 450°С, так как процесс окислительной плавки сопровождается образованием тугоплавких компонентов шлака, таких как магнетит (10 - 25 % об) и силикаты магния-железа (10 - 30).

В третьей главе приведены результаты лабораторных исследований обеднения шлаков, полученных при окислительной плавке медно - никелевого концентрата.

Лабораторные исследования осуществляли по нескольким направлениям: продувкой расплава азотом в присутствии твер-

дого восстановителя (8, 9 и 11,1 % от массы шлака), продувкой расплава кислородом в присутствии твердого восстановителя (6, 8, 8,7, 11,1 и 15 % от массы шлака), продувкой расплава газовыми смесями с различным парциальным давлением кислорода {а ~ 0,25 0,8), продувкой расплава газовыми смесями с различным парциальным давлением кислорода в присутствии твердого восстановителя (2, 4, 6 % от массы шлака).

Составы шлаков, используемых при изучении процесса обеднения, приведены в табл. 1.

В ходе исследования процесса обеднения установлено, что при продувке шлака кислородом даже при наличии в шихте 15 % твердого восстановителя процесс обеднения шлаков оказывается неэффективным, т. к. практически весь сплав, образующийся при восстановлении металлов твердым углеродом, подвергается окислению за счет контакта с подаваемым в расплав кислородом.

Таблица 1 - Составы шлаков._

№ шлака Содержание, % масс

N1 Со Си Р'Мм 5 МхО А1&

2 1.11 0,098 0,58 24,4 1,52 37,5 19,9 3,14

3 1,76 0,084 0,80 17,1 2,41 43,3 17,9 3,31

Синг №1 0,92 0,262 0,279 36,2 0,24 35,8 10,2 5,3

Синт №2 1,06 0,261 0,38 35,9 0,18 30,5 8,5 5,6

Синг. №3 1,28 0,274 0,48 35,8 Н.Д. 32,7 10,3 0,96

При обеднении шлака твердым восстановителем и перемешивании инертным газом (азот) происходит существенное снижение содержания цветных металлов в шлаке, % масс: Со 0,14; Си 0,04; М 0,04.

Продувка шлаковых расплавов осуществлялась газовыми смесями, состоящими из водорода, оксида углерода и диоксида углерода, взятых в таких соотношениях, которые обеспечивают парциальное давление кислорода, соответствующее а ~ 0,25; 0,4; 0,5; 0,6; 0,7 и 0,8. Навеска исходного шлака в опытах составляла 70 - 80 г. Время продувки расплава газовыми смесями составля-

ло 5, 10, 15 и 25 мин. В некоторых опытах после продувки газовой смесью производили отстой в течение 30 мин.

По результатам исследований построены зависимости извлечения никеля, меди и кобальта от извлечения железа (рисунок 5), из которого наглядно видно, что невозможно осуществить снижение содержания никеля и кобальта в шлаковой фазе без одновременного восстановления части железа.

Для практически полного перевода никеля из шлака в сплав (рисунок 5) степень восстановления железа может быть невелика (при 7 % извлечение никеля достигает 93 %); для кобальта она должна составлять весьма заметную часть (около 20 %); для приемлемого извлечения меди в сплав необходимая величина извлечения железа составляет около 20%, что исключает возможность получения файнштейна с кондиционным содержанием железа.

На рисунке 6 видно, что извлечение железа в 25 % достигается при значении а ~ 0,4. При таком а парциальное давление кислорода над газовым расплавом не превысит 0,1-10"11 атм.

Рис. 6 - Извлечение железа от " „ " коэффициента а.

Суммарное значение а ~ 0,4 может быть получено при продувке шлакового расплава продуктами сжигания газообразного топлива и кислородно-воздушной смеси при а ~ 0,6 и введением 4 - 6 % восстановителя от массы шлака.

В четвертой главе приведены результаты укрупненных испытаний, которые проводили в двухзонной печи Ванюкова (ДПВ) с получением богатых штейнов, отвальных шлаков и высокосернистых газов.

По ходу проведения исследований в двухзонной печи Ванюкова (рисунок 7) проводились реконструкции и усовершенствования узлов и агрегатов. Первоначально испытания осуществлялись на футерованной печи, в последствии на кессонированной закладными кессонами печи.

Методика испытаний заключалась в следующем. Предварительно наплавляли шлак-затравку и заливали её в окислительную зону. После чего начинали непрерывную загрузку концентрата. Отходящие газы обеих зон анализировались с использованием масс-спектрометра времяпролетного типа ЭМГ-20-1.

Рис. 7 - Опытная двухзонная печь Ванюкова

1-перегородка; 2-аптейк зоны окисления, 3-фурмы; 4-шпур, 5-желоб; 6-закладной водоохлаждаемый элемент; 7-конусный кессон шахты; 8-цилиндрический кессон шахты; 9-загрузочное устройство; 10-газоход; 11-окно-люк; 12-шпур шлаковый; 13-желоб; 14-шпур

Исследования, проведенные на ДПВ можно разделить на три этапа: 1) последовательное исследование процессов окисления и обеднения в футерованной зоне окисления (однозонный вариант ПВ); 2) исследование процессов окисления и обеднения в футерованной печи (двухзонный вариант), 3) исследование процессов окисления и обеднения в кессонированной печи (двухзонный вариант).

Продувку расплава осуществляли кислородно-воздушной смесью (обогащение ~ 60 % 02). Процесс обеднения исследовали продувкой расплава продуктами сжигания природного газа и кислорода при значениях а < 1 и подачей на расплав твердого восстановителя в количестве 6-10 % от массы шлака. В качестве восстановителя использовался антрацитовый штыб.

Всего в ходе проведения укрупненных испытаний было осуществлено 17 плавок, переработано более 3 т концентрата.

Результаты плавок приведены в табл. 2-4.

Таблица 2 - Состав продуктов плавки в футерованной печи

Химический состав, % масс

Характеристика проб N1 Со Си Лол» 5 МеО ЗЮ2

1 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2"х зон 2,31 0,83 26,45 0,181 0,090 0,610 2,43 0,79 14,40 30,1 29,4 34,4 0,81 0,52 17,2 19,5 24,9 30.6 32.7

2 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2'" зон 2,56 0,75 29,43 0,214 0,088 0,815 2,43 0,69 19,33 41,7 36,1 31,4 0,37 0,43 16,87 15,8 18,7 31,4 30,8

3 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2"' зон 3,18 0,87 27,32 0,268 0,106 0,770 4,10 0,65 18,05 35,1 31,6 32,05 0,83 0,36 15,96 22.5 20.6 30,0 31,7

Таблица 3 - Состав продуктов плавки в кессонированной печи.

Химический состав, % масс

№ Характеристика

проб № Со Си 5 м%о ЛО,

шлак окислит зоны 1,82 0,197 2,63 39,7 0,97 9,5 30,1

1 шлак обедненный 0,23 0,110 0,39 35,1 0,32 10,3 32,6

штейн общий 2-х зон 27,25 0,670 14,60 33,1 13,4 - -

шлак окислит зоны 2,50 0,224 1,43 44,4 0,37 9,8 32,7

2 шлак обедненный 0,15 0,080 0,19 30,7 0,43 11,9 30,8

штейн общий 2-х зон 28,35 0,825 19,95 30,3 14,85 - -

шлак окислит зоны 2,58 0,235 4,10 25,4 0,20 9,6 20,0

3 шлак обедненный 0,17 0,106 0,25 27,8 0,36 11,9 32,4

штейн общий 2-х зон 31,38 0,700 15,05 31,95 14,5 - -

шлак окислит зоны 2,59 0,24 2,26 37,3 0,86 9,9 27,0

4 шлак обедненный 0,19 0,09 0,22 30,8 0,35 12,5 33,6

штейн общий 2-х зон 32,1 0,705 20,45 35,3 13,85 - -

шлак окислит зоны 1,72 0,202 1,77 32,1 0,48 10,1 31,7

5 шлак обедненный 0,20 0,10 0,174 28,4 1,02 12,7 33,8

штейн общий 2-х зон 24,9 0,615 20,1 32,4 15,4 - -

Таблица 4 - Продукты плавки в кессонированной печи (II серия)

№ Характеристика проб Химический состав, % масс

N1 Со Си 5 5/0;

1 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2х зон 2,050 0,205 24,330 0,184 0,086 0,380 3,14 0,24 23,30 40,10 34,70 32,63 1,00 0,35 13,8 9,00 9,35 30,0 31,5

2 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2х зон 2,190 0,150 28,490 0,231 0,080 0,786 2,48 0,29 23,06 41,10 32,30 29,33 0,30 0,33 12,93 9,75 9,95 30.7 30.8

3 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2х зон 2,620 0,170 31,280 0,205 0,093 0,700 4,35 0,25 25,05 35,50 27,80 23,47 0,20 0,36 14,59 9,55 9,90 30,0 31,4

4 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий 2х зон 3,690 0,190 30,700 0,340 0,088 0,735 3,35 0,22 21,55 39,30 30,80 26,22 0,86 0,35 14,24 9,05 10,20 27,0 33,6

5 шлак окислит зоны шлак обедненный штейн общий двух зон 2,080 0,190 27,800 0,212 0,080 0,630 4,14 0,17 20,1 33,40 28,40 30,80 0,50 0,70 13,67 9,40 9,70 30.7 30.8

В результате укрупненно-лабораторных исследований были получены штейны, содержащие от 42,52 до 57,03 суммы цветных металлов и отвальные шлаки, содержащие % масс: Си 0,17-0,39; М 0,15-0,23; Со 0,08-0,11.

Следует отметить, что шлаки и штейны в обеднительной зоне не являются равновесными. Равновесие имеет место между обедненным шлаком и получаемым сульфидно-металлическим сплавом, который растворяется в штейне.

В результате проведенных исследований технологии переработки концентратов в двухзонной печи показана возможность получения штейнов различного состава и "бедных" шлаков. Установлено, что получение файнштейнов с содержанием серы больше 20 % не представляется возможным. Содержание 80г в окислительной зоне укрупненной установки составляло 6-8 % об. Низкое содержание объясняется значительными подсосами и сжиганием природного газа в качестве топлива.

выводы

1. Разработана технология переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзон-ной печи Ванюкова, включающей в себя плавильную (окислительную) и обеднительную стадии, без применения сульфидиза-тора, с получением общей сульфидной ванны расплава (45 % масс суммы цветных металлов), отвальных шлаков (% масс: М < 0,2, Си <0,21, Со -0,1).

2. Установлено, что процесс плавки сопровождается образованием в зоне окисления тугоплавких компонентов шлака, таких как магнетит (10-25 %), и силикаты магния-железа (10-30%). Плавка концентрата в окислительной зоне должна вестись при температуре не менее 1450°С и содержании 8Ю2 в шлаке ~30 % масс. При плавке на штейны, содержащие 40-60% суммы цветных металлов, получены шлаки, содержащие, % масс: М 1,5-3,2; Си 1,0-4,1; Со 0,18-0,27.

3. Показано, что в условиях двухзонной печи Ванюкова окислительная плавка высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов на файнштейн сопровождается высокой десульфуризацией. При этом содержание серы в файнштей-не составит не более 20 % масс.

4. Выявлена взаимосвязь извлечений цветных металлов и железа в шлаках с высоким содержанием оксида магния. Показано, что для достижения приемлемых извлечений цветных металлов из шлака в металлизированный сплав необходимо обеспечить не менее 15-20 % извлечения железа.

5. Экспериментально установлено, что для обеднения высокомагнезиальных шлаков по цветным металлам необходимо разрушить силикаты железа и магния, при этом парциальное давление кислорода должно составлять не более 3,25*10"11 атм, что достигается при сжигании газообразного топлива при коэффициенте расходы кислорода а равным 0,6 и введении 4-6 % масс твердого восстановителя.

6. Установлены оптимальные технологические параметры переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов. Интенсивность дутья в зону окисления должна составлять около 20-30нм3/м2*мин. Удельный расход кислорода равным 170-190 нм3 на т концентрата.

5. Определены коэффициенты распределения цветных металлов между общей штейновой ванной и бедным шлаком с высоким содержанием оксида магния: для никеля 118-190, меди 90-115, кобальта 6-10, что примерно в 2,2 раза по никелю, в 1,3 раза по меди и в 1,7 раза по кобальту лучше показателей переработки концентрата в рудно-термической печи комбината "Печенганикел ь".

6. Полученные в настоящих исследованиях результаты использованы при разработке технологических регламентов для проектирования процесса на комбинате "Печенганикель" и строительства опытно - промышленной установки на комбинате "Североникель".

Основное содержание диссертации опубликовано в следующих

работах:

1. Беркутов C.B. Исследование поведения цветных металлов, железа и серы при плавке рудных концентратов Кольской ГМК в двухзонной печи Ванюкова. / C.B. Беркутов, М.В. Князев, JI.A. Павлинова, Л.Ш. Цемехман, Ю.А. Чумаков // Деп. в ВИНИТИ 20.01.2004 №80-В2004.

2. Цемехман Л.Ш. Плавка медно-никелевых концентратов комбината "Печенганикель" в двухзонной печи Ванюкова / Л.Ш. Цемехман, М.В. Князев, C.B. Беркутов, O.A. Рыжов, Ю.А. Чумаков //Цветные металлы. 2004. №12. С. 32-35.

3. Цемехман Л.Ш. Переработка медно-никелевых концентратов в двухзонной печи Ванюкова. Физическая химия и технология в металлургии: Сб. трудов конференции / Л.Ш. Цемехман, М.В. Князев, Л.Б. Цымбулов, O.A. Рыжов, C.B. Беркутов C.B. // Екатеринбург: УрО РАН, 2005. С. 254-259.

4. Беркутов C.B. Исследование поведения никеля, кобальта и меди при плавке концентрата комбината "Печенганикель" в печи Ванюкова. / C.B. Беркутов, М.В. Князев, Л.А. Павлинова Л.А., Ю.А. Чумаков, Л.Ш. Цемехман // Цветные металлы. 2005. №4. С. 36-39.

5. Беркутов C.B. Переработка флотационного медно- никелевого концентрата комбината "Печенганикель" в двухзонной печи Ванюкова. / C.B. Беркутов, М.В. Князев // Записки горного института". 2004. т. 165. С. 30-33.

РИЦ СПГГИ. 15 02.2006. 3.52. Т. 100 экз. 199106 Санкт-Петербург, 21 -я линия, д.2

i

1 I

!

I

i i

i

Í

t

I

i

Ii i

4 5 2 5

Оглавление автор диссертации — кандидата технических наук Беркутов, Сергей Владимирович

Введение.5 стр.

Глава 1 - Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов (литературный обзор).

1.1 Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на Российских заводах.

1.2 Методы'переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на зарубежных предприятиях.

1.3 Автогенные процессы в медно - никелевом производстве.

1.4 Обеднение шлаков.

Введение 2006 год, диссертация по металлургии, Беркутов, Сергей Владимирович

В настоящее время на комбинате "Печенганикель" ОАО "Кольская ГМК" применяют следующую технологическую схему переработки сульфидной медно - никелевой , руды: на промышленной площадке г. Заполярного осуществляют обогащение руды с получением медно -никелевого рудного концентрата, который поступает далее на передел окатывания и агломерирующего обжига. Все технологические газы агломерирующего обжига, содержащие диоксид серы, выбрасывают в атмосферу, так как утилизация бедных по содержанию SO2 газов не целесообразна. Обожженные окатыши направляют на электроплавку в пос. Никель, которую осуществляют в рудно-термических печах. "Бедные" газы рудно-термических печей также выбрасывают в атмосферу. Полученный штейн направляют на передел конвертирования с получением файнштейна. При конвертировании отходящие газы утилизируют лишь частично с получением серной кислоты.

При такой технологии производства выбросы диоксида серы в атмосферу в обжиговом и плавильном цехах составляют ~ 120 тыс. т в год. Острейшая экологическая проблема затрагивает не только Российскую Федерацию, но и сопредельные скандинавские государства, на территории которых, в результате трансграничных переносов, также происходит загрязнение окружающей среды. Кроме того, работы по существующей технологии сопровождаются большими энергозатратами на расплавление обожженных окатышей в рудно-термических печах.

Эти проблемы можно решить, заменив процессы окатывания и агломерирующего обжига на брикетирование концентрата с последующей переработкой брикетов методом автогенной плавки с получением богатого штейна или файнштейна. Перспективным является переработка концентрата в двухзонной печи Ванюкова. Это позволит переводить почти всю серу, находящуюся в медно - никелевом концентрате, в небольшой поток высокосернистого газа печи Ванюкова, который совместно с конверторными газами будет утилизироваться с производством серной кислоты, что в свою очередь позволит значительно снизить выбросы диоксида серы в атмосферу со ~ 120 тыс. т до 6 - 15 тыс. т в год, сократить платежи за загрязнение окружающей среды, обеспечить в жилой зоне г. Заполярного и пос. Никель нормативное качество воздуха, решить проблему трансграничного переноса загрязняющих атмосферу веществ (пыль и диоксид серы) на сопредельные государства.

Таким образом, разработка названной технологии, исследование закономерностей окислительной плавки, а также процесса обеднения шлаков в двухзонной печи является актуальной задачей, решение которой позволит резко снизить выбросы диоксида серы в атмосферу без снижения основных технико-экономических показателей по переработке медно - никелевого концентрата по существующей технологии.

Целью работы является исследовать закономерности поведения цветных металлов и железа; установить технологические параметры при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова.

Методы исследований: для проведения лабораторных исследований использовалась высокотемпературная печь с нагревателями из хромита лантана и дуговая двухэлектродная печь мощностью 100 кВа, емкостью по шлаку 30 кг.

Лабораторные исследования заключались в продувке шлаковых расплавов в контролируемой атмосфере с анализом газовой фазы на масс-спектрометре времяпролетного типа ЭМГ-20-1.

Укрупненные испытания проводились на двухзонной печи Ванюкова с площадью пода окислительной зоны 0,26 м2 и с площадью пода зоны обеднения 0,67 м2.

Продукты плавок исследовались методами химического анализа с использованием атомно-эмиссионного спектрометра "IRIS Advantage".

Закаленные шлаковые и штейновые пробы исследовались с помощью растрового электронного микроскопа (РЭМ) "CamScan-4" с системой микроанализа "LINK ISIS 200", а также методом рентгенофазового анализа (РФА) с использованием установки "ДРОН-6".

Настоящая работа включает аналитический обзор, в котором рассматриваются: различные методы переработки сульфидного медно - никелевого сырья; отечественная и мировая практика применения автогенных процессов в медно — никелевом производстве; различные возможные варианты обеднения шлаковых расплавов на зарубежных и отечественных предприятиях.

Во второй главе приведены результаты экспериментальных исследований окислительной плавки высокомагнезиальных медно - никелевых сульфидных концентратов. Лабораторные исследования проводили в двух направлениях: изучение плавки шихты, имитирующей образование шлака, богатого штейна или файнштейна, и изучение продувки расплава концентрата кислородом с получением шлака и сульфидных расплавов различного состава.

В первом случае в качестве исходных материалов для плавки использовали необожженный и обожженный в атмосфере воздуха при температуре 850 °С концентрат комбината "Печенганикель". Во втором осуществляли плавку медно - никелевого концентрата продувкой кислородом.

Исследования окислительной плавки осуществляли на лабораторной печи с нагревателями из хромита лантана и на двухэлектродной дуговой печи.

В третьей главе приведены результаты лабораторных исследований обеднения шлаков, полученных при окислительной плавке медно -никелевого концентрата. Лабораторные исследования осуществляли по нескольким направлениям: продувкой расплава азотом в присутствии твердого восстановителя (8, 9 и 11,1 % от массы шлака), продувкой расплава кислородом в присутствии твердого восстановителя (6, 8, 8,7, 11,1 и 15 % от массы шлака), продувкой расплава газовыми смесями с различным парциальным давлением кислорода (а~ 0,25 0,8), продувкой расплава газовыми смесями с различным парциальным давлением кислорода в присутствии твердого вое> становителя (2, 4, 6 % от массы шлака).

В четвертой главе приведены результаты укрупненно - лабораторных исследований, которые проводили в печи Ванюкова в однозонном и двухзонI ном вариантах. Процесс окислительной плавки изучали путем загрузки мед-но - никелевого концентрата на шлаковый расплав, который продувался воздушно — кислородной смесью (обогащение смеси ~ 60 %О2). Процесс обеднения осуществляли продувкой шлакового расплава продуктами сжигания газообразного топлива и кислородно-воздушной смеси при значениях а < 1 и подачей на расплав твердого восстановителя.

Научная новизна работы:

1. Установлено, что при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, в зоне обеднения равновесное состояние между шлаком и штейном не достигается, в результате чего становится возможным в одном агрегате получение богатых штейнов и отвальных шлаков.

2. Экспериментально установлено, что при переработке сульфидных высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в условиях плавки Ванюкова, вследствие развития реакций взаимодействия между сульфидами и оксидами с образованием металлов и диоксида серы, содержание серы в получаемом файнштейне составляет не более 20 %.

3. Установлена взаимосвязь извлечений меди, никеля, кобальта и железа в сульфидно-металлический расплав при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова.

4. Установлены структуры шлаков характерные для окислительной зоны печи Ванюкова при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов. Структуры представлены силикатами магния и железа, магнетитом и сульфидными корольками. Растворимые формы потерь составляют для никеля 60-80, для меди 50-70, для кобальта 95-97.

Практическое значение работы

Разработана рациональная технология переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, при этом обеднение во второй зоне печи осуществляется без применения сульфидизатора, при наличии общей штейновой ванны, содержащий 45 % суммы цветных металлов на шлаки содержащие, % масс: никеля 0,21, меди 0,2, кобальта 0,09.

Внедрение данной технологии на комбинате "Печенганикель" позволит сократить выбросы диоксида серы по обжиговому и плавильному цеху со 120 до 6-12 тыс. т в год.

На основании полученных результатов разработан технологический регламент для выполнения ТЭР и технического проекта реконструкции комбината "Печенганикель" и регламент для *. строительства опытно-промышленной установки на комбинате "Североникель", которая пущена в мае 2005 года.

Проектной частью института Гипроникель выполнен проект реконструкции комбината "Печенганикель", который имеет следующие экономические показатели: капитальные вложения в проект 93,5; чистый дисконтированный доход (NPV) 11,6 млн. долларов США; внутренняя норма доходности (IRR) 26,1 %.

Основные защищаемые положения:

1. Окислительную плавку высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова следует вести при температуре не ниже 1450°С на штейны, содержащие 40-60% масс суммы цветных металлов.

2. Обеднение высокомагнезиальных шлаков, полученных в плавильной зоне двухзонной печи Ванюкова, следует вести с получением металлизированного сплава, растворяющегося в штейне плавильной зоны, при температуре не ниже 1450°С, расходе твердого топлива (4-6 % масс) и а~0,6, что соответствует парциальному давлению кислорода в газовой фазе равным 3,25*10-11 атм.

3. При переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова возможно получение файнштейна, содержащего серы 18-20 % масс.

Выполненный комплекс исследовательских работ будет способствовать быстрейшему освоению плавки брикетированного медно - никелевого концентрата в двухзонной печи Ванюкова на комбинате "Печенганикель" с получением богатого штейна, отвального шлака и высокосернистых газов.

1. Методы переработки сульфидных медно - никелевых концентратов аналитический обзор литературы)

Мировое потребление никеля и меди на 2003 г. составило 1227,1 тыс. т [1] и 15307,6 тыс. т [2], , соответственно. Крупнейшими потребителями меди и никеля являются Япония, США и Германия.

Производство никеля во всем мире базируется в основном на переработке двух типов руд: окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых. В мировых запасах доля сульфидных руд составляет 33 %, доля окисленных руд-66 %. В добыче никелевых руд доля сульфидных составляет 60 - 64 %. По прогнозам на будущее десятилетие переработка окисленных никелевых руд вырастет из-за дешевизны добычи их открытым способом.

Крупнейшие месторождения сульфидных медно-никелевых руд находятся в Канаде (Садбери, Онтарио, Томпсон, Манитоба), в России (районы Норильска и Кольского полуострова), в Австралии (Камбалда, Маунт Кейт), в Китае (Тиньчуань, провинция Ганьсу), в ЮАР и Зимбабве в Южной Африке.

Причем ОАО ГМК "Норильский никель" имеет в пользовании 35,8% всех мировых запасов никеля, 14,5 % всех запасов кобальта, 9,7 % мировых запасов меди и 40,2 % мировых запасов металлов платиновой группы [4, 5].

Норильский никеленосный район включает три крупных месторождения: Норильск-1, Талнахское, Октябрьское и ряд более мелких [5, 6, 91]. Имеется три промышленных типа руд: сплошные сульфидные ("богатые"), прожилково-вкрапленные ("медистые") и вкрапленные. Среди вкрапленных резко преобладают пирротиновые руды с содержанием Ni 2,5-3,2%, Си 3,5-9,5%, доля пирротина (35 -45 %) [7]. Для переработки руд этих месторождений разработана схема обогащения с выводом пирротинового концентрата для его отдельной переработки. Пирротиновые концентраты являются сложным для переработки сырьем из-за высокого содержания пирротина и низкого никеля, кобальта и меди. Сульфидные руды Норильского района обладают высоким содержанием металлов платиновой группы, золота и серебра [8].

Обеспеченность ГМК запасами руд всех промышленных типов позволила разработать концепцию развития горного производства до 2050 г. [4, 7].

Вторым в России месторождением сульфидных медно-никелевых руд является Печенгский рудный район - сырьевая база ОАО "Кольская ГМК". По количеству запасов Печенгский рудный район является вторым в России после Норильского (20 % запасов России). До открытия Норильского, Ждановское месторождение являлось самым крупным в России. До 1970-х гг. из концентратов Печенги производился самый дешевый в стране никель [9, 10]

На балансе Кольской ГМК в настоящее время находятся месторождения: Ждановское, Заполярное, Котсельваара, Семилетка, Быстринское, Тундровое, Спутник и Верхнее. [10, 11] Разведанные и утвержденные запасы месторождений обеспечивает деятельность компании на десятки лет.

В Воронежской области имеется сульфидная руда, с повышенным содержанием мышьяка [21]. Месторождение может рассматриваться в качестве резервного для предприятий ОАО "Кольская ГМК".

Заключение диссертация на тему "Исследование и разработка технологии переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова"

Выводы по работе

1. Разработана технология переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, включающей в себя плавильную (окислительную) и обеднительную стадии, без применения сульфидизатора, с получением общей сульфидной ванны расплава (45 % масс суммы цветных металлов), отвальных шлаков (% масс: Ni < 0,2, Си < 0,21, Со ~ 0,1).

2. Установлено, что процесс плавки сопровождается образованием в зоне окисления тугоплавких компонентов шлака, таких как магнетит (10-25 %), и силикаты магния-железа (10-30%). Плавка концентрата в окислительной зоне должна вестись при температуре не менее 1450°С и содержании SiC>2 в шлаке ~ 30 % масс. При плавке на штейны, содержащие 40-60% суммы цветных металлов, получены шлаки, содержащие, % масс: Ni 1,5-3,2; Си 1,0-4,1; Со 0,18-0,27.

3. Показано, что в условиях двухзонной печи Ванюкова окислительная плавка высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов на файнштейн сопровождается высокой десульфуризацией. При этом содержание серы в файнштейне составит не более 20 % масс.

4. Выявлена взаимосвязь извлечений цветных металлов и железа в шлаках с высоким содержанием оксида магния. Показано, что для достижения приемлемых извлечений цветных металлов из шлака в металлизированный сплав необходимо обеспечить не менее 15-20 % извлечения железа.

5. Экспериментально установлено, что для обеднения высокомагнезиальных шлаков по цветным металлам необходимо разрушить силикаты железа и магния, при этом парциальное давление кислорода должно составлять не более 3,25*10-11 атм, что достигается при сжигании газообразного топлива при коэффициенте расходы кислорода а равным 0,6 и введении 4-6 % масс твердого восстановителя.

6. Установлены оптимальные технологические параметры переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов. Интенсивность дутья в зону окисления должна составлять около 20-30нм3/м2*мин. Удельный расход кислорода равным 170-190 нм3 на т концентрата.

5. Определены коэффициенты распределения цветных металлов между общей штейновой ванной и бедным шлаком с высоким содержанием оксида магния: для никеля 118-190, меди 90-115, кобальта 6-10, что примерно в 2,2 раза по никелю, в 1,3 раза по меди и в 1,7 раза по кобальту лучше показателей переработки концентрата в рудно-термической печи комбината "Печенганикель".

6. Полученные в настоящих исследованиях результаты использованы при разработке технологических регламентов для проектирования процесса на комбинате "Печенганикель" и строительства опытно - промышленной установки на комбинате "Североникель".

Библиография Беркутов, Сергей Владимирович, диссертация по теме Металлургия черных, цветных и редких металлов

1. International Nickel Study Group. World Nickel Statistics. 2004. #2 (February, vol. XIV)

2. World Metal Statistics. 2004. February

3. Тарасов A.B. Производство цветных металлов и сплавов. Справочник в 3-х томах, т.2. кн.1. Производство тяжелых цветных металлов. М.: Металлургия, 2001.-408 с.

4. Куфтин П.П., Приходько Ю.И. Обзор технологии производства черновой меди с применением кислорода.// Цветные металлы. 1972. №2. с.87 92

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

6. Тарасов А.В., Парецкий В.М. Автогенная плавка сульфидного сырья.// Цветные металлы. 1996. №4. с.12 14

7. Кайтмазов Н. Г., Пыхтин Б. С., Фомичев В. Б., Бойко И. В., Захаров Б. А., Благодатин Ю. В., Иванов В. А., Яценко А. А. Вовлечение в переработку сырья техногенного происхождения// Цветные металлы. 2001. №6. с. 41 42

8. Нафталь М. Н. Шестакова Р. Д. Платиносодержащие пирротиновые концентраты Норильска новый взгляд на проблему комплексной переработки // Цветные металлы. 2001. №6. с. 43 - 48

9. Никель: в 3-х томах. т.З. Сульфидные медно-никелевые руды./И.Д. Резник, Г.П. Ермаков, Шнеерсон Я.М. М.: ООС'Наука и технологии", 2003. -608 с.

10. Полосухин В. А., Нафталь М. Н., Шестаков Р. Д., Шур М. Б., Поппер Э. X. Надеждинский металлургический завод новые горизонты развития// Цветные металлы. 2001. №6. с. 53 - 55

11. Рюмин А. А., Фомичев В. Б., Ладин Н. А., Сухарев С. В., Мальцев Н. А., Бойко И. В. Технологические и экономические показатели работы Медного завода в условиях переработки малоникелистых медных концентратов// Цветные металлы. 2000. №6. с. 29 30

12. Максимов Д. Б., Демидов К. А., Дворкин Б. А., Краюхин Ю. А., Портов А. Б., Цемехман Л. Ш. Обжиг медного концентрата от разделения файнштейна в печах КС на комбинате "Североникель"// Цветные металлы. 2004. №12. с. 43

13. Козырев В. Ф., Голов А. Н. Диверсификация производства никеля по кар-бониальной технологии// Цветные металлы. 2000. №4. с. 51 53

14. Агапов А. Никелевая матрица: Перезагрузка.// Норильский никель. 2003. №6. с. 15-16.

15. Блатов И.А., Мироевский Г. П., Зудин Ю. Г., Рябко А. Г. О концепции развития Кольской горно-металлургической компании// Цветные металлы. 2001. №2. с. 4- 10

16. ОАО"Кольская ГМК". Программа модернизации металлургического производства с использованием норвежского гранта. Мончегорск. 2003. 28 с.

17. Блатов И. А., Никишин В. И., Карасев Ю. А., Гончаров А. В., Миляев В. Б., Костин А. М. Новые направления в решении проблемы сокращениятрансграничных переносов соединений серы на комбинате "Печенганикель// Цветные металлы. 2001. №2. с. 76 79

18. Цемехман JI. Ш., Рябко А. Г. Развитие пирометаллургии в переработке сульфидного медно-никелевого сырья//Цветные металлы. 1996. №12. с. 24 -27

19. Костюкович Ф. В., Абрамов Н. П., Сухарев С. В., Князев М. В., Цемехман JI. Ш. Освоение печи Ванюкова для плавки медного концентрата от разделения файнштейна на Норильском ГМК//Цветные металлы. 1998. №2. с. 33 -35

20. Парвианен. Харьявалта: пять десятилетий совершенствования в металлургии. // Цветные металлы. 1996. №10. с. 10-18

21. Canadian Mining Journal, 1988, June, p. 71 90

22. Ежов Е.И., Мурашов В.Д., Филатов А.В., Худяков В.М. Состояние производства никеля и кобальта на ведущих металлургических предприятиях Канады. 1989. М.:ЦНИИцветмет ЭИ. с. 121.

23. Цемехман JI. Ш. Автогенные процессы в медном и медно-никелевом производстве// Цветные металлы. 2002. №2. с.48-51

24. Койо И., Мякинен Т., Ханниала П. Технология прямой взвешенной плавки никеля (DON)// Цветные металлы. 1996. №10. с.76 80.

25. Смирнов М. П., Резник И. Д., Клушин Д. Н. Промышленный комплекс кислородно-факельной плавки медных концентратов: На соискание Государственной премии СССР// Цветные металлы. 1982. №9. с. 10

26. Мазурчук Э. Н., Генералов В. А., Тарасов А. В. Развитие процессов взвешенной плавки в металлургии меди за рубежом// Цветные металлы. 1992. №8. с. 8- 12

27. Мазурчук Э. Н., Генералов В. А., Тарасов А. В. Процессы плавки в расплаве в металлургии меди за рубежом// Цветные металлы. 1993. №1. с. 15 -22

28. Тарасов А.В. Новое в металлургии меди. // Цветные металлы. 2002. №2. с.38-45.

29. Цейдлер А. А. Процесс японской фирмы "Митсубиси"// Цветные металлы.-1976. №11. с. 82-84

30. Позняков В. Я. Перспективные процессы комплексной переработки мед-но-никелевых руд// Цветные металлы. 1975. №9. с. 1 5

31. Цемехман JI. Ш., Рябко А. Г., Лукашев Л. П. Автогенная плавка медного и медно-никелевого сульфидного сырья и полупродуктов в агрегатах с верхним кислородным дутьем/ЛДветные металлы. 1998. №2. с. 26 27

32. Pyrometallurgy of copper/ Hermann Schwarze Symposium Volume IV, Book 1: Smelting Operations, Ancillary, Operations and Furnace Integrity. Canada. 2003, p.703

33. Тарасов A.B., Белых В.Л., Чахотин B.C. Кислородно-факельная плавка полиметаллического сырья. Москва 1982. 45 с.

34. М. Isohanni. Поиски сырья основных металлов по всему миру.// Цветные металлы. 1996. №10. с.13 15.

35. Мечев В.В., Быстров В.П., Тарасов А.В. и др. Автогенные процессы в цветной металлургии. М.:Металлургия, 1991. - 413 с.

36. Онищин Б. П., Хуанхуа Хе, Линьсяо Гу, Цемехман Л. Ш., Ермаков Г. П. Освоение автогенной плавки медного концентрата на Тиньчуаньском медно-никелевом комбинате// Цветные металлы. 1998. №1. с. 26 29

37. Вергус Н. Г. Новые процессы в металлургии никеля// Цветные металлы. 1986. №9. с. 23-27

38. Тарасов А. В., Быстров В. П. Проблема внедрения автогенных процессов плавки сульфидного сырья в двенадцатой пятилетке// Цветные металлы. -1986. №9. с. 17-23

39. Гречко А. В., Интыкбаев А. М., Новожилов А. Б. Барботажные процессы на предприятиях цветной металлургии Казахстана// Цветные металлы. 1995. №7. с. 11-16

40. Ванюков А.В., Уткин Н.И. Комплексная переработка медного и никелевого сырья. Челябинск.: Металлургия. 1988. с. 432

41. Гречко А. В., Калнин. К истории создания новой отечественной пироме-таллургической технологии плавки в жидкой ванне// Цветная металлургия. 1997. №1. с. 1-3

42. Гречко А. В. Из истории создания отечественного процесса плавки Ванюкова.// Цветные металлы. 1997. №2. с. 20 22

43. Ванюков А.В. Плавка в жидкой ванне. М.Металлургия. 1988. с. 208.

44. Шмонин Ю.Б. Пирометаллургическое обеднение шлаков цветной металлургии.-М.:Металлургия, 1981.-131 с.

45. Ванюков А.В., Зайцев В.Я. Шлаки и штейны цветной металлургии. -М.:Металлургия, 1969. 408 с.

46. Ванюков А.В., Зайцев В.Я. Теория пирометаллургических процессов. М. Металлургия, 1973, 504 с.

47. Кириллин И. И., Ли И. И., Ванюков А. В., Ермаков А. И., Гречко А. В., Мейерович Е. В. Снижение потерь металлов со шлаками// Цветные металлы. 1983. №2. с. 14- 17

48. Гречко А.В., Сырова З.Н., Мейрович Е.В. и др.//Совершенствование техники и технологии металлургической переработки полиметаллического сырья: Науч.тр./Гинцветмет. 1981. с. 16-20

49. Гречко А. В., Тарасов А. В., Кириллин И. И. Практика переработки шлаков в барботируемой жидкой ванне// Цветные металлы. 1998. №9. с. 28 32

50. Недвецкий Б.П., Чайкина Н.И., Цемехман Л.Ш. и др. Кислород в медно-никелевых штейнах // Цветные металлы. 1976. № 5. с. 25 27.

51. Малевский А. Ю. О влиянии хромшпинелидов на шахтную плавку окисленных никелевых руд // Цветные металлы. 1960. №10. с. 38 44.

52. Федоров М.С., Мироевский Г.П., Голов А.Н. Труды X Российской конференции "Строение и свойства металлических и шлаковых расплавов" -Челябинск: Изд-во ЮурГУ. 2001. т.З, с. 34 38

53. Пыжов B.C. и др. Пирометаллургически флотационное обеднение конверторных шлаков. "Комбинированные процессы в производстве тяжелых цветных металлов". 1988. с. 21 25

54. Бровкин В.Г., Пиотровский В.К. Переработка жидких конвертерных шлаков. М.: Металлургия. 1978. - 104 с

55. Захаров Б.А., Воробьев В.А. Шахтная плавка окисленных никелевых руд и конвертирование никелевых штейнов. — М.: Металлургия. 1974. — 168 с.

56. Смирнов В.И., Худяков И.Ф., Деев В.И. Извлечение кобальта из медных и медно-никелевых руд и концентратов. М.: Металлургия. 1970. 256 с.

57. Бровкин В.Г., Вернер Б.Ф., Цейнер В.М.// Цветные металлы. 1959. № 8. с. 78 80.

58. Русаков М. Р., Кужель Б. И., Ермоченко И. П., Фомичев В. Б. Развитие и перспективы совершенствования электропечного обеднения шлаков// Цветные металлы. 2002. №1. с. 51 53

59. Русаков М. Р., Востриков Г. В., Боборин С. В., Кужель Б. И., Фомичев В. Б. Развитие руднотермической электроплавки и перспективы ее совершенствования// Цветные металлы. 2002. №1. с. 47 50

60. Востриков Г. В., Зорий 3. В., Ампилогов В. Н. Электропечное обеднение шлаков взвешенной плавки на Надеждинском металлургическом заводе// Цветные металлы. 1992. №10. с. 7 10

61. Захаров М. И. Об электропечном обеднении шлаков на комбинате "Севе-роникель"// Цветные металлы. 1988. №5. с. 33 35

62. Мазурчук Э. Н., Макарова А. Н. Обеднение шлаков автогенных процессов и конверторных шлаков за рубежом// Цветные металлы. 1984. №2. с. 32 -36

63. CIM Bulletin. 1979. v.72. #803. p. 24

64. CIM Bulletin. 1980. v.73. #813. p. 152 158

65. CIM Bulletin. 1980. v.73. #818. p. 127-131

66. Canadian. Mining Journal. 1989. #3. p. 43.

67. CIM Bulletin, 1995. v. 88. # 991. p.89-96.

68. Евдокименко А. К., Пименова Т. С., Шабалина Р. И. Обеднение шлаков медного производства// Цветные металлы. 1987. №12. с. 39 41

69. Генералов В.А., Тарасов А.В. Современное состояние и перспективы внедрения автогенных процессов в металлургии тяжелых цветных металлов // Цветная металлургия. 1991. №12. с. 23 27

70. Состояние, перспективы развития и технико-экономические показатели производства меди за рубежом. М. 1988. ЦНИИцвемет ЭИ. с. 68 72.

71. Состояние, перспективы развития и технико-экономические показатели производства меди за рубежом. М. 1988, ЦНИИцвемет ЭИ, стр. 59, 64, 65

72. Русаков М. Р. Обеднение шлаковых расплавов продувкой восстановительными газами// Цветные металлы. 1985. №3. с. 40 42

73. Шабалина Р.И., Лакерник М.М., Егорова Т.С. Обеднение шлаков автогенной плавки медно-цинковых и медно-никелевых концентратов в электропечи

74. Русаков М.Р., Востриков Г.В., Пинин Л.Н., Садовникова Е.А. Новые методы обеднения конвертерных и печных шлаков с использованием газообразных и жидких восстановителей и электроэнергии// Тр. ин-та Гипрони-кель. 1979. с. 8- 15

75. Комков А.А., Васкевич А.Д, Панфилов В.П., Гершман J1.C. Исследование возможности обеднения шлаков в печи Ванюкова. //Цветные металлы. 1991. №2. с. 18-19

76. Востриков Г.В., Зорий З.В., Ампилогов В.Н. Электропечное обеднение шлаков взвешенной плавки на Надежденском металлургическом заводе. //Цветные металлы. 1992. №10. с. 7 10

77. Морачевская B.C., Бухбиндер А.И. Взаимодействие расплава окисленной никелевой руды с окисью углерода, водородом и природным газом // Бюл. Цв. Металлургия. 1968. № 4. с. 24 - 28.

78. Морачевская B.C., Бухбиндер А.И. Взаимодействие расплава окисленной никелевой руды с восстановительными газами в условиях барботажа // Труды института Гипроникель. JL, 1973. Вып. 58. с. 82 - 88.

79. Авторское свидетельство СССР №1132350, Кл. С22В7/04, 1983. Способ переработки медьсодержащих шлаков.

80. Авторское свидетельство СССР №1420962, Кл. С22В7/04, 1986. Способ переработки медьсодержащих шлаков.

81. Лазарев В.И., Спесивцев А.В., Быстров В.П., Ладин Н.А., Зайцев В.И. Развитие плавки Ванюкова с обеднением шлаков. //Цветные металлы. 2000. №6. с. 33-36

82. Фомичев В.Б., Князев М.В., Рюмин А.А., Цемехман Л.Ш., Рябко А.Г., Павлинова Л.А., Цымбулов Л.Б. //Цветные металлы. 2002. №9. с. 32 36

83. Резник И.Д. Совершенствование шахтной плавки окисленных никелевых руд. М.: Металлургия. 1983. с. 192

84. Бровкин В.Г., Пиотровский В.К. Переработка жидких конвертерных шлаков. М.: Металлургия, 1978. с. 104

85. Рыжов О.А., Вигдорчик Е.М., Мосиондз К.И. и др. Новый процесс плавки окисленных никелевых руд в двухзонном агрегате// Цветные металлы. 1992. №6. с. 19-21

86. Пименов Л.И., Михайлов В.И. Переработка окисленных никелевых руд. -М.: Металлургия. 1972. с. 336

87. Валетов А.В., Бадтиев Б.П., Рябкикин В.А., Олешкович О.И.//Цветная металлургия. 2000. №6. с. 10-14.

88. Гречко А. В. Практика переработки шлаков в барботируемой жидкой ванне/ А. В.Гречко, А. В.Тарасов, И. И.Кириллин // Цветные металлы. 1998. №9. с. 28 32

89. Князев М. В. Расширение использования печи Ванюкова в технологии металлургического производства // Цветные металлы. -М.: Издательский дом "Руда и металлы". -2000. -N 6. С.31-32

90. Равич М.Б. Упрощенная методика теплотехнических расчетов. -М.: Наука, 1964 г.-366 с.

91. Морачевский А.Г., Сладков И.Б. Термодинамические расчеты в металлургии. М.: Научный мир, 2002 г. - 184 с.