Технологические свойства руд и особенности их переработки
Технология переработки руд цветных металлов зависит от их минерального состава, степени окисления, комплексности, тексту и структур, крупности зерен и степени взаимного прорастания одних минералов в другие, сопротивляемости руд дроблению и степени шламообразования при их дроблении и измельчении. Все это обуславливает выделение большого числа промышленных типов руд, для которых требуются различные технологические схемы переработки.
По степени окисления руды медных и полиметаллических месторождений подразделяются на три типа: сульфидный, смешанный и окисленный. Критерием для отнесения руд к тому или иному типу служит содержание в рудах меди, свинца и цинка в оксидной форме.
Богатые сульфидные медно-никелевые руды с содержанием никеля более 1% при отношении никеля к мед не менее 1:1 и с пониженным (менее 25 %) содержанием железа направляются непосредственно в плавку. При содержании железа более 25 % и серы более 20 % богатые руды перед плавкой флотируют для разделения на медный и никелевый концентраты и вывода пирротина в отдельный продукт. Рядовые медно-никелевые руды с содержанием никеля менее 1 % обогащаются; при этом получают коллективный медно-никелевый или селективные никелевый и медный концентраты.
Содержащийся в медно-никелевых рудах кобальт в процессе обогащения накапливается в медно-никелевом, медном и никелевом концентратах. Вредными примесями сульфидных медно-никелевых руд являются цинк, свинец и мышьяк; их предельные содержания устанавливаются техническими условиями. Силикатные никелевые руды по комплексу рудообразующих минералов разделяются на два технологических типа: железистые (охристые, лептохлоритовые, гематитовые) и магнезиальные (серпентиниты с никелевыми силикатами).
Все силикатные руды подвергаются непосредственному металлургическому переделу: железистые — гидрометаллургическим (при содержании магния менее 3 %) или пирометаллургическим методами, магнезиальные — только пирометаллургическим. К вредным примесям в силикатных никелевых рудах относят медь и хром, а при плавке на ферроникель — и фосфор. Предельные содержания этих компонентов определяются техническими условиями.
Окисленные и смешанные руды обогащаются значительно хуже, чем сульфидные, особенно содержащие медь в силикатной форме. Цинк в оксидной форме в товарные концентраты практически не извлекается. Окисленные и смешанные руды перерабатываются либо по сложным комбинированным схемам, включающим сульфидизацию окисленных минералов и флотацию получаемого материала, либо гидрометаллургическим способом — путем химического выщелачивания металлов и последующего их осаждения.
Все медные, свинцово-цинковые и медно-никелевые руды являются комплексными. При переработке их обычно получают товарные медные, свинцовые, цинковые и никелевые концентраты, часто также серные (пиритные) , молибденовые, баритовые и магнетитовые, иногда промпродукты, содержащие благородные и другие металлы. В товарных концентратах разных марок, выделяемых по содержанию основных компонентов, лимитируется и содержание примесей.
Никель концентрируется главным образом в мафитах и ультрамафитах в виде примеси к силикатам и рассеянных мелких выделений сульфидов. Из гранитоидной магмы никель (вместе с кобальтом, мышьяком, серой, а иногда и висмутом, серебром, ураном) выносится в гидротермальных растворах и образует жильные сульфидные и силикатные никелевые месторождения. В поверхностных условиях никель переносится грунтовыми водами и в виде водных силикатов накапливается в коре выветривания. Известно более 40 минералов никеля и более 100 минералов, в которых никель и кобальт присутствуют совместно. На более часто встречающиеся и промышленные минералы никеля: сульфиды пентландит, миллерит, никелин, никелестый пирротин, полидимит, кобальт-никелевый пирит, виоларит, бравоит, ваэсит, хлоантит, раммельс-бергит, герсдорфит, ульманит, водные силикаты — гарниерит, аннабергит, ховахсит, ревдинскит, шухардит, никелевые нонтрониты и никелевые хлориты. Обычно разрабатываются месторождения сульфидных руд, содержащие 1-2 % никеля, и силикатные руды, содержащие 1-1,5 % никеля. Сульфоарсенидные никель-кобальтовые руды добываются в небольшом количестве. Никель получают из комплексных руд: медно-никелевых, кобальт-никелевых, железоникелевых. Для комплексных сульфидных руд никеля минимальным промышленным содержанием считается 0,2 %, для оксидно-силикатных — 0,6 %. Сульфидные медно-никелевые руды бывают массивными, вкрапленными и прожилковато-вкрапленными. Богатые руды с содержанием никеля не ниже 2-2,5 % направляются в плавку. Более бедные руды предварительно обогащаются методом флотации. Силикатные руды никеля с содержанием металла 1,1-2 % обогащению не поддаются. Они просушиваются, брикетируются, к ним примешиваются добавки, содержащие серу, и руды направляются в плавку. Сульфидо-арсенидные руды комплексные (никель, кобальт, серебро, иногда золото, висмут, уран) обычно богатые. В случае необходимости они подвергаются обогащению методом флотации.
Никель обладает ценными свойствами: ферромагнитностью, ковкостью, тягучестью, не окисляемостью на воздухе, сильным блеском, хорошо полируется, поддается прокатке, ковке и сварке. Основная часть добываемого никеля (87 %) идет на производство жаропрочных, конструкционных, инструментальных, нержавеющих сталей и сплавов; относительно небольшая часть никеля расходуется на производство никелевого и медно-никелевого проката, для изготовления проволоки, лент, разнообразной аппаратуры для химической и пищевой промышленности, а также в реактивной авиации, ракетостроении, в производстве оборудования для атомных электростанций, для изготовления приборов радиолокации. Сплавы никеля с медью, цинком, алюминием (латунь, нейзильбер, мельхиор, бронза), сплав никеля и хрома (нихром) и монельметалл (75 % меди и 25 % никеля) широко используются машиностроительной промышленностью. Сплав никонель применяется в ракетостроении; элинар сохраняет постоянную упругость при различных температурах; платинит заменяет дорогую платину; пермаллой обладает магнитной проницаемостью. Пермаллойные сердечники есть в любом телефонном аппарате. Десятая часть никеля, производимого в мире, идет на изготовление катализаторов в нефтехимическом производстве.
В таблице 15 приведен химический состав шлака из отвалов ЮУНК, в таблице 16 — Восточно-Киевского месторождения некондиционных никелевых руд.
По данным таблицы 15 можно сделать заключение, что содержание железа в концентрате шлака ЮУНК (51,42 %) позволяет использовать его в металлургическом производстве. Также материал содержит легирующий элемент — хром ( 0,73 %). Хорошим фактором является повышенное содержание окиси магния (10,00 %), и низкое содержание меди (0,0022 %).
Из таблицы 16 видно, что химический состав некондиционных никелевых руд благоприятен для использования их в металлургическом производстве как добавку в агломерационную шихту. Так содержание железа составляет 32,9 %, при его извлечении 66,2 %, благоприятно присутствие в материале повышенного содержания никеля (1,00 %) и хрома (0,47 %), что позволяет выплавлять низколегированную сталь. Пониженное содержание вредных примесей — меди (следы) и серы (0,01 %) положительно скажется на качестве чугуна.
На рисунке 10 представлена диаграмма соотношений хрома, никеля и железа в шлаке из отвалов ЮУНК.
Из рисунка 10 прослеживается связь между содержанием хрома и никеля: при повышении содержания хрома несколько повышается содержание никеля, ассоционная связь между содержанием железа и других элементов не прослеживается.
На рисунке 11 представлена диаграмма соотношений хрома, никеля и железа в некондиционных никелевых рудах Восточно-Новокиевского месторождения. При повышении содержания железа прослеживается повышение содержания хрома и никеля.
На рисунке 12 представлена диаграмма соотношения хрома, никеля и железа в рудах бурого железняка, в таблице 17 — химический состав руд бурого железняка.
Руды бурого железняка (таблица 17) содержат 35,52 % железа, концентрат — 66,48 %, следовательно, после обогащения концентрат можно использовать в производстве агломерата, а руды — как добавку в аглошихту. Содержание легирующих добавок хрома (0,24 %), никеля — 0,35 %, кобальта — 0,09 % является положительным фактором. Руды имеют низкое содержание вредных примесей меди — следы, сера — 0,009 %.
На диаграмме рисунка 12 некоторое повышение содержания хрома соответствует небольшому повышению содержания никеля (кроме опыта 5), а резкое повышение содержания железа в третьем опыте соответствует более мелкой фракции (60 % 0,074). Взаимосвязи между содержанием железа и хрома, железа и никеля не прослеживается.
В таблице 18 представлен химический состав обожженных руд бурого железняка, на рисунке 13 — диаграмма соотношения хрома, никеля и железа в обожженных рудах бурого железняка.
По данным таблицы 18 в концентрате обожженных руд бурого железняка содержится 62 % железа, при его извлечении 81,9 % и выходе 50,2 %. Повышенное содержание хрома — 1,96 % несколько ограничивает применение материала в аглодоменном производстве, но возможно его использование как добавку в агломерационную шихту. Никеля содержится 0,56 %, при его извлечении 31 %, также в этих рудах содержится кобальт — 0,103 %.
По диаграмме на рисунке 13 можно сделать вывод, что в концентрате обожженных руд бурого железняка при некотором повышении содержания никеля содержание хрома не повышается. Скачек содержания железа в третьем опыте является следствием более мелкого измельчения материала, с третьего опыта содержание железа практически не изменяется.
Машиностроение и механика
Процессы получения металлов: сырые материалы доменной плавки, подготовка железных руд — Восстановимостью руды
| Article Index |
|---|
| Процессы получения металлов: сырые материалы доменной плавки, подготовка железных руд |
| Стадии высокотемпературного коксования каменного угля |
| Устройство коксовых печей и цехов |
| Качество кокса |
| Железные руды |
| Оценка качества железных руд |
| Восстановимостью руды |
| Важнейшие месторождения железных руд |
| Крупнейшие зарубежные месторождения железных руд |
| Современная к схема подготовки руд к доменной плавке |
| Обогащение руды |
| Агломерация железных руд и концентратов |
| Конвейерные агломерационные машины |
| Реакции между твердыми фазами |
| Плавление шихты, кристаллизация расплава |
| Удаление вредных примесей из шихты при спекании руд и концентратов |
| Качество агломерата |
| Производство железорудных окатышей |
| Высокотемпературное упрочнение окатышей |
| Получение окатышей безобжиговым путем |
| Металлургические свойства окатышей |
| Сравнение металлургических свойств агломерата и окатышей |
| All Pages |
Восстановимостью руды называют ее способность с большей или меньшей скоростью отдавать кислород, связанный с железом, газообразному восстановителю. Чем выше восстановимость руды, тем меньше может быть время ее пребывания в доменной печи, что дает возможность форсировать плавку. При одинаковом времени пребывания в печи легковосстановимые руды отдают печным газам больше кислорода, связанного с железом. Это позволяет снизить удельный расход кокса на выплавку чугуна. Таким образом, с любой точки зрения повышенная восстановимость руды является весьма желательным свойством и высоко ценится в рудах. Наивысшей восстановимостью обладают обычно бурые железняки и сидериты. За ними в порядке уменьшения восстановимости следуют гематит и магнетит.
На рис. 15 показано устройство установки системы А. Н. Похвиснева и М. С. Гончаревского для определения восстановимости руд, агломератов, окатышей и других видов сырья по ГОСТ 1712—71. Образцы руды (навеска 300 г, крупность 10— 16 мм) помещают в корзинку 6 из нихромовой проволоки, подвешенную снизу к одной из чашек термовесов 1. Восстановление ведется в вертикальной реакционной трубке 4 электропечи 5. Температура в рабочем пространстве трубки измеряется двумя термопарами в точках, из которых одна располагается на 5 мм ниже дна корзинки, а вторая — внутри исследуемой пробы, на 40 мм от ее поверхности. Газ-восстановитель подается в реакционную трубку через нижнюю пробку печи после тщательной Очистки. Восстановителем служит водород, вводимый в систему Из баллона 16, снабженного редуктором. Расход водорода контролируется реометром 9. Опыт начинают продувкой всей установки азотом из баллона 17 через реометр 9 и далее через трехходовой кран 7.
Рис. 15. Установка для определения восстановимости руд, агломератов и окатышей по ГОСТ L7212 — 71:
1— весы ВЛТК-500 для непрерывного взвешивания образца руды; 2— потенциометр с термопарой 3 для контроля температуры в рабочем пространстве вертикальной реакционной трубки 4 (внутренний диаметр 60 мм); 5 — электрическая печь сопротивления (температура нагрева 800 ± 10 °С, длина изотермической зоны равна 1,5 высоты испытуемой пробы); 6 — корзинка диаметром 52 и высотой 140 мм из жаропрочной сетки с квадратными отверстиями (0,5 — 1 мм); 7 — трехходовой кран; 8 — сосуды с поглотителями (хлористый кальций, аскарит); 9 — реометры типа РДС для измерения расхода газов; 10 — поглотительный сосуд с хлористым кальцием; 11 — электропечь (600 °С); 12 — реакционные трубки с медной стружкой; 13 — поглотительные сосуды с ангидроном; 14 — склянки Тищенко с серной кислотой; 15 — игольчатый кран; 16 — баллон с водородом; 17 — баллон с азотом или аргоном
К началу опыта в реакционной трубке устанавливается заданная температура (чаще 800 °С ± 10 °С), при которой проводится прокаливание образца до постоянной массы в течение 50 мин. На этой стадии опыта из образца удаляются углекислота карбонатов, гидратная и гигроскопическая вода. Продувка системы азотом (6 л/мин) обеспечивает, кроме того, взрывобезопасность работы, так как препятствует соприкосновению водорода с воздухом в реакционной трубке. Перед началом опыта необходимо отрегулировать расход газа-восстановителя. Установлено, что до определенного расхода газа общая скорость восстановления лимитируется скоростью внешней диффузии реагентов и продуктов реакции у поверхности образца. В этих условиях результаты опыта резко меняются в зависимости от малейших изменений расхода газа. Наоборот, сверх определенного предела (скорость газа на пустое сечение реакционной трубки для оксида углерода 2,5—3,5, для водорода 1,1— 1,2 см/с) скорость процесса перестает зависеть от расхода газа и лимитируется лишь диффузией внутри пор образца. По ГОСТ 17212—71 расход водорода должен быть равен 6 л/мин при внутреннем диаметре реакционной трубки 60 мм.
Поворот трехходового крана 7 считается началом собственного опыта, так как при этом водород направляется в реакционную трубку, а азот — в атмосферу. Масса образца начинает убывать в связи с тем, что часть кислорода, связанного с железом, переходит в газовую фазу. Изменение массы образца фиксируется экспериментатором каждые 5 мин. По результатам строится кривая восстановления образца (рис. 16). Обычная продолжительность опыта не превышает60 мин. Опыт завершается продувкой всей системы азотом. Важным условием проведения опытов является точное соблюдение постоянства температур и расхода газа-восстановителя, уровень которых в сильной степени влияет на результаты эксперимента.
Рис. 16. Кривая восстановления единичного образца руды КМА диаметром 15 мм при 800 °С в токе н2
Существуют многочисленные разновидности этой методики. В качестве восстановителя могут быть использованы оксид углерода, получаемый в специальном газогенераторе, метан, светильный газ или газ, близкий по составу к колошниковому газу доменных печей.
Размягчаемость руды, агломерата, окатышей определяется на установке конструкции МИСиС (рис. 17).
Опыт ведется в печи 3 с силитовыми нагревательными стержнями 4, сила тока в которых регулируется реостатом. Температура в печи измеряется гальванометром 2 с термопарой, вставленной в гнездо стального стакана. Проба руды, измельченной до Крупности 1—2 мм, помещается в стакан-цилиндр с дырчатым дном 6. На поверхность слоя руды давит поршень 5, шток которого 7 шарнирно прикреплен к рычагу 8. Рычаг 5 поворачивается вокруг оси 12, фиксируя положение поршня на шкале 10. Нагрев пробы осуществляется в течение первых 45 мин опыта со скоростью 14 град/мин (имитация интенсивного нагрева руды в верхней части шахты) и далее со скоростью 5—6 град/мин. Общая продолжительность опыта 2 ч, что соответствует попаданию шихты в нижнюю часть шахты доменной печи. Расход газовой смеси, которая вводится через нижнее отверстие стакана 1 и отверстия в днище реакционного цилиндра 6 непосредственно в слой руды (окатышей, агломерата), составляет 0,3 л/мин Н2 + 1,1 л/мин N2 при нагревании пробы до 900 °С и 1,1 л/мин Н2 + 0,3 л/мин N2 при t > 900 С, что обеспечивает в ходе опыта к 900 и 1200 °С соответственно содержание 80—90 % металлического железа под плунжером к концу опыта. После выхода из пробы восстановительный газ проходит в зазор между плунжером и внутренней поверхностью стального реакционного цилиндра и далее в выхлопную трубу. Меняя положение груза 9, увеличивают нагрузку от 0 (первая минута опыта) до 0,65 кгс/см 2 (65 кПа) к концу опыта. Нагрузка по другому варианту может быть установлена постоянной 0,65 кгс/см 2 (65 кПа). Таким образом совместное закономерное Изменение давления плунжера, температуры и состава газа позволяет по возможности имитировать условия опускания железорудного сырья в шахте доменной печи.
На рис. 18 показаны типичные кривые размягчения материалов разного типа. Магнетитовые руды и агломерат обычно после термического расширения пробы (участок /—2) дают некоторую небольшую усадку от точки 2 к точке 3 при температурах 400—1000 °С, Которая связана с потерей прочности рудными частицами при нагреве и восстановлении и с появлением пластичных вюстита и особенно металлического железа под плунжером. В точке 3 появляются первые порции расплава, объем пробы под плунжером начинает быстро уменьшаться. Точка 3 — начало размягчения. Концом размягчения условно считается точка 4У соответствующая потере пробой 40 % первоначальной высоты. Разность температур (tk – tн) = Δt называется интервалом размягчения сырья.
Гематитовые руды и окисленные окатыши ведут себя в рассмотренных условиях совершенно иначе. После термического расширения пробы (участок от 1 до 2) проба начинает вспучиваться, т. е. увеличиваться в объеме в результате перестройки тригональной кристаллической решетки гематита (плотность —5,26 г/см 3 ) в тетрагональную решетку (маггемита 4,4—4,85 г/см 3 ). Вспучивание гематитовой шихты при восстановлении должно учитываться при проектировании профиля доменной печи. В частности, следует уменьшать в этом случае угол наклона стен шахты печи, уменьшая боковое давление шихты на стены. Высота столбика шихты под плунжером начинает быстро уменьшаться лишь при появлении расплава (точка 3). В доменной печи вязкие тестообразные массы шлака создают значительное сопротивление проходу печных газов, поэтому с точки зрения совершенства хода печи желательно работать на рудах с наиболее высокой температурой начала размягчения.
Рис. 17. Настольный прибор конструкции МИСИС для определения размягчаемости сырья в восстановительной атмосфере
1 — стакан из жаропрочной стали; 2 — гальванометр; з — нагревательная печь- 4 — силитовые стержни; 5 — поршень со штоком 7; 6 — стальной полый цилиндр 8 рычаг 9 — груз; 10 — шкала; 11 — термопара; 12 — ось поворота рычага
Рис. 18. Характер кривых размягчения железорудных минералов в восстановительной атмосфере:
а – магнетитовые руды; б – гематитовые руды, окатыши
В этом случае руда не размягчается в шахте доменной печи; шахта остается «сухой», что благоприятно сказывается на газопроницаемости столба шихты в печи. Чем короче интервал размягчения руды (tk – tн = Δt) тем быстрее тестообразные массы превращаются в жидкий подвижный расплав, не представляющий большого препятствия для потока газов. Поэтому руды с коротким интервалом размягчения предпочтительнее иметь в шихте печей при любом уровне начала размягчения. В последние годы при оценке качества руды значительное внимание стали уделять ее прочности при сушке, нагреве и восстановлении. Вследствие того, что в состав руды входят минеральные фазы с различными коэффициентами термического расширения, при нагреве в кусках руды возникают значительные внутренние напряжения, вызывающие их рассыпание с образованием мелочи. Слишком быстрая сушка может вызвать распыление кусков руды под действием водяных паров. Снижение прочности железорудных материалов при сушке и нагреве называют декрепитацией.
Как показывает опыт, еще более сильное действие на прочность руды оказывает ее восстановление СО и Н2. На рис. 20 показано устройство установки, сконструированной немецкими учеными О. Бургхардтом и К. Гребе, для определения прочности руд, агломератов, окатышей в восстановительных условиях. Пробу руды 1,8 кг в кусках 10—12,5 мм помещают в реакционном цилиндре этой установки (диаметром 125 мм) между неподвижной колосниковой решеткой и плунжером, обеспечивающим нагрузку 78,5 кПа на поверхность пробы. Реакционный цилиндр с пробой и плунжером, а также с пневматическим устройством для создания заданной нагрузки на плунжер подвешивают к весам, что позволяет получить обычную кривую восстановимости. Характер опускания плунжера также записывается приборами, и исследователь получает кривую размягчаемости пробы. Однако основное достоинство установки О. Бургхардта и К. Гребе состоит в том, что с ее помощью оказывается возможным оценить степень разрушения кусков руды в ходе восстановления. Разрушение кусков увеличивает количество мелочи, резко ухудшающей газопроницаемость восстанавливаемого слоя, и приводит к росту потерь напора газа при его прохождении через слой. Давление газа измеряется под колосниковой решеткой и над восстанавливаемым слоем руды в полом штоке плунжера. Как видно из данных рис. 21 (кривые /, 2), -некоторые гематитовые руды особенно сильно разрушаются уже при небольших степенях восстановления. При степени восстановления таких руд 50 % величина Δpi = pHi — pKi почти в 250 раз превышает исходную. В то же время многие магнетитовые руды почти совершенно не разрушаются при восстановлении (рис. 21, Кривые 6, 7). Существуют несколько причин разрушения железорудных материалов при восстановлении. Первая из них заключается в том, что процесс сопровождается перестройкой кристаллических решеток оксидов, появлением значительных внутренних напряжений; при восстановлении гематита (a-Fe2O3) схема кристаллохимических превращений выглядит следующим образом:
Коды ТН ВЭД: 2606000000 — 2608000000
БОКСИТ,АГЛОМЕРИРОВАННЫЙ (СПЕЧЕННЫЙ) СОРТ ОГНЕУПОРНЫЙ-60ТН. МИНЕРАЛ,ПО ХИМ. СОСТАВУ: AL2O3-86,1%,FE2O3-1,89%,SIO2-7,55%,TIO2-3,66%,САО+МGO-0, 43%, ВЛАЖНОСТЬ-0,28%, LOI-0,09%. ИСПОЛЬЗУЕТСЯ В ПРОИЗВОДСТВЕ КЕРАМИЧЕСКИХ ФЛЮСОВ.
Возникла проблема? Позвоните нашему специалисту по таможенным вопросам:
Москва и область: +7 (499) 350-97-43 (звонок бесплатен)
Санкт-Петербург: +7 (812) 309-93-24
2606000000
БОКСИТЫ СМ-350 (КОHЦЕHТРАТ АЛЮМИHИЕВЫЙ) ДЛЯ ИЗГОТОВЛЕНИЯ ОГНЕУПОРНЫХ БЕТОНОВ РАЗМЕР 0-1ММ-32БИГ-БЭГА,1-3ММ — 58БИГ-БЭГОВ,3-6ММ-6 БИГ-БЭГА
2606000000
БОКСИТ ОБОЖЖЕННЫЙ МАРКИ «MID D» ( BAUXITE MID D) ПРЕДСТАВЛЯЕТ СОБОЙ ПОРОШОК СЕРОГО И СВЕТЛО-КОРИЧНЕВОГО ЦВЕТА С РАЗМЕРОМ ЗЕРЕН ДО 6 ММ
2606000000
БОКСИТ,АГЛОМЕРИРОВАННЫЙ (СПЕЧЕННЫЙ) СОРТ ОГНЕУПОРНЫЙ-60ТН. МИНЕРАЛ,ПО ХИМ. СОСТАВУ: AL2O3-86,20%,FE2O3-1,95%,SIO2-7,43%,TIO2-3,63%,САО+МGO-0 , 42%, ВЛАЖНОСТЬ-0,28%, LOI-0,09%,B.D.-3,20G/CCM. ИСПОЛЬЗУЕТСЯ В ПРОИЗВОДСТВЕ КЕРАМИЧЕСКИХ ФЛЮСОВ.
2607000000
КОНЦЕНТРАТ СВИНЦОВЫЙ,СУХОЙ ВЕС 1554210 КГ ВЛАЖНОСТЬ 10.341107%, ТУ 2515-001-00201402-95
2607000000
РУДЫ И КОНЦЕНТРАТЫ СВИНЦОВЫЕ, СВИНЦОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ МАРКИ КС-3 ВЛАЖНЫЙ, ПОРОШКООБРАЗНЫЙ, ВЕС СУХОГО КОНЦЕНТРАТА 931000 КГ, ВЛАЖНОСТЬ-6,90% СОДЕРЖАНИЕ В ПАРТИИ 1508,22 КГ СЕРЕБРА. 0,279 КГ ЗОЛОТА
2607000000
СВИНЦОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ,ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ: ВАГОН №24501017:СВИНЕЦ-32,25%-20431 КГ; ЦИНК-3,68%-2331 КГ; МЕДЬ-1,86%-1178 КГ; ЗОЛОТО-49,1 ГРАММА НА ТОННУ-3110,53 ГРАММА;
2607000000
КОНЦЕНТРАТ СВИНЦОВЫЙ,СУХОЙ ВЕС 13277200 КГ,ВЛАЖНОСТЬ 5,0%,С СОДЕРЖАНИЕМ СЕРЕБРА-422 Г/Т
2608000000
КОНЦЕНТРАТ ЦИНКОВЫЙ,СУХОЙ ВЕС 2910336КГ,ВЛАЖНОСТЬ 4,0%, С СОДЕРЖАНИЕМ ЗОЛОТА-0,35Г/Т И СЕРЕБРА-50,2Г/Т, ТУ 1721-007-002011402-2006
2608000000
РУДЫ И КОНЦЕНТРАТЫ ЦИНКОВЫЕ, ЦИНКОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ МАРКИ КЦ-5 ВЛАЖНЫЙ, ПОРОШКООБРАЗНЫЙ, ВЕС СУХОГО КОНЦЕНТРАТА 1808000 КГ, ВЛАЖНОСТЬ-9,6% СОДЕРЖАНИЕ В ПАРТИИ 207,920 КГ СЕРЕБРА.
2608000000
КОНЦЕНТРАТ ЦИНКОВЫЙ, СУХОЙ ВЕС 1766772КГ,ВЛАЖНОСТЬ 5,0%, С СОДЕРЖАНИЕМ ЗОЛОТА-0,35Г/Т И СЕРЕБРА-50,2Г/Т
2608000000
КОНЦЕНТРАТЫ ЦИНКОВЫЕ МАРКА КЦ-4, ТУ-1721-07-00201402-2006 СОДЕРЖАНИЕ: ЗОЛОТО -0.16 Г/Т, СЕРЕБРО-16.3Г/Т, ZN-45.00%,FE-10%,AS-0.40%,ВЛАГА-12% СМТ=ВМТ-((ВМТ*ВЛАЖНОСТЬ)/100),ВМТ=679.061,СМТ=597.574Т.
2608000000
РУДА ЦИНКОВАЯ С СОДЕРЖАНИЕМ: ЦИНКА-5,20% (СРЕДНЕЕ), СВИНЦА — 2,81% (СРЕДНЕЕ), ЗОЛОТА — 0,35+/-0,08 Г/Т, СЕРЕБРА — 132+/-14 Г/Т.
Вы можете найти дополнительную информацию по теме в разделе Единый таможенный тариф. Раздел V.
Бесплатная консультация по телефону:
Москва и область: +7 (499) 350-97-43 (звонок бесплатен)
Санкт-Петербург: +7 (812) 309-93-24
Внимание! В связи с последними изменениями в законодательстве, юридическая информация в данной статье могла устареть!
3.4.3.Технические условия на добываемую руду. (Стандарт предприятия)
Необходимость разработки и введение настоящих технических условий на добываемую руду вызвана изменением горногеологических условий в карьере, внедрением новых технологий на обогатительной фабрике.
Общие положения:
1.В зависимости от массовой доли меди и цинка сульфидные руды разделяются на следующие промышленные типы руд:
— медные, содержащие медь свыше 1,0 % ; цинка — не более 1,0 %;
— медно-цинковые, содержащие медь свыше 1,0 %; цинка — более 1,0 %;
— серноколчеданные, содержащие медь от 0,08 % до 0, 5 %; цинка – от 0,05 % до 0,18 %; серы — от 35 % и выше.
2.Массовая доля влаги во всех сортах сплошных руд не должна быть более 3 %.
3.Максимальный размер кусков руды – не более 850 -900 мм.
Основные задачи:
За основу оценки показателей качества руды принимаются данные СТК по результатам опробования слива рудных гидроциклонов обогатительной фабрики. При составлении товарного баланса в расчеты принимаются данные химического анализа.
Геологическая служба рудника отвечает за достоверность и качество рудной шихты, а вместе с маркшейдерской службой рудника, — за правильность разделения взорванной руды по сортам, и достоверность ее отработки по суткам.
Начальники смен горного участка рудника обеспечивают выполнение рудной шихты и отвечают как за количество, так и за качество подаваемой руды в соответствии с геологическими указаниями.
На обогатительной фабрике достоверность опробования контролирует СТК и определяет влагу в руде. Определение содержания меди, цинка и серы организуют и контролируют РСА и химическая лаборатория.
Подекадная и месячная корректировка содержания меди и цинка производится СТК по данным химического анализа.
Контроль за соблюдением настоящего стандарта осуществляет ПТО, СТК предприятия.
4.Результаты исследования руд на обогатимость
4.1.Аналитический обзор ранее выполненных исследовательских работ по рудам Юбилейного месторождения
По результатам всех, ранее проведенных, исследований рекомендована прямая селективная схема флотации. По заключению технологической лаборатории БТГУ, руды относятся к среднеобогатимым. В этот же период институт «Уралмеханобр» выполнил технологические исследования и разработал схему обогащения сплошной медно-колчеданной руды второй залежи, медной и медно-цинковой руды третьей и четвертой залежей.
Из медной руды с массовой долей 2,65 % меди, 0,63 % цинка, 40,69 % серы и концентрацией золота – 1,99 г/т, серебра – 15,67 г/т по прямой селективной схеме флотации с получением пенным продуктом медного и пиритного концентратов извлечение составляет: в медный концентрат меди – 85,1 %, золота – 25,2 %, серебра – 43,2 %; серы в пиритный концентрат – 75,8 %. Массовая доля меди в медном концентрате составляет 16,1 %, серы в пиритном концентрате – 49,25 %. Рекомендованный рудный помол составил 95-98 % класса минус 0,074 мм;
Для обогащения медно-цинковой сплошной колчеданной руды с массовой долей меди 2,1 %, цинка 1,75 %, серы 43,42 % и концентрацией золота – 1,84 г/т, серебра – 14,86 г/т разработаны и рекомендованы два варианта технологических схем переработки:
прямая селективная схема флотации с получением пенным продуктом медного, цинкового и пиритного концентратов;
коллективно-селективная схема флотации с получением коллективного медно-цинкового концентрата и последующим его разделением. Пиритный концентрат получается флотацией из хвостов коллективной флотации.
Извлечение меди в медный концентрат по двум вариантам технологии составляет 82-85 %, цинка в цинковый концентрат 61-62 %. Массовая доля меди в медном концентрате 20-22 %, цинка в цинковом концентрате – 50-54 %. Тонина помола руды перед флотацией составляет 88 – 90 % класса минус 0,074 мм.
С 1973 по 1985 год отобрано 13 лабораторных проб, 2 укрупненно-лабораторных и 2 полупромышленных для проведения исследований в ЦНИГРИ в содружестве с институтом «Унипромедь». В результате рекомендована прямая селективная схема с доизмельчением промпродуктов медных и цинковых перечисток до крупности 95 % класса 0,044 мм;
В марте 2003 г отобрана технологическая проба № 1-03/03 медно-колчеданных руд месторождения «Юбилейное» для исследований в институте «Унипромедь». С расчетным содержанием массовой доли меди 3,5-4,5 %, цинка 1,0 %, серы – 40,0 %, золота – 2-3 г/т,
серебра – 30-35 г/т. Фактически проба содержала меди 4,33 %, цинка 1,29 %, серы – 42,46 %, золота – 2,05 г/т, серебра – 34 г/т. Медь в руде на 88,88 % представлена первичными сульфидами, на 10,4 % — вторичными, на 0,62 % — окисленными формами.
Цинк в руде на 97,67% представлен первичными сульфидами и на 2,33% — окисленными формами. По результатам исследований рекомендованы две схемы:
— вариант с межстадиальной флотацией (исходный помол 60-65 % класса минус 0,074 мм) и доизмельчением промпродуктов флотации;
— вариант с измельчением всей массы руды до крупности 90-93 % класса минус 0,074 мм.
Получены следующие результаты:
— извлечение меди в медный концентрат 92,3-92,5 %;
— извлечение золота в медный концентрат – 40,0 %, серебра – 46-50 %;
При этом установлено, что при хранении руды более 1,5-2 месяца на отвалах наблюдается снижение извлечения меди на 1-3,0 % абс, и качества медного концентрата на 1 – 1,5 % абс, т.е. руда склонна к окислению. Цинковый концентрат из руды не получен из-за неблагоприятного соотношения меди к цинку как 3,5:1.
Рациональный анализ на золото сплошных медных руд Юбилейного месторождения, выполненный в период детальной разведки месторождения, показал, что 60-90,0 % золота в руде – тонкодисперсное в сульфидах, преимущественно в пирите. Доля свободного золота не превышает 6-10,0 %, с размером частиц не более 3-5 мкм, поэтому минералогическим анализом золото в руде не обнаружено ни в технологических пробах, исследованных в 1972 –1973 г.г., ни в пробе 1-03/03. Однако, во флотационных концентратах, полученных из проб руды 1-03/03, обнаружено присутствие сильванита (AuAqTe4) и колаверита (AuTe2) при размере их частиц, преимущественно до 15-30 и 30-40 мкм.
Наиболее крупные частицы (до 40-80 мкм) этих минералов присутствуют при использовании технологии с межстадиальной флотацией.
Медные руды текущей добычи открытого рудника Юбилейного месторождения с 2001 г по настоящее время перерабатываются на обогатительной фабрике Сибайского филиала ОАО «Учалинский ГОК». Руды характеризуются сложным составом, повышенным содержанием глинистых пород и сложной проходимостью. Результаты переработки за 2004-2006 г.г. приведены в табл.11. и табл.12.
Руды Юбилейного месторождения перерабатывались:
— медные – на ЗАО «Бурибаевский ГОК», ОАО «Гайский ГОК»; на металлургическом переделе ООО «ММСК» с получением черновой меди.
— медно-цинковые: — на ОАО «Учалинский ГОК»; ОАО «Гайский ГОК»; СФ ОАО «УГОК».