автореферат диссертации по металлургии, 05.16.03, диссертация на тему:Совершенствование технологии переработки сульфидного медно-никелевого сырья на комбинате "Печенганикель"

2 2 МАЙ 1355

ГМК "ПЕЧЕНГАНИКЕЛЬ" РАО "НОРИЛЬСКИЙ НИКЕЛЬ"

На правах рукописи

БЛАТОВ Игорь Александрович

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНОГО МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО СЫРЬЯ НА КОМБИНАТЕ "ПЕЧЕНГАНИКЕЛЬ"

Специальности: 05.16.03 - Металлургия цветных и

редких металлов 05.15.08 - Обогащение полезных ископаемых

Диссертация в виде научного доклада на соискание ученой степени кандидата технических наук

С.-Петербург - 1995 г.

Научный руководитель:

член-корреспондент РАЕН, доктор технических наук, профессор Л.Ш.Цемехман.

Официальные оппоненты: член-корреспондент РАЕН,

Ведущая организация: институт Гинцветмет

Защита состоится " " 1995 года

в/5"^час. на заседании диссертационного совета Д. 063.15.09 в Санкт-Петербургском горном институте им. Г.В.Плеханова по адресу: 199026, С.-Петербург, В. 0.. 21 линия, д. 2, ауд.6309.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Горного института.

Автореферат разослан " 1995 г.

Ученый секретарь специализированного совета, доцент

доктор технических наук, профессор В. П. Быстров; кандидат технических наук, доцент Е.Е.Андреев.

Орлов А. К.

Актуальность темы. ГМК "Печенганикель" входит в состав РАО 'Норильский никель" и является практически единственным сырьевым источником никель-кобальтовой промышленности на северо-западе эоссии. Комбинат располагается в непосредственной близости от зоссийско-норвежской границы на двух промышленных площадках в 1.Никель и г. Заполярном. На комбинате осуществляется добыча, обогащение и металлургическая переработка сырья. Технологическая :хема комбината представлена на рис.1.

Металлургическое производство на комбинате осуществляется в дехе обжига и в плавильном цехе. Обжиговый цех перерабатывает №дно-никелевые концентраты обогатительных фабрик с получением окатышей. Технологическая схема плавильного цеха включает электроплавку сырья, конвертирование штейнов и обеднение конвертерных илаков. Товарной продукцией комбината является файнштейн. Данная технология характеризуется весьма высоким расходом электроэнергии.

Производству окатышей на комбинате сопутствует загрязнение окружающей среды, т.к. весь образующийся диоксид серы выделяется в атмосферу (до 85 тыс.т в год). . Кроме того, выбрасывается до 4 тыс.т пыли в год.

Плавильный цех в 1971-1980 г.г. выбрасывал в атмосферу до 160 тыс.т серы в год. В 1979 году на комбинате было введено в эксплуатацию сернокислотное производство для утилизации части конвертерных газов, однако общая степень утилизации серы не превышает 30% .

Исследованиями экологических служб нашей страны и зарубежья было показано, что выбросы комбината "Печенганикель" оказывают отрицательное влияние на экологическую ситуацию не только в Мурманской области, но и в скандинавских странах.

Автор выражает сердечную благодарность за творческую помощь д. т.н. Ежову Е.И. и к. т.н. Клементьеву В. В.

В связи с этим Правительства бывшего СССР и Финляндии подписали международное соглашение, предусматривающее сокращение выбросов сернистого ангидрида в северо-западном регионе в 1996 г. на 50% по сравнению с 1980 г.

Значительное снижение объемов производства при одновременном повышении стоимости энергоресурсов и транспортных расходов и при необходимости существенного сокращения вредных выбросов в атмосферу резко обострило в последнее время вопрос повышения экономической эффективности.

Идея работы заключается в детальном научном анализе существующего положения производства на ГМК "Печенганикель". выборе направлений совершенствования технологий, разработке и внедрении новых технологических процессов.

Цель работы. Научный анализ и сравнение различных вариантов переработки сырья применительно к условиям комбината "Печенганикель" и на основе этого разработка новых технологических решений (получение более богатых концентратов при обогащении и обжиге концентрата в печах КС с плавкой горячего огарка в электропечах). а также совершенствование существующих процессов.

Научная новизна: Исследована кинетика окисления медно-нике-левого сульфидного концентрата различного гранулометрического состава. Установлено, что процесс окислительного обжига идет во внешнедиффузионном режиме, а относительное повышение скорости обтекания окатышей более крупных фракций приводит к некоторому смещению течения процесса в сторону переходной области.

С применением методов ЯГРС, РСМА и РФА установлено наличие в огарках гематита (Ге203), магнетита (Ре304 ) и железомагниевого силиката типа оливина (Ре,М§)3104. Мессбауэровские спектры указывают на наличие, кроме^ого__тонкодисперсной-рентгеноаморфной

окиси железа Ре203. Соотношение гематит/магнетит при ведении процесса до остаточного содержания серы 5-6% меняется в значительных пределах, в то время, как при 3% серы в огарке это соотношение стабилизируется около значения 3:1. Количество аморфной

различными технологическими свойствами.

Второй по значимости фактор - содержание полезных компонентов в руде. Третий фактор, определяющий общность параметров вещественного состава и технологических свойств руд. - присутствие талька и амфибола в руде.

В результате исследований выделено три геолого-технологических типа руд:

- крупновкрапленные или рядовые руды, обогащаемые с близким к среднему и пониженным содержанием никеля в хвостах и удовлетворительным качеством концентрата;

- тонковкрапленные или труднообогатимые руды, обогащаемые с получением повышенного содержания никеля в хвостах и повышенным выходом чернового концентрата;

- крупновкрапленные руды с флотоактивными минералами или оталькованные, которые обогащаются с получением низкого содержания никеля в хвостах и концентрате флотации и повышенного выхода концентрата.

Рядовые руды , включают в основном руды в малоизмененных перидотитах и части серпентинизированных перидотитов с крупной, простой по форме сидеронитовой сульфидной вкрапленностью, доля которой составляет не менее 55%. Замещение сульфидов силикатами и магнетитом относительно небольшое (20-30%).Нерудные минералы представлены скрытнокристаллической и тонкозернистой разновидностями серпентина, оливином, пироксеном, амбифолом роговообман-кового ряда и биотитом. Для этих руд характерны низкий выход чернового концентрата и плохая измельчаемость.

К труднообогатимым рудам относится часть руд в серпентинизированных перидотитах (с преобладанием тонкой и средней вкрапленности сульфидов). Доля крупной вкрапленности не превышает 55%. Форма сульфидной вкрапленности сложная, сульфиды интенсивно замещаются силикатами и магнетитом (до 60-80%). Из силикатов резко преобладает серпентин (антигорит); в незначительных количествах присутствуют амбифол роговообманкового ряда, биотит, хлорит и пироксен. При переработке этих руд наблюдается несколько повышенный выход чернового концентрата, измельчаемость близка

к средней.

Оталькованные руды включают брекчиевидные, вкрапленные руды в оталькованных и амфиболизированных перидотитах, а также руды в пироксенитах с крупной и гнездовой вкрапленностью сульфидов. Форма вкрапленников простая, замещение их магнетитом и силикатами незначительное (в среднем 20-25%). Силикатные минералы, представлены преимущественно тальком, амфиболом тремолит-актино-литового ряда, серпентином. В меньших количествах присутствуют хлорит, биотит, карбонат. Измельчаемость руд хорошая.

Изучение пространственного распределения геолого-технологических сортов бедных руд показало, что они слагают значительные участки рудных тел и могут быть добыты раздельно, либо временно исключены из переработки.

Основной задачей, которую необходимо решать при переработке вкрапленных медно-никелевых руд, является совершенствование техники и технологии обогащения, позволяющее повысить технологические показатели и улучшить экологическую обстановку при снижении общих затрат.

Для определения основных путей снижения потерь цветных металлов на ОФ-1 ГМК "Печенганикель" были выполнены технолого-ми-нералогические исследования схемы флотации при переработке основных сортов руд. Они включали в себя качественно-количественный, минералогический и гранулометрический анализы технологических продуктов и операций. На основе полученных результатов выявлены закономерности извлечения сульфидов и их сростков из различных фракций крупности, характер изменения гранулометрического и минерального составов по основным операциям флотации, главные характерные формы основных потерь цветных металлов.

Принципиальная схема обогащения медно-никелевых руд на ГМК "Печенганикель" приведена на рис.2. Балансовые опробования схемы выполнялись в период переработки каждого из основных геолого-технологических сортов руд: рядовые (Р), оталькованных (0), труднообогатимых ЧТ).

Основные сорта, несмотря на некоторые различия-по-вкраплен-ности, составу рудных и_силикатньсгминералов, процессу раскрытия

Мщциклоба* ряотация

¡классификация

БтипоЫ •

сз^арлот.^ 1 4 /

;г

Основная флотация

бушилоНыи ксантогенат

Ъутило1ый пантогемш, бутилоЬш азртрлат

Контрольная дмотацая

СаЩ

] бЬтилоЬый ксантогенат, I одаипобый азрагулот

1трсчистка. СиЩ, пни.

кмц

Еперечистка.

Г

уММ. Всно5ная перечистка

Бутила!ый ксанто/снат,

О классификация

¿утилсбчи Магнитная сепарация взрофлвт .......-

Флотация немагнитной ¡ррвкции

Флотация ,_____

магнитной фракции («и»»'

1персниспна

Гото-I вый

Лперр.ч

Щперечистка

Классификация

Отвальные хдестч

, концентрат

Рис.2. Технологическая схема переработки вкрапленных медно-никелевых руд.

вкрапленников и концентрации сростков сульфидов при измельчении, сохраняли характерные особенности поведения рудных минералов на различных стадиях флотации.

Если проследить динамику изменения сульфидной массы (на примере рядовой руды) в ходе технологического процесса (таблица 1), то можно отметить, что извлечение главных минералов в пенные продукты происходит закономерно: извлечение лентландита и

Таблица 1.

Состав рудной минерализации технологических продуктов обогащения рядовых руд Ждановского месторождения, %.

Продукт Массовая доля рудных Состав сульф.масс!

общая в т/ч от массы пирротин пент- лан- дит халь копи рит

оксидов сульф.

Питание МЦФ 16,6 64 36 59 29 12

Концентрат МЦФ 33,3 18 84 43 34 2с

Хвосты МЦФ 8,1 44 56 56 33 11

Хвоста ОФ 8,1 45 55 60 30 К

Концентрат ОФ 27,8 21 79 45 41 1<

Концентрат КФ 14,1 32 68 69 24 '

Хвоста КФ 6,1 54 46 67 25

Концентрат I перечистки 25,2 31 69 70 23

Концентрат Иперечистки 49,8 33 67 70 24

Питание ОП 31,1 24 76 51 36 1

Хвосты ОП 21,6 39 61 68 25

Готовый концентрат 52,9 19 81 41 42 1

Питание IV классиф-ции 5.7 53 47 66 26

Пенный флотации НМФ 4,5 59 41 47 38

Хвосты отвальные 6.4 58 _42— —65— —26"

алькопирита понижается от межцикловой к контрольной флотации, а звлечение пирротина постепенно увеличивается. Для рядовых руд одержание пентландита в сульфидной массе концентратов от меж-икловой к контрольной флотации снижается с 34 до 24%, халькопи-ита.- с 23 до 7%; для труднообсгатимых - соответственно с 41 до 6% и с 22 до 1%. Важной особенностью состава сульфидной массы шцентратов является высокое содержание никеля, достигающее 4%. В контрольной операции происходит активация флотации пирро-•ина и части сростков магнетит-сульфидного и антигорит-сульфид-юго составов.

Данные минералогического и гранулометрического анализов :видетельствуют об эффективности процесса первой и второй переисток для извлечения из пенного продукта тонкозернистой массы вгнетита и других шламовых частиц. Удаление тонкозернистого :вободного магнетита и его сростков с сульфидами и силикатами [роисходит и в основной перечистке, однако количество магнетита, наступающего в основную перечистку, невелико. В камерном продукте основной перечистки преобладают главным образом крупные ¡ростки сульфидов с силикатами, особенно так называемых сетчатых ;труктур, сложенных пластинчатым серпентином, антигоритом и раз-шми сульфидами, в том числе халькопиритом и пентландитом. В ос-ювной перечистке в связи с необходимостью получения кондицион-юго концентрата происходит частичная депрессия пирротина. Содержание пирротина в концентрате основной перечистки снижается ю сравнению с питанием перечистки, а доля пентландита и халько-тирита увеличивается.

Микроскопическим анализом технологических продуктов было установлено образование в процессе измельчения руды агрегатов, состоящих из ферромагнитных минералов, среди которых основную лассу составляют магнетит и моноклинный пирротин. Один из харак-герных видов таких агрегатов - крупное зерно моноклинного пирро-гина. обрамленное оболочкой из тонких частиц ферромагнитных минералов. Присутствие в шламовой оболочке магнетита снижает фло-гационную способность пирротина за счет блокирования его поверхности. Агрегаты пирротина с массовой долей магнетита в шламистой

оболочке более 70%, как правило, остаются в камерном продукте контрольной флотации.

Образование ошлакованных ферромагнитных частиц происходит, главным образом, на второй стадии измельчения. Кроме того, отмечаются значительные циркуляции магнитного шлама в голову флотационного процесса с камерными продуктами второй и основной перечисток.

Отрицательная роль магнитного шлама проявляется не только в снижении флотируемости моноклинного пирротина. Он способствует механическому захвату в сформированные магнетитные агрегаты тонких зерен парамагнитных минералов, в частности халькопирита и пентландита, что существенно повышает потери цветных металлов.

Концентраты межцикловой флотации и второй перечистки являются наиболее грубыми (массовая доля класса -0,07+0,Омм - от 60 до 85%) в сравнении с остальными пенными продуктами основных операций. Учитывая то, что концентрат основной перечистки относится к наиболее тонким продуктам (90 - 93% класса -0,07+0,0 мм), можно сделать вывод, что основная часть крупной фракции концентратов межцикловой флотации и второй перечистки удаляется с камерным продуктом основной перечистки. И, как показал минералогический анализ, это сростки разного типа, в основном антиго-рит-сульфидного состава.

Камерные продукты основных операций флотации, как правило, грубее пенных продуктов. Исключение составляют камерные продукты первой и второй перечистки, массовая доля фракции -0,07+0, Омм в которых больше, чем в пенных продуктах, соответственно на 1,5-2 и 5 - 6%.

На рис.3, 4 приведены относительные извлечения цветных металлов из узких фракций крупности в различных операциях схемы флотации и конечных продуктах обогащения. Динамика извлечения никеля и меди из узких классов крупности на различных стадиях обогащения повторяется в той или иной степени для основных типов руд. Извлечение цветных металлов в пенные продукты из фракции крупностью -.0,2+0,07 мм постепенно увеличивается от межцикловой и основной флотации к контрольной, достигает максимума в первой

- 0.20 +0.07 их

Ояяямк

• 80 о

3 ею &

* 40

«I

5 го

*

8 о

а

1, 1Ё

л Р

лщф оф кф |п гп са

* «о 8 70

5 90

В со

* <о

| 30

¥ го

I ю

I 0

• 0.07 +0.04 ым

I $

мцф оф кф 1П гп

- О 04 + 0 0 МИ

МИФ ОФ

эис.З. Относительное извлечение металлов из узких фракций крупности рядовой руды в концентрат основных операций. ЛЦФ - межцикловая флотация; ЗФ - основная флотация; <Ф - контрольная флотация; 1П - первая перечистка; Ш - вторая перечистка; Ш - основная перечистка.

Рис.4. Относительное извлечение металлов из узких фракций крупности в конечные продукты обогащения.

к-т - готовый концентрат; мф - магнитная фракция; хв - хвосты.

перечистке и немного снижается от второй перечистки к основной (рис. 2).

Максимальное извлечение никеля и меди в пенные продукты основных операций достигается из тонкой фракции -0.04+0.О мм. Промежуточное положение занимает извлечение цветных металлов из фракции -0,07+0, 04 мм.

В основной флотации показатели извлечения никеля и меди существенно ниже, чем в межцикловой. Это связано, очевидно, со стабилизацией пузырьков воздуха флотоактивным шламом силикатов, образующихся на второй стадии измельчения. В контрольной флотации увеличивается извлечение никеля и меди из крупной фракции относительно показателей межцикловой флотации.

Извлечение меди из узких фракций превышает показатели извлечения никеля во всех операциях рудной флотации, сравнивается с ними в первой и второй перечистных операциях и несколько выше -из крупной фракции основной перечистки.

Для всех типов руд характерно низкое извлечение никеля в готовый концентрат из фракции +0,07 мм(23 - 30%), меди из нее извлекается в два раза больше. Из фракции промежуточной крупности извлечение никеля увеличивается до 45-50%, меди - до 55-65%.

Из тонкой фракции в готовый концентрат извлекается около 80% меди и никеля. Несмотря на относительно высокое извлечение меди и никеля из тонкой фракции руды, потери с ней составляют 45-58% от общих потерь, 27-31% приходится на потери со сростками во фракции +0.07 мм.

Отвальные хвосты всех типов руд содержат 5-9% рудных минералов, из них 1-3% приходится на сульфиды. Наиболее типичная форма раскрытых зерен - это пирротин с частичным или полным покрытием шламом магнетита. Преобладающий размер частиц раскрытого пирротина менее 30 мкм, но отдельные зерна крупнее, также как и случайные раскрытые зерна халькопирита и пентландита. Другие формы потерь сульфидов в хвостах - эмульсионные и сетчатые сростки закрытого типа. Количество нераскрываемых эмульсионных сростков возрастает в хвостах труднообогатимых руд, что свидетельствует о более тонкой вкрапленности сульфидов в этом типе

чить к 2000 году снижение уровня выбросов серы на комбинате "Пе-ченганикель" до 65 тыс. т/год (против 95 тыс.т/год на 1995г.)

Такое довольно существенное снижение выбросов серы (на 30-32% по отношению к уровню выбросов на 1995 г.) при одновременном сохранении обьема выпуска товарной продукции уже невозможно обеспечить только за счет оптимизации состава сырья и перераспределения его между комбинатами Кольского полуострова.

При выполнении анализа технологий рассматривались следующие варианты распределения сырья (местного и привозного) между комбинатами "Печенганикель" и "Североникель":

1. переработка всего собственного сырья Кольского полуострова сосредотачивается на комбинате "Печенганикель";

2. полностью прекращается добыча низко-рентабельных руд Каула-Котсельваара и Семилетки;

3. осуществляется обогащение всей руды рудника Северный и прекращается, таким образом, прямая плавка собственной руды.

При подборе вариантов реконструкции автор исходил из соображений надежности предлагаемых технических решений и максимально-возможного использования существующего оборудования. В результате предварительного отбора детально проанализированы следующие варианты:

вариант 1 - существующая технология с исключением переработки привозного норильского сырья;

вариант 2 - автогенная плавка норильского сырья в стационарном вертикальном агрегате с верхним кислородным дутьем и переработка собственного сырья по существующей технологии;

вариант 3 - автогенная плавка норильского сырья в печи Ва-нюкова и переработка собственного сырья по существующей технологии;

вариант 4 - обжиг концентратов в печах КС с злектроплавкой горячего огарка.

Во всех вариантах в г.Заполярном предусматривалось получение сухих, безобжиговых окатышей, т.е. прекращение выжига серы при обжиге.

Загрузка плавильного цеха по сырью в вариантах 2-4 оказа-

лась практически одинаковой, (.600 тыс.т/год концентрата в виде высушенных окатышей из собственного сырья и 300 тыс.т/год норильского сырья, количество которого было определено расчетом, исходя из принятого для комбината уровня выбросов серы - 65 тыс.т/год).

. Все технико-экономические расчеты выполнялись как в ценах внутреннего, так и в ценах мирового рынка. Необходимость использования нескольких масштабов измерения цен диктуется исключительной подвижностью цен внутреннего рынка России.

Общая тенденция их изменения одинакова - они приближаются к структуре цен мирового рынка. Однако, сложность текущих оценок заключается в том, что темп роста цен на товарную продукцию, топливо, материалы и др. существенно различен.

С учетом сказанного выше для получения всесторонней картины и правильной ориентации в выборе тех или иных вариантов модернизации производства необходимо использовать оценки в разных масштабах цен - как в ценах внутреннего рынка, так и в ценах мирового рынка как предельных, к которым движутся цены внутреннего рынка России.

основные результаты технико-экономических расчетов приведен! в табл.3.

На основании результатов сравнения различных вариантов реконструкции металлургического производства, обеспечивающих снижение выбросов серы до 65 тыс.т/год на к-те "Печенганикель", можш отметить, что результат сравнения рассмотренных вариантов в разных ценах принципиально оказался одинаковым, т.е. лучшими при всех способах оценки оказались одни и те же варианты. Это свидетельствует об устойчивости полученных оценок при различных возможных колебаниях цен внутреннего рынка.

Из трех рассмотренных вариантов реконструкции металлургического производства комбината "Печенганикель" (2Ы)-лучшие'тёхг нико-экономические показатели получены в варианте 4, в котором предусматривается-глубокий обжиг (до _3% 30с т.) концентратов из -—собственного сырья в печах КС с последующей плавкой горячего

ОСНОВНЫЕ ТЕХНШ-ЗИНОЯЯЧЕШЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПО ШБИНЙТУ Т.ЕЧЕНГЙИИЕЛЬ'

Габлща з.

ПК пи Нашшакм показателей Един. «311. 1991г. (расчет.1 1995г. Варкая™ о 2СС0 году

I II III IV

Вкутреиние 8»¡rrpemt цен« Яхроме

внутренне цени Внро- siíe ÍOI Внутренние {e«ii йнро- eue цени Заутреннее цени Кирова ценн Внутренние Ч«нн И«ро- ВЫ1 цену

1912г. mir. 1992г.

1991Г 1992г. 1991г 1992г. 199¡r 1992г. 1991r 1992г.

1 (ой«ча pjrj« г»с. г 62 П 73JO дао iS00 48М Ш

2 Переработало руд» 7732 7330 £.030 6800 6300 im

на Ыртх

3 Полукш мидектрата 580,7 ¿00,8 59?,09 599,09 599,09 599,05

4 Загруз« пи», цеха -•- 126« 655,3 599,ff? 899,09 399,09 899,09

Вкпуск готовой проку ЦК»!

' Ьлкнмтект ТИС.Т 98,2 114,8 104,73 129,97 129,84 130,67

i пел: нмель т 11400 17447 441В6 52418 52328 52603

МДк -•- 27500 35472 31393 41361 41315 4U05

кобальт 800 1000 1036 1210 1202 1293

- серной («слом ш.т KS, i 160,0 101,4 235,9 285,9 261,3

4 Спрайте уМР'а по нлн. - ♦22,6 ♦3273 ♦20,3 ♦16,2 ♦3695 ♦19,1 ♦49,8 ♦5125 ♦25,8 ♦49,4 ♦50,46 ♦25,7 ♦67,1 ♦6390 ♦53,6

сраме«» с 1971г. долл.

7 Уеелнчеше дохода - 30,5 159,1 74,4 74,4 368,3 111,6 65,9 344,1 93,9 64,3 335,9 96,5 60,8 317,7 91,3

вредпршм с учетом cojcpa !Ш у MP 5 — - _.

огарка и _600° С) в электропечах совместно с норильским сырьем. Обжиг концентратов с исходной влажностью У1=8% предполагается в этом случае вести на воздушном дутье в двух печах КС (площадь пода _25 м2) производительностью по концентрату „300 тыс.т/год каждая. Содержание 302 в газах печей КС принято на уровне Высокая эффективность этого варианта указывает на целесообразность дальнейшей разработки соответствующего оборудования. Необходимо отметить, что реализация данного варианта возможна без использования привозной норильской руды.

3. Третье защищаемое научное положение.

Для разработки технологии обжига медно-никелевого концентрата в печах КС на первом этапе были проведены лабораторные исследования кинетики окисления концентрата различного гранулометрического состава. В качестве объекта исследований использовался промышленный флотоконцентрат ОФ-1 следующего состава, % масс.: N1 - 6,4; Со - 0,19; Си - 3,1; Ре - 26,3; Б - 17,0; МвО - 16,8; СаО - 3,0; 3102 - 19,4; А1г03 - 4,3. Подсушенный в барабанной сушилке флотоконцентрат. который планируется направлять на обжиг в печь КС, имеет очень широкий диапазон классов крупности, в том числе высокий выход крупных окатышей, % масс.: +7мм - 25; -7+5мм - 30; -5+Змм - 15; -Змм - 30. Как известно, скорость гетерогенного процесса зависит от площади поверхности материала, контактирующей с газовой фазой, т. е. от гранулометрического состава материала. Наличие данных по кинетике окисления концентрата различных классов крупности позволяет оценить необходимое время пребывания материала в зоне обжига в печи КС и ожидаемое содержание серы в огарке. Для изучения кинетики были использованы наиболее представительные по крупности фракции подсушенного концентрата: -1+0,5мм; -3+1мм; -5+Змм; -7+5мм; -10+7мм.

Кинетические исследования окисления концентрата проводили в кварцевом конусном реакторе с диаметром решетки 12 мм. Методика

_работы была следующей. Реактор с навеской концентрата массой

«3,0 г помещался в силитовую печь и нагревался до заданной тём^ пературы в атмосфере чистого азота, исключающей возможность

окисления материала в процессе его нагрева. Затем, при достижении устойчивого значения заданной температуры, производилась замена азота воздухом. Газ (в соответствии с параметрами технологического регламента) подавался со скоростью „0,7 м/с. При этом концентрат фракции -1+0,5мм находился в псевдоожиженном состоянии, а для более крупных фракций это был не кипящий, а фильтрующий слой. Отходящие из реактора газы анализировались на масс-спектрометре ФТИАН-3 на содержание 02. 11г, Аг и 50г с интервалом через каждые 3 с . Температура контролировалась хро-мель-алюмелевой термопарой с выводом сигнала на самопишущий потенциометр КСП-4, со шкалой измерений до 50 шМ. По окончании опыта, определяемом временем обжига концентрата, производилось охлаждение реактора и контрольный анализ огарка на содержание в нем серы.

На рис.5 в качестве примера приведены газоаналитические кривые содержания двуокиси серы в отходящей из реактора газовой смеси для фракций разных классов крупности (а) и при начальных-температурах (б), наблюдаемые в процессе окислительного обжига концентрата. Наряду с концентрационным по двуокиси серы пиком для разных фракций обнаружено аналогичное изменение во времени температуры опыта, причем ход этих зависимостей подобен друг другу, т.е. в первые 10 - 30 с от начала обжига температура повышается, по сравнению с первоначальной на 30 - 70°С, а затем снижается до заданной.

Скорость десульфуризации 'определялась по выражению

Уй = М8/Ут * 0 * Сзог , (1)

где М3 - молекулярная масса серы, Ут - молекулярный объем идеального газа при нормальных условиях, й - объемная скорость подачи воздуха, Сэо2 - содержание двуокиси серы в отходящей газовой смеси.

Степень десульфуризации рассчитывалась как ь

а = (/ Чй * (31) / (т0 * Сэ) , (2)

Рис.5. Временная зависимость содержания двуокиси серы в отходящем газе при окислении фракций концентрата различной крупности (а) и при разных температурах обжига (б), а :Т=700°С : 1 - -1+0,5мм; 2 - -3+1мм; 3 - -5+Змм;

4 - -7+5ЫМ; 5 - -10+7ММ; б : -7+5мм : 1 - 700°С; 2 - 500°С; 3 -500°С; 4 - 400°С

где ш0 - масса навески концентрата. Сз - содержание серу в кон центрате. Результаты расчета временных зависимостей степеней де сульфуризации для фракций концентрата разных классов крупност. (а) и при разных начальных температурах (б) представлены н; рис.6. Как и следовало ожидать, при постоянной температуре I пределах 400 - 700° С для фракций различных классов крупности пр1 одинаковой продолжительности обжига получена различная степеш десульфуризации. Данные свидетельствуют, что скорость десульфу-ризации мелких фракций в несколько раз выше, чем крупных. Этс наблюдается и по различной концентрации двуокиси серы в отходящем газе, и по степеням десульфуризации фракций концентрата разных классов крупности, полученным в одинаковых условиях опыта. Так. за 3 мин обжига при 700°С степень десульфуризации фракции -1+0,5мм составляет „97%, а фракции ~10+7мм - едва достигает 25%. Определяющее степень десульфуризации остаточное содержание серы в огарке „4% масс, достигается при 700°С для фракции -3+1мм менее чем за 8 мин от начала обжига, а для фракции -Ю+7мм - только через 33 мин (рис.7). Причем максимальная скорость десульфуризации наблюдается через первые 10-25 сек после начала обжига для фракций концентрата всех классов крупности и во всем исследованном интервале температур (рис.5 а,б). Отметим, что аналогичное влияние крупности фракции на степень десульфуризации при всех прочих равных параметрах процесса наблюдалось при обжиге высокосернистой (более 23% масс.) медноникелевой руды, и отсутствовало при обжиге окатанного никелевого концентрата - продукта разделения медно-никелевого файнштейна. Данные по скоростям десульфуризации концентрата показывают, что их зависимость от температуры в пределах 500 - 700°С - высокая, остаточное содержание серы в огарке за 10 мин обжига снижается на 18-20% отн. на каждые 100°С (рис.8). В то же время температура 600-700°С достаточна для обжига, так как даже за 10 мин средняя суммарная степень десульфуризации концентрата при подаче воздуха достигает „50%, что значительно вше и несколько ниже, чем при обжиге автоклавного и бедного рудного концентратов, соответственно.

л-- 1

во ёо 40 20

%'масе.

го 60 4о го

У

У

///

— а |

/

Г "3——■—"

/1 а-

£0 ЮО ¿50 200 Гс.

Рис.б. Зависимость степени десульфуризации от продолжительности обжига фракций конце трата различной крупности (а) и при различных температурах (б), а : Т-700°С : 1 - -1+0,5мм; 2 - -3+1мм; 3 - -5+Змм;

4 - -7+5Ш; 5 - -10+?т; б : -3+1ММ : 1 - 700°С; 2 - 600°С; 3 - 400°С

Для уточнения температурной зависимости скорости десульфури зации использовались кинетические данные по окислению фракций концентрата различных классов крупности в момент максимальной скорости реакции и при фактической температуре. Получены прямолинейные зависимости логарифмов скоростей удаления серы от обратной температуры для всех классов крупности концентрата (рис.9}, что указывает на однотипность протекающего в них взаимодействия сульфидов и кислорода воздуха. Расчет по методу наименьших квадратов величин кажущейся энергии активации процесса окислительного обжига концентрата Еакт согласно уравнению Арре-ниуса

Чй ' к * ехр(- ЕаКТЛ?/Т) . (3)

где к - предэкспонендаальный множитель, К - универсальная газовая постоянная, Т - температура, дает для фракции концентрата -1+0,5мм „4 кДк/моль, а для остальных исследуемых фракций „19-23 кДж/моль. Такое существенное отличие в энергиях активации обусловлено разными скоростями обтекания газовым потоком частиц в кипящем и фильтрующем слоях. Косвенно на это различие указывает и коэффициент теплопередачи, который в кипящем слое выше в три раза, чем в фильтрующем. По величинам энергий активации, сопоставимым с наблюдаемыми при окислении в кипящем слое сернистого железа, основного серосодержащего компонента, можно предположить, что процесс окислительного обжига идет во внешнедиффузион-ном режиме, а относительное повышение скорости обтекания окатышей более крупных фракций приводит к некоторому смещению течения процесса в сторону переходной области.

При определении влияния парциального давления кислорода на скорость десульфуризации в окислительной азотно-кислородной смеси, с содержанием кислорода от 21 до 46%, порядок реакции по кислороду получен 0,39. Эти данные свидетельствуют, что лимитирующим звеном являются внутридиффузионные процессы.

Таким образом, степень десульфуризации при окислительном обжиге медно-никелевого сульфидного рудного концентрата существенно зависит от гранулометрического состава: мелкие фракции окис-

СЛоет^ /амосе.

7?,мин.

Рис.7. Зависимость остаточного содержания серы в огарке

от продолжительности обжига при температуре 700°С . 1 - -1+0,5мм; 2 - -3+1мм; 3 - -5+Змм; 4 - -7+5мм; 5 - -10+7}

Рис.8. Зависимость логарифма скорости десульфуризации от обратной температуры при окислении фракций концентрата различной крупности. 1 - -1+0,5мм; 2 - -3+1мм; 3 - -5+Змм; 4 - -7+5мм; 5 - -10+7ММ

Рис.9. Зависимость остаточного содержания серы в огарке от крупности фракции концен-

ляются значительно быстрее, чем крупные. Несмотря на это, полученные данные позволяют определить технологические параметры для ведения процесса с целью наработки огарка с заданным содержанием серы, определяющим состав штейна при последующей рудной плавке. Влияние температуры на скорость процесса относительно невелико, но достаточно высокие значения степеней десульфуризации можно получить при температурах выше 600°С. Энергия активации процесса обжига меняется от 4 до 23 кДж/моль при переходе от окисления мелкой к крупным фракциям концентрата, что предполагает наличие существенных диффузионных ограничений в течении процесса.

С целью отработки особенностей технологии обжига концентрата и получения необходимых параметров (температура, производительность, пылевынос, степень десульфурации, состав отходящих газов и др.) были проведены укрупненные испытания.

Концентрат, получаемый на обогатительной фабрике в г.Заполярный, предполагается подвергать обжигу в п.Никель, где расположено металлургическое производство. Флотационный концентрат влажностью 17-19% невозможно транспортировать в условиях Заполярья, поэтому его требуется подсушить до 6-8%. Часть концентрата при сушке в барабанных сушилках закатывается в гранулы, оказывающие решаюшее влияние на процесс обжига в кипящем слое.

В исходном флотационном концентрате имеется не менее 73% класса меньше 44 микрон. Поступившая на испытания проба концентрата имела 40-46% класса крупнее 1 мм и 23-27% класса мельче 0,16 мм. Химический состав концентрата был следующий, % мае.: N1 - 5,1; Си - 2,5; Со - 0,24; Ре - 25,7; Б - 15,0; Б10г - 19,2; 1^0 - 16,5.

Исследования проводились на укрупненно-лабораторной установке кипящего слоя, приведенной рис.10. Основным элементом печи является реактор постоянного сечения внутренним диаметром 130 мм на высоту 1500 мм с последующим расширением диаметра до 250 мм. Реактор нагревали посредством силитовых стержней и подогревали воздух до 120-150°С.

Методика опытов заключалась в том, что в разогретую до заданной температуры печь загружали огарок предыдущих опытов,пода-

вали в печь воздух для создания кипящего слоя и начинали загрузку концентрата. Через каждые 13 минут был перерыв в загрузке на 2 минуты, во время которого производилась разгрузка огарка из печи через сливной порог.

В процессе исследований изменяли скорость воздуха в слое, удельный расход воздуха, производительность и температуру. Опыты показали, что при высоте сливного порога 1000 и 1200 мм, производительности 32-70 т/мг*сутки, температуре обжига 650-740°С. при широком изменении коэффициента расхода воздуха 0,9-1,8, серы общей в огарке содержится 3,2-3,4%, в том числе серы в сульфидной форме 1-2%. С понижением расхода воздуха от 0,9 до 0,62 содержание общей серы повышается за счет сульфидной, а сульфатной серы остается около 1,0%.

При содержании серы в огарке 3,2% и 6,5% степень десульфу-ризации составляет 80 и 60%. соответственно.

Присутствие в огарке, серы в сульфатной форме объясняется условиями обжига на установке малого масштаба, когда в сравнительно небольшой объем обожженного материала постоянно поступает свежий концентрат.

В промышленной печи свежий загруженный концентрат начинает попадать в разгрузку через несколько десятков минут и за этот период образовавшиеся сульфаты металлов успевают разложиться. Опыты показали что прогрев огарка в атмосфере азота при 100°с в течении 30 минут приводит к практически полному разложению сульфатов.

Общее содержание серы в пыли циклонов было в пределах 7-10%, в том числе в сульфатной форме 0,7-1,0%. Повышенное в 2-3 раза содержание серы в пыли является обычным для укрупненно-лабораторных установок, т.к. здесь размер и температура надслоево-го пространства небольшие,.и доокисления серы в нем не происходит, в отличие от промышленной печи.

Результаты анализа отходящего из печи КС газа, при получении огарка с содержанием серы 3,2%, оказались близкими к расчетным и составили около 9% диоксида серы, 0,12% Б03 и 4,5% кислорода.

Воздух

Газы

Рис.10. Установка для обжига в кипящем слое. 1 - реактор, 2 - печь КС, 3 - разгрузочные отверстия, 4 - питатель, 5 - циклоны, 6 - потенциометр, 7 - ротаметр, 8 - рессивер, 9 - подогреватель, 10 - трансформатор. -

Наличие в огарке серы и свободного кислорода в газах свидетельствует о проскоке воздуха через слой кипящего в печи материала. Снижению содержания серы в огарке и повышению степени использования кислорода воздуха будет способствовать увеличение высоты сливного порога до 1,5-2,0 м и, вероятно, повышение температуры обжига.

Производительность печи определяется общим количеством воздуха (кислорода), поданного в печь, которое зависит от гранулометрического состава материала в кипящем слое. Наиболее приемлемой для исследованного концентрата оказалась скорость воздуха в слое 0,4-0,5 м/с, обеспечивающая высокую производительность -60-70 т/м2*сутки - при сравнительно низком пылевыносе 35-40%. На заводах Томпсон и Фолконбридж, где в печах КС производится частичный обжиг влажных флотационных концентратов, пылевынос составляет 80-85%.

В опытах использовали подсушенный до 8% флотационный концентрат. В процессе подсушки в барабанном сушиле 60-70% концентрата закатывается в гранулы размером от 3 до 10 мм. Как показали исследования, окатыши, образовавшиеся в период подсушки концентрата, мало разрушаются при обжиге в кипящем слое. Только огарок с гранулами до 1 мм уверенно выводится через сливной порог, остальная часть крупного'огарка оседает на подину.Чтобы обеспечить непрерывность технологического процесса, требуется выводить накапливающуюся в печи крупную фракцию огарка. Это можно осуществить разгрузкой огарка с уровня пода печи, как принято на действующих печах кипящего слоя по обжигу сульфидных никелевых концентратов и файнштейна.

Гранулометрический состав обжигаемого материала создает устойчивый кипящий слой в печи, поэтому не требуется брать другой материал в качестве постели для кипящего слоя.

С помощью мессбауэровской спектроскопии были исследованы 4 пробы огарков, полученные при различных режимах обжига (табл.4). Источником гамма-квантов служил кобальт-57 в матрице палладия. Измерения проводились в режиме равноускоренного движения при комнатной температуре. Калибровка энергетической шкалы осущесг-

влялась по спектру железа металлического.

Таблица 4.

Условия и результаты обжига концентрата.

NN Температура Время пребы- Содержание Расход Коэф.

обжига, с вания матери- серы в ога- воздуха расхода

ала в КС, мин рке. % теор. воздуха

м3/кг фактич.

1 620-720 29 5,3 0.53 1,09

2 650-790 32 6.5 0.48 0,93

3 680-720 31 3,1 0, 65 1,20

4 680-720 45 3,1 0,65 1,72

В результате мессбауэровского анализа, а также с помощью других физических методов (РФА и РСМА) установлено наличие в огарках следующих основных железосодержащих кристаллических фаз: гематит ?его3, ■ магнетит Ге304 и железомагниевый силикат типа оливина (Ее.М£)ЗЮ4. Мессбауэровские спектры указывают на наличие, кроме того, тонкодисперсной рентгеноаморфной окиси железа Ре2 03. Соотношение гематит/магнетит при ведении процесса до остаточной серы 5-6% может меняться в значительных пределах, в то время,' как при 3% серы в огарке это соотношение стабилизируется около значения 3:1. Количество аморфной Ре203 не зависит практически от режима обжига.

Горячий огарок от обжига концентрата направляется на выплавку штейна в электропечах. Для получения при этом шлака определенного состава необходима подшихтовка кварцевого флюса, который можно направить в печи КС для подогрева. Количество флюса, • которое можно подать для подогрева в обжиговые печи, зависит от теплового баланса обжига. Процесс обжига концентрата испытанного состава влажностью 8% идет автогенно при степени десульфуризации

80% и температуре 750°С. При понижении температуры обжига на Io С можно добавлять 6 кг кварцевого флюса на 1 т концентрата с сохранением автогенности процесса.

В результате выполнения данного раздела работы исследован процесс обжига сульфидного никелевого концентрата в печи КС (кинетика процесса, фазовый состав огарка), разработана его технология, рекомендованы основные технологические параметры: производительность процесса - до 70 т/м2*сут; температура - 650-740°С; содержание серы в огарке - 3,2-3,9%; степень десульфурации - 80%; содержание S02 в отходящих газах - 9%; содержание S03 в отходящих газах -. 0,12%; оптимальная скорость воздуха в слое - 0,5-0,5 м/с.

4. Четвертое защищаемое научное положение. С целью повышения эффективности производства автором был выполнен комплекс исследований, направленных на совершенствование всех металлургических переделов (рудной плавки, конвертирования и обеднения). В настоящем докладе основное внимание уделено процессу обеднения конвертерных шлаков, определяющему потери цветных металлов.

Автором предложено использовать при обеднении в качестве флюс'а-восстановителя сланец. Сланец - более дешевый восстановитель по сравнению с традиционно применяемым коксиком. Кроме того, его применение может позволить снизить потери цветных металлов с отвальными шлаками из-за наличия в нем СаО. открываются также перспективы использования отвальных шлаков в стройиндуст-рии.

Сланец содержит, % : кальцит - 60-63; кварцит - 3-4; доломит - 2-3; глинистые частицы - 4-5; оксидные соединения - 1-2,3 и органические углистые частицы - 17-18. Органические углистые частицы (кероген) содержат, %: С - 77,3-77,7; Н - 9,8-9,8; N - 0,2-0,4; 0 - 10,8-11,3; S - 1,2-1,7. Максимальная теплота горения 2600-3300 ккал/кг отвечает обогащенному сланцу с содер-

жанием горючего углерода 26-32%.

Наряду с природным сланцем представляют интерес отходы сухой термопереработки сланца - кокс камерных печей, из которых удалена легколетучая органическая составляющая, а оставшийся углерод ококсован. Кокс камерных печей содержит,% : Сгррючий -10-16; СаО - 27-32; S102 - 16-20; А1203 - 4,5-6,8; Fe203 -3,0 -8,4; MgO - 2,4-4,0.

Экономическая сторона использования сланца в качестве флюса-восстановителя связана с меньшей в 5-10 раз стоимостью одного процента углерода сланца по сравнению с углеродом твердого восстановителя. выводом из процесса кварцевого флюса и возможностью выпуска в процессе обеднения отвального шлака, используемого в строительстве.

Исследования по использованию сланца и продуктов его переработки для обеднения шлаков проводились в трехэлектродной прямоугольной печи шлаковой проводимости мощностью 225 кВа.

На расплавленный медно-никелевый конвертерный шлак массой 250-300 кг в течение 30 минут загружалась шихта, состоящая из медно-никелевой руды в количестве 30% от массы исходного шлака и сланцевый кальцийуглеродсодержащий материал при расходе углерода 3% от массы шлака.

По окончании загрузки шихты следовала выдержка расплава в течение 1,5 часа. Отвальный шлак подвергался водной грануляции и тоступал на изготовление смешанных вяжущих веществ с использованием клинкера Савинского и Пикалевского комбинатов.

Использование сланца с различным содержанием углерода и ок-:ида кальция при постоянной дозировке углерода приводило к полугению отвальных шлаков с переменным содержанием оксида кальция и селеза. В связи с этим эффективность использования восстановите-[ей оценивали по потерям кобальта на единицу железа.

Полученные результаты показали, что при заданном расходе осстановителя (3%) использование богатого по углероду сланца риводит к более высоким потерям кобальта на тонну выводимого елеза, чем по существующей технологии. Это объясняется тем, что момент загрузки шихты, содержащей сланец с высоким содержанием

углерода, наблюдается интенсивное удаление в газовую фазу углерода органической части. Снижение потерь кобальта на тонну выводимого железа достигается при использовании сланца с низким содержанием углерода и высоким содержанием оксида кальция. При содержании оксида кальция в шлаке более 17% наблюдается снижение выхода отвального шлака на 5-7% (абс.) по сравнению с базовыми опытами, а штейн содержит на 2-3% (абс.) меньше серы.

Высокая дозировка сланца с низким содержанием углерода и высоким содержанием оксида кальция обеспечивает не только снижение потерь кобальта, но и позволяет получать отвальные шлаки с содержанием 23-27% СаО; 20-26% БЮ., и 25-35% РеО, обладающих гидравлической активностью и пригодных для закладочных работ.

Наименьше потери кобальта, в среднем 2,1кг на 1 т железа , имеют место при использовании в процессе кокса камерных печей. Наличие в коксе углерода в ококсованном виде обеспечивает максимальную степень использования углерода и минимальный уровень потерь.

Результаты укрупненно-лабораторных исследований позволили рекомендовать к промышленному опробованию сланцевый кокс камерных печей.

Процесс обеднения проводили в трехэлектродной прямоугольной электропечи с использованием "горной массы". Работа печи велась при линейном напряжении на электродах 260В. Электрический режим был ровным, без появления открытых дуг на электродах. Средняя мощность печи за период испытаний составила 8,3 МВт при удельном расходе электроэнергии на тонну перерабатываемого шлака около 410 кВт.ч, что ниже по сравнению с существующей технологией.

Из-за организационных трудностей максимальное содержание оксида кальция и железа в отвальном шлаке составило соответственно 7% и 40%, что отвечало расходу углерода от массы исходного шлака около 2,7%. Потери кобальта на тонну железа составили 2,5 кг. Увеличение расхода сланца с целью более качественного обеднения и получения шлака, пригодного для стройиндустрии, не потребует дополнительных энергозатрат вследствие полного вывода кварцевого флюса и снижения при этом энергозатрат на 18-20%.

■ Применив природного сланца в промышленных печах требует обязательную их герметизацию и принудительную вентиляцию. При применении отходов переработки сланца-кокса камерных печей загазованность атмосферы цеха уменьшается.

Проведенные исследования показали эффективность использования сланца и продуктов его переработки в качестве флюса-восстановителя в процессе обеднения шлаков. Потери кобальта при этом могут быть снижены до 2,1 кг/т железа. Содержание СаО в шлаке составляет 23-27%, 5102 - 20-26%, РеО - 25-35%. Эти шлаки могут использоваться в стройиндустрии.

ОСНОВНЫЕ ВЫВОДЫ ПО РАБОТЕ

1. Выполнен всесторонний анализ состояния технологии переработки сульфидного медно-никелеЕого сырья на комбинате "Печен-ганикель". Показано, что вследствие резкого увеличения стоимости электроэнергии и повышенного количества вредных выбросов в атмосферу существующая технология с экологической точки зрения не может удовлетворять современным требованиям и нуждается в коренном усовершенствовании.

2. Проведены исследования минералогического состава руды Печенгского месторождения. С использованием этих данных усовершенствован режим их обогащения. Предложен более эффективный депрессор - карбосульфит, который позволяет повысить извлечение N1 в концентрат на 0,4%, т.е. получить более богатый концентрат. Экономический эффект от внедрения этих работ составил 3,1 млн.руб. в год (в ценах до 1992 года).

3. Исследована кинетика окисления медно-никелевого сульфидного рудного концентрата различного гранулометрического состава. Установлено, что процесс идет во внешнедиффузионном режиме, а относительное повышение скорости обтекания окатышей более крупных фракций приводит к некоторому смещению течения процесса ' в сторону переходной области.

4. С применением методов ЯГРС, РСМА и РФА установлено наличие в огарках (после окислительного обжига) гематита, магнетита

и железомагниевого силиката.типа оливина (Ге,М§)Б104. Мессбауэ-ровские спектры указывают на наличие, кроме того, тонкодисперсной рентгеноаморфной окиси железа Ре203. Соотношение гематит/магнетит при ведении процесса до остаточного содержания серы 5-6% меняется в значительных пределах, в то время, как при 3% серы в огарке это соотношение стабилизируется около значения 3:1. Количество аморфной Ре203 не зависит практически от режима обжига.

5. На укрупненно-лабораторной установке КС с полезной площадью подины ~135 см2 проведены технологические исследования обжига концентрата, содержащего 5,1% N1; 2,5% Си; 0,24% Со; 25,7% Ре; 15,0% Б; 19,2% 3102; 16,5% МнО. Разработана технология обжига никелевого концентрата в печах КС для последующей плавки горячего огарка в электропечах. Установлено, что производительность процесса составляет до 70 т/м2 *сутки, температура обжига 650-740°С, содержание серы в огарке 3,2-3,9%. При содержании серы в огарке 3,2 и 6,5% степень десульфуризации составляет 80 и 60%, соответственно. Содержание диоксида серы в отходящих газах составляло около 9%, Б03 - 0,12%, кислорода - 4,5%. Оптимальная скорость воздуха в слое - 0,4-0,5 м/с.

6. Проведены укрупненно-лабораторные и опытно-промышленные испытания технологии обогащения конвертерных шлаков с использованием в качестве флюса-восстановителя сланца и продуктов его переработки. Получены шлаки, содержащие 23-27% СаО, 20-26% Б102 и 25-35% РеО. Потери кобальта снижаются до 2,1 кг/т железа. Шлаки могут использоваться в стройиндустрии.

7. Выполнено сравнение различных вариантов переработки никелевого концентрата (автогенная плавка, плавка в печи Ванюкова, обжиг в печи КС - плавка горячего огарка в электропечи) применительно к условиям комбината "Печенганикель". Научный анализ показал несомненные преимущества варианта, основанного на применении обжига. Увеличение дохода предприятия с учетом сокращения экологического ущерба составляет 91,3 млн. долларов США в 2000 году. Этот вариант принят к внедрению.

Список работ, опубликованных по теме диссертации: •

1. Подсыпкин Л.Д.. Арсентьев В.А., Блатов И.А. и др. Совершенствование технологии обогащения вкрапленных медно-никелевых руд. - Обогащение руд, 1979, N1(141), с.3-6.

2. Иевлев Ю.В., Блатов И. А.. Теричев В.В. и др. Совершенствование цикла измельчения на обогатительной фабрике комбината "Печенганикель". - Обогащение руд, 1979, N22, с. 19-20.

3. Блатов И.А., Иевлев Ю.В., Машевский Г.Н. Оптимизация подачи ксантогената при флотации вкрапленных медно-никелевых руд. - Обогащение руд, 1980; N1(147), с. 40-44.

4. Климов Э.Н., Блатов И.А., Иевлев Ю.В. и др. Внедрение схемы флотации немагнитной части песковой фракции отвальных хвостов на обогатительной фабрике комбината "Печенганикель". - Цветная металлургия, 1982, N11. с. 17-20.

5. Блатов И. А.. Блинничев В. И.. Ванеев И. И. и др. Разработка и промышленные испытания технологии флотации вкрапленных медно-никелевых руд с применением новых депрессоров флотоактив-ных силикатных минералов. - Обогащение руд, N2(166), с.13-16.

6. Блатов И.А.. Быков P.A.. Зеленский Б.А. и др. Совершенствование технологии переработки вкрапленных медно-никелевых руд на комбинате "Печенганикель". - Цветная металлургия, 1985, N9, С. 35-38.

7. Блатов И.А., Кибирев В.И., Тимофеев Н.В. и др. Намыв хвостохранилищ из мелкодисперсных хвостов с применением гидроциклонов. - Обогащение руд, 1987, N3(191), с.39-40.

8. Блатов И.А., Бачурин Ю.Н.. Кострицын В.Н. и др. Улучшение реагентного режима при флотации вкрапленных медно-никелевых руд. - Цветная металлургия, 1987, N5, с.21-23.

9. Блатов И.А.. Кострицын В.Н.. Котов B.C. и др. Повышение полноты извлечения цветных металлов на горно-металлургическом комбинате "Печенганикель". - Сб. Кольского филиала АН СССР "Научно-технический прогресс на горно-рудных предприятиях Заполярья", 1987.

10. Блатов И.А., Кострицын В.Н.. Котов В.С. и др. Совершенствование технологии обогащения руд месторождений Печенгского

района. - Цветная металлургия. 1988, N6, с.28-29.

11. Блатов И.А., Бачурин D.H., Зеленская Л.В. и др. Использование карбосульфита при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд. - Цветные металлы, 1988, N8, с.99-100.

12. Блатов И.А., Волков Ф.Ф.. Брюханов П. и др. Антропогенные аспекты трансграничного переноса загрязняющих веществ в районе комбината "Печенганикель". - Бюллетень Финляндии FAPP NEWS N3, 1992. с. 15-18.

13. Блатов И.А.. Невский В.И., Середа М.И. и др. Состояние и перспективы развития сернокислотного производства ГМК "Печенганикель". - Цветные металлы, 1994, N3, с.27-30.

14. Блатов H.A., Зудин Ю.Г., Галушко О.Я. и др. Анализ тепловой работы горизонтального конвертера на основе математической модели. - Цветная металлургия, 1994, N10, с.7-11.

15. Блатов И.А., Немков H.A., Чумаков Ю.А. и др. Освоение водяного охлаждения под разрешением на печах плавильного цеха. -Цветная металлургия, 1994, N10, с.11-15.

16. Блатов И.А., Клементьев В.В., Цемехман Л.Ш. Обжиг никелевого рудного концентрата. - Тезисы докладов 1го Международного симпозиума "Проблемы комплексного использования, руд (Си, N1, Со, Sn.Al.Mg, TI и благородные металлы).-С.-Петербург, 1994.-с.159.

17. Блатов И.А., 'Ежов Е.И., Носань Л.М. и др. Пути повышения эффективности и решения экологических проблем комбината "Печенганикель" на основе реконструкции металлургического производства. - Тезисы докладов 1го Международного симпозиума "Проблемы комплексного использования руд (Си. Kl, Со, Sn, AI, Mg, Ti и благородные металлы).-С.-Петербург, 1994.- с.160.

18. Гальнбек A.A., Блатов И.А., Чумаков Ю.А. и др. Взрыво-безопасное охлаждение узлов металлургических печей. - Тезисы докладов 1го Международного симпозиума "Проблемы комплексного использования руд (Си, N1, Со, Sn, AI, Mg. Т1 и благородные металлы) .-С.-Петербург, 1994.- с.166.

19. Гальнбек A.A. Блатов И.А., Чумаков Ю.А. и др. Автоматизированная система управления газовым режимом конвертерного передела. - Тезисы докладов 1го Международного симпозиума "Пробле-

мы комплексного использования руд (Си, Mi, Со, Sn. AI, Mg, Т1 Й благородные металлы).-С.-Петербург, 1994.- с.295.

20. Блатов И. А.. Зудин Ю.Г., Невский В.И. и др. Пути улучшения экологии в зоне деятельности металлургического производства ГМК "Печенганикель". - Тезисы докладов 1го Международного симпозиума "Проблемы комплексного использования руд (Си, N1, Со, Sn, AI,Mg, Т1 и благородные металлы).-С.-Петербург, 1994.-с. 335.

21. A.c. 698668 СССР, М.Кл.г В 03 D 1/24. Пневматическая флотационная машина. / Шахматов С. С., Климов Э.Н., Блатов И.А., Петрунков В.А., Иевлев Ю. С. и Андреев A.B.

22. A.c. 768065 СССР. М.Кл.2 В 03 D 1/02. Депрессор для флотации./ Арсентьев В.А., Блатов И. А., Белова Е.А., Горловский С. И. и Подсыпкин Л. Д.

23. A.c. 831193 СССР, М.Кл.3 В 03 D 1/02. Модификатор для флотации руд цветных металлов. / Тимохин И.М., Иссерлис В.И., иустер В. Н., Городнов В. Д., Тесленко В. Н., Подсыпкин Л. Д.. Ване-зв И. И., Климов Э. Н.. Безо А. И.. Иевлев Ю. В. и Блатов И. А.

24. A.c. 960284 СССР. М.Кл.3 С 22 В 1/14. Способ получения зкатышей./ Макаров И.А., Блатов И.А., Климов Э.Н., Панфилов O.A. i Траубе Ю.А.

25. A.c. 1049108 СССР, МКИ3 В 03 D 1/14. Устройство для ре-'улирования уровня пульпы во флотационной машине./ Гордеев A.A., 'латов И.А., Гордеева Р.С.. Люлька Н. С., Машевский Г.Н. и Переулков H.H.

26. А.с. 1080287 СССР. Способ обогащения медно-никелевых уд./Богданов O.e., Блатов И. А., Глушенкова В. Р., Колтунова .Е., Максимов И.И., Отрожденнова Л. А., Петрова Л.Н., Поднек . К., Подсыпкин Л. Д. и Рябой В. И.

27. A.c. 1092793 СССР. Способ флотации медно-никелевых уд. / Отрожденнова Л.А.. Максимов И.И., Колтунова Т.Е., Богданов .С., Рябой В.И., Подсыпкин Л.Д. и Блатов И.А.

28. A.c. 1459022 СССР. МКИ4 В 03 D 1/00. Способ управления эоцессом флотации./ Бачурин Ю. Н., Блатов И.А., Данилин В.В., зстрицын В.Н. и Машевский Г.Н.