Анализ энергопотребления на железорудных предприятиях России и стран СНГ и пути его снижения

СИМПОЗИУМ «СОВРЕМЕННОЕ ГОРНОЕ ДЕЛО: ОБРАЗОВАНИЕ, НАУКА, ПРОМЫШЛЕННОСТЬ*

МОСКВА, МГГУ 29.01.96 - 27.02.96 г.

В.А.ПЕРШУКОВ А.А.ПЕРШУКОВ Московский государственный горный университет

Анализ энергопотребления на железорудных предприятиях России и стран СНГ и пути его снижения

Развитие железорудной промышленности России и стран СНГ соответствовало потребности народного хозяйства в металле. Наиболее интенсивно развитие приходится на 1955-1988-1990 годы и представлены на рис. 1-4.

В период интенсивного развития металлургического производства, связанный с увеличением потребности в металлургическом сырье, с повышением требований его качества в связи с недостатком коксующихся углей и увеличением добычи тон-ковкрапленных бедных руд, потребовалось интенсивное развитие процессов обогащения руд и окускования концентратов. Развитие схем глубокого обогащения руд и окускования концентратов привело к резкому увеличению топливно-энергетических расходов. Из данных по потреблению топлива и электроэнергии, представленных на рис.5 следует, что с увеличением доли тонкоизмельченного концентрата в товарной руде, производства агломерата и окатышей, повышается энергопотребление на горнорудных предприятиях. При этом общее потребление электроэнергии возросло с 3,0 млрд. квт-ч (1950 г.) до 34,5 млрд. квт ч (1988-1990 гг.) в целом по странам СНГ. Анализ приведенных на рис.5 данных показывает, что увеличение переработки бедных железистых кварцитов и производства богатого тонко-измель-ченного концентрата приводит к росту энергопотребления на горнорудных предприятиях. Особенно энергопотребление увеличилось с 1965 г. по причине возникновения потребности производства концентрата, пригодного для окомкования, и началом строительства фабрик окатышей.

На рис.6 представлена структура энергопотребления на горнорудных предприя-

тиях по переделам. Следует отметить, что наиболее энергоемкими переделами являются обогащение руд (27-54 %), окускова-ние концентратов (32-42%), перекачка хвостов обогащения и оборотное водоснабжение (6-20%).

Понимая насущную потребность в снижении энергозатрат на технологические переделы, на всех предприятиях горнорудной промышленности проводятся организационные мероприятия. Наглядным примером снижения удельного расхода электроэнергии путем проведения этих мероприятий являются АО “Качканарский ГОК”, АО “Лебединский ГОК” и АО “Стойленский ГОК”. На рис.7 и в табл. 1 -2 представлена динамика изменения удельных расходов электроэнергии в различных технологических процессах за последние годы. На этом же рисунке приведены стоимостные показатели энергозатрат в себестоимости продукции. Видно, что не смотря на снижение удельного расхода электроэнергии, доля их затрат в себестоимости передела возрастает. Прогнозы показывают, что в 1995-1996 годах энергетическая статья затрат в себестоимости продукции возрастет еще больше в связи с повышением цены на энергоносители. Приведенные примеры убедительно доказывают необходимость разработки технических мероприятий по снижению расхода энергоресурсов.

Анализ передовых зарубежных горнорудных предприятий, таких как Минтак, Минорка (США) с шаровым измельчением, Хиббинг-Таконит (США), Кассита Ки-тунга (Ангола), Бант-Рейндж (Либерия) и других с безшаровым измельчением показывает, что расход электроэнергии на 1 тонну перерабатываемой руды, близкой

годь

Рис .1 Динамика производства товарной железной руды, железорудного концентрата и Богатой руды по странам СНГ

по составу железистым кварцитам при конечной крупности концентрата пригодного для окомкования с удельной поверхностью более 1800 см2/гр, составляет от 9,3 до 12,5 квт-ч/т или от 32 до 42 квт -ч/т концентрата [1,2]. Более того, за счет совершенствования техники и технологии обогащения на указанных предприятиях высвобождались технологические секции, на которых мокрым методом производят флюсующие добавки для окатышей с использованием автоматической системы “Нола”. Это дополнительно позволяет снизить расход топливно-энергетических затрат на подготовку флюсов [1, 2].

Изложенные факты послужил основанием для разработки комплекса мероприятий, направленных на снижение топливно-энергетических затрат на различных технологических переделах горно-обогатительных комбинатов. В качестве примера возможных улучшений технологии добычи и переработки руд, направленных на минимизацию материальных и топливно-энергетических затрат может служить программа, разработанная ЦФТИиНТ совместно с АО “Клрельский Окатыш”, на основании которой американская фирма “Lockwood Greene ” разработала техникоэкономическое обоснование.

!~-ф—агломерат и окатыши -И’-агломерат —А—скатыши

250 у ' ' "

годы

Рис.2 Динамика производства агломерата и окатышей по СНГ

Ведение открытых горных работ

Не смотря на то, что энергопотребление при добыче и дроблении руды незначительное и составляет всего 4-10%, снижение материальных затрат в этих переделах имеет большое значение, так как доля затрат на сырье в общей себестоимости концентрата составляет от 52 до 65%.

По мере углубления карьеров резко возрастают расходы на транспортировку руды. Использование самосвалов и железнодорожного транспорта по всей транспортной цепи становится все более неэкономичным. В связи с этим наиболее эффективным снижением затрат при добыче руды является использование циклично-поточной технологи (ЦПТ), включающей совместное применение самосвалов, карьерных дробилок для крупного дробления и

I" —-О-кониэнтрэ! - -]

64

62

60 ‘ о

5а /

железо,% Л /ГГ

50 1---------------------- -------------—

1950 1955 I960 1965

Рис.З Изменение содержания железа по годам в товари

В принципе существует два основных варианта использования конвейерных систем в карьерах:

• обычные конвейеры под углом 15-17. В глубоких карьерах может быть недостаточно пространства дна карьера, поэтому для таких систем проходят наклонный тоннель (примеры: Оленегорский, Ковдор-ский, Стойленский ГОКи).

• крутонаклонные конвейерные системы, например, типа Треллекс

конвейерных систем транспортировки горной массы (руды и вскрышных пород).

На практике существует несколько вариантов использования различных типов дробилок и их расположение. Шоковые передвижные карьерные дробилки используются в карьерах небольшой производительности и требуют обязательное наличие приемного бункера и питателя. Преимущество мощных конусных карьерных дробилок заключается в отсутствии питателя, приемного бункера, так как дробилка может работать под завалом и сама являться и приемным бункером и питателем. Следует отметить, что необходимость перемещать дробилки в карьере часто преувеличена. Затраты на ремонт и содержание ходовой части дробилки значительно выше, чем перевозка руды на несколько метров по высоте для загрузки дробилки.

- товарная Руда —Д - рядраав рудд

1970 1975 1960 1986 t990

гоАы

руде по СНГ

Флексовелл, которые могут транспортировать предварительно дробленный до крупности 400 мм материал на высоту до 500 м под углом 90 или любым другим углом в зависимости от конкретного откоса (обычно 45).

Недостатком конвейерных систем является необходимость утешения галереи при наружной температуре ниже -32°С.

Американская фирма “Lockwood Greene” в 1995 году привела расчет по та-

руды в год. Стоимость такого комплекса составляет 15000 тыс. иБО.

В этом случае карьер комбината дополнительно затратит 22500 тыс. квт-ч электроэнергии, но получит экономию в размере 3000 тыс. и5Б в год за счет снижения расхода дизельного топлива, уменьшения количества работающих самосвалов, снижения затрат на вскрышу и перевозку руды и вскрышной породы. Этот эффект подсчитан без учета повышения производительности секций обогатительной фабрики и технологических показателей обогащения за счет переработки усредненной руды.

Дробление руды

В первой стадии дробление на предприятиях, не оснащенных ЦПТ, наиболее целесообразно использовать конусные стационарные дробилки ККД 1500/180, ККД-1500/200 и ККД 1500/300 с под-драбливающими дробилками ККД- 900 и без них, что приводит к удельным расходам 0,8-1,2 квт -ч/т руды. Использование ЦПТ практически не позволяет уменьшить расходы электроэнергии на первой стадии дробления.

Вторая и третья стадии дробления, оснащенные отечественными дробилками КСД и КМД, имеют резерв мощности, так как мощность их приводов используется на 40-50%. Замена отечественных дробилок на новые дробилки с расположением дробящей среды в верхней части (Жирадиск, “Кобэ сейкосе”) или в средней части, по-

зволяет снизить энергозатраты и довести использование установленной мощности до 90%. Расчеты фирмы “Lockwood Greene” показали, что замена дробилок второй и третьей стадий дробления КСД-3000 и КМД-3000Т2 на аналогичные дробилки фирмы “Allis Minerals” (Сведала), при затратах 7250 тыс. USD позволяет сэкономить 6500 тыс. квт-ч/год. Вместе с этим исследователями установлено, что каждый дополнительно затраченный 1 квт-ч при дроблении, направленный на снижение крупности руды, позволяет снизить 4-4,5 квт-ч в последующих операциях переработки руды [3]. По этой причине в первую очередь наиболее рационально выполнить модернизацию передела обогащения, а затем уже рассматривать вопрос замены дробилок.

Четвертая стадия дробления в дробилках “Бармак” в последнее время находит все большее распространение. Эти дробилки при крупности руды не более 59 мм, обеспечивают получение дробленной руды мельче -6-0 мм. Это позволит на 28-30% повысить производительность головных мельниц обогатительных фабрик.

Однако вписать четвертую стадию дробления в действующие предприятия практически не возможно, поэтому наиболее рационально рассмотреть вопрос использования этих дробилок с обеспечением дробления руды с крупности 25-0 (18-0) мм до крупности -4-0 (5-0) мм с целью замены первой стадии измельчения в стержневой мельнице.

і -ф-- Украина концентрат - -Q- - Россия концентрат Д - Украина богатая -Х “ Россия богатая

I...

руда

65 у 60 г 55

ЖАпада, % Q

І

о

- -О——

О Q

О

d а а

——-О"'

. 2- - й

-X------------х

Д- -Д - . X X

"X

. - -X

40

1950 1955 1960 1965 1970 1975 1980 1985 1990 1995

ГОДЫ

Рис.4 Изменение качества богатой руды и концентрата по Российской Федерации, Украине и Казахстану

35000 т

і

30000 І

25000

20000 -

млн. ивгч

15000

10000

5000

ІСуммарное Вкоі^Є)'ГШ  богетзярудэ  эгпоыерат

потребление

1950

1990

1970

1980

1990

1994

Рис 5 Динамика потребления электроэнергии при производстве товарной железной руды, железорудного концентрата, богатой руды, агломерата и окатышей по странам СНГ

Экономия электроэнергии в год составит 30 МЛН. КВТ ‘Ч. При строительстве нового горного предприятия в перспективе необходимо предусматривать четвертую стадию дробления в дробилках типа “Бар-мак”, работающую с замкнутым циклом.

Наиболее рациональным на действующих ГОКах следует считать четырехстадиальное дробление руды до крупности - 4-0 мм с использованием центробежных дробилок типа “Бармак” и этот материал должен подвергаться мокрой магнитной сепарации для выделения пустой породы. Полученный промпродукт (магнитную фракцию) направляется на измельчение в ша-

ровую мельницу, работающую в замкнутом цикле с классификацией.

Преимуществом дробления руды в дробилках “Бармак” до крупности мельче -4-0 (-5-0) мм заключается в том, что разрушение руды в этих дробилках происходит в основном по слабым местам (по плоскостям спайности), не разрушая кристаллическую решетку мономинералов. Это позволяет в процессе мокрой магнитной сепарации перед измельчением максимально освободиться от пустой породы с минимальными потерями магнетита, что снизит зашламование процесса после второй и третьей стадий измельчения.

27-5-1%

32-42%

4-10%

о,а-3,0%

карьер

Цех

дробления

*-10%

Прочие

Фабрика

обогащения

Фабрика

окускования

6-20%

Хвостовое ХОЗЯЙСТВО и Оборотное водоснабжение

Рис.6 Распределение потребления энергоресурсов в технологическом цикле горно-обогатительного комбината

Сухая магнитная сепарация

Валовая добыча ру^аы экскаваторами емкостью ковша 8-12 м приводит к захвату прослоек и лаек пустой породы. Попутно захваченную породу возможно перед обогащением удалить либо сухой магнитной сепарацией, либо тяжелосредной сепарацией, либо радиометрической сепарацией. Широкое распространение в отечественной практике при переработке скар-новых магнетитовых руд получила сухая магнитная сепарация (СМС) руды крупностью -25+6 (-25+10) мм.

Руда мельче 6 (10) мм, с содержанием влаги более 4%, сухой магнитной сепарацией разделяется с низкой эффективностью. По этой причине наиболее рационально СМС подвергать руду после второй стадии дробления узкого класса крупностью -100+20 мм, -20+6 мм на сепараторах напряженностью не менее 1750 эрстед. Для железистых кварцитов наиболее рационально использовать ленточные сепараторы фирмы Денвер-Сала напряженностью магнитного поля 1900-2000 эрстед. Даже в этом случае массовая доля магнетита в отходах сухой магнитной сепарации достигает 4-6%.

На действующих предприятиях без больших капитальных вложений это осуществить сложно, даже в циркуляционном цикле дробления. По этой причине рекомендуется этот передел предусматривать при строительстве новых ГОКов. Так для осуществления сухой магнитной сепара-

ции в замкнутом цикле дробильной фабрики АО “Карельский Окатыш” требует капитальных вложений в объеме 19,8 млн.

По этой причине целесообразно в первую очередь осуществить мероприятия по снижению топливно-энергетических затрат на обогатительной и окомкова-тельной фабриках, а также на хвостовом хозяйстве с оборотным водоснабжением.

В результате применения СМС снижается потребление электроэнергии в последующих переделах обогащения пропорционально объему выделенной пустой породы (от 16 до 25%).

Измельчение

В соответствии с данными распределения энергопотребления между различными технологическими переделами, представленными на рисб, фабрика обогащения занимает лидирующее положение среди различных цехов ГОКов в затратах на энергоресурсы. В настоящее время на ряде предприятий принимаются организационные меры, но они как правило не обеспечивают гарантированного, стабильного снижения топливно-энергетических затрат, т.к. уровень потребления энергоресурсов во многом зависит от качества перерабатываемой руды (минералогические и текстурно-структурные характеристики) и получаемого концентрата (содержание кремнезема, серы, титана, диоксида магния, диоксида кальция, крупности, влажности и т.д.).

'  1990  1994 О Я ЧЫ О - !Л  1Э44

концентр»! концентрат Окатыши Ко/и-птарт

АО"Качканар АСГАе^едиг*с АО'ЯвбединС АО"Ст(|йлемс

ский ГОК" й ГОК" кий ГОК" кий ГОК" кий ток"

Рис.7 Динамика удельных затрат на электроэнергию и их доля в себестоимости продукции

Рассмотрим основные технические мероприятия, которые могут позволить в значительной мере снизить материальные затраты и сократить уровень потребления энергоресурсов при обогащении железосодержащих руд [4].

Первая стадия измельчения

Как указывалось ранее, наиболее рационально первую стадию измельчения заменить дроблением руды в дробилках типа “Бармак” до крупности -4-0 мм (-5-0 мм) при условии, что руда после дробления до указанной крупности самотеком или с использованием конвейеров будет направляться на первую стадию мокрой магнитной сепарации. Пески спирального классификатора, работающего в замкнутом цикле с мельницей первой стадии измельчения также необходимо подвергать мокрой магнитной сепарации с целью выделения отвальных хвостов (пустой породы). Как показали эксперименты, из песков можно выделить до 4 % свободной пустой породы. Все выше изложенное позволит снизить зашламованность процесса в зависимости от количества выделенной пустой породы, повысить часовую производительность головной мельницы. Так для условий АО “Карельский Окатыш” эти мероприятия позволяют на 30-35% повысить производительность секции с одновременным по-

вышением массовой доли железа в про-мпродукте на 3-5 %.

Вторая стадия измельчения

В этой стадии измельчения, как правило, имеется резерв мощности и работа ее во многом зависит от эффективности классификации в гидроциклонах количества выделенной пустой породы перед первой стадии измельчения и типа применяемой футеровки. Опыт эксплуатации волновой футеровки фирмы Треллекс показывает, что при ее использовании повышается производительность мельниц на 7-10% с одновременным снижением расхода мелющих тел.

Третья стадия измельчения

Третья стадия измельчения является наиболее энергоемкой операцией, которая характеризуется расходом электроэнергии от 60 до 120 квт-ч на тонну готового по крупности измельчаемого материала (мельче 44 мкм). Для уменьшения удельных расходов электроэнергии на этом технологическом переделе можно рекомендовать следующие мероприятия:

установка спирально-угловой футеровки фирмы “Вагнер Биро” (Австрия) или

Существующая схема.

пеба

11 сгадх* КШСЛЬЧСКЮ*

—!ммс1

1 стели* шагового!

Класскфшэдкя

И

Хво£ты

ммс

Л

П] стгдкя х^кьгьчснкя

Сгма в хвосты

Классификация

Г

ЙМС

Хвосты

Тонкм

Прмочеюсе

Дсцгтамацк*

Кояцентрзх

Г

ОпЛ

Прсдгапекм асеи&.

II стадия кзисльчсния

[ММС

[11 стад йл Шф ого. I УЗМСЛЬЧСК

яа II стадию измельчения

ми С

10»

хвостк

Кгасскфюсацк^

~~

Хдо&гы д'еШШ&ЯЩС

1 ЕЛ

гадая N.

ъчеиисг >

Ш стадия из къичен ий

Они в хрсхлы

Класс ифигещия

ймс

ш

шс

гад ьюн

10»

одшеэтра! ИЗИС/ГЬ» \г<1 фабриху

фохочеаие

_______Дешлаишкя

Сгущек

На фабрику Сдкк На. фабрику

ОКОККОВаКВД омжковзхяя

Рис.8 Изменение технологической схемы получения железо-рудного концентрата на Костамукшском ГОКе ММС - мокрая магнитная сепарация, МГС - магнитно-гравитационная сепарация

магнита-резиновой футеровки фирмы “Трелекс” (Сведала - Швеция).

Реализация этого мероприятия позво лит на 10-12% увеличить производительность Ш-ей стадии измельчения. Экономии электроэнергии составит 18-20 млн. квт-ч/г с одновременным снижением расхода шаров и увеличением срока службы футеровки;

использование для мельниц самоиз-мельчения каблучковых лифтеров, которые позволяют снизить энергозатраты на 20-30% (по результатам испытаний ИГО “Невскгеология” и ПНО “Якуталмаз”, а также на предприятии “Минтаг” - ЮАР);

организация стадиального выделения концентрата после втором стадии измельчения (рис.8). Реализация этого мероприятия может быть осуществлена по нескольким направлениям. Первое направление заключается в создании электромагнитного сепаратора с напряженностью магнитного поля от 200 до 450 эрстед, который позволит из грубозернистой пульпы выделить мономинеральную фракцию магнетита и вывести этот магнетит из технологии (не измельчать его). Второе направление -использование магнето-гравитационных классификаторов (сепараторов), прошедших промышленное опробование на Лебединском ГОКе в 1975 году, успешно работают на Оленегорском ГОКе при получении концентрата с массовой долей железа

71.8-72,2%. Расчеты, выполненные институтом горного дела Кольского филиала РАН показали возможность после второй стадии измельчения выделить 40% товарного концентрата, с массовой долей железа

69.8-70% (рис. 8). Вместе с этим необходимо отметить, что без автоматической системы поддержания постоянной плотности в указанном аппарате невозможно получать стабильные результаты. Этот вопрос в настоящее время решен фирмой “Сюдва-рангер”, которая купила у России лицензию на него. Третье направление разработано институтом “Механобр-технология” с выделением 20% концентрата после второй стадии измельчения. Стадиальное выделение концентрата позволит снизить энергопотребление на третьей стадии из-

мельчения до 36 млн. квт-ч/год даже при существующем объеме производства концентратов.

В целом, стадиальное выделение концентрата и предварительное обогащение рудной мелочи позволяет высвободить от 2-х до 3-х действующих технологических секций и сократить расход электроэнергии на 120-180 млн. квт-ч/год с одновременным повышением содержания железа в концентрате на 1.5-2% и снижением других материальных затрат. Мокрая магнитная сепарация.

На каждой стадии измельчения используются сепараторы с соответствующей конструкцией ванны, что определяется крупности сепарируемого материала. В целом возможности применяемых методов и аппаратов в процессе мокрой магнитной сепарации практически исчерпаны и требуются новые методы разделения тонкоиз-мельченных рудных и нерудных минералов. К таким методам относятся можно отнести магнита-гравитационную классификацию на аппаратам МГК1500, позволяющую стадиально по мере раскрытия рудных минералов выделять богатый концентрат и промпродукт, дешламацию концентрата в магнитных дешламаторах, ультразвуковую обработку пульпы перед последней стадией магнитной сепарации. Не смотря на то, уменьшить потребление электроэнергии в процессе магнитной сепарации не удается, роль ММС является значительной в общем технологическом переделе обогащения.

Технологический транспорт внутри фабрики

В условиях нестабильной работы производства и существенного сокращения объемов продукции (для условий АО “Карельский Окатыш” в 1994 г. до 40% от проектной мощности) очень важным вопросом является возможность регулирования потребляемой мощности на мощных двигательных установках, обеспечивающих транспортные потоки [4].

Ресурс чистого времени работы рабочего колеса Лесковых технологических на-

Усредненные расходы электроэнергии на I т товарной продукции, в том числе на аглоруду и концентрат, а также на I т окускованного металлургического сырья за 1991-1993-1994 годы по железорудным предприятиям России

Годы

ед. изм. 1990 1993 1994

Производство товарной железной руды в том числе концентрата а г л о руды млн. т. 90,87 79,4 11,47 77,2 69,5 7,7 73.0 66.0 7,0

Производство окускованного сырья в том числе агломератаа окатышей млн. т. 51,0 22,2 26,8 41.058 16,0 25.058 37,2 12,4 24,9

Общий расход электроэнергии на горнорудных предприятиях в том числе расход эл. анергии на производство товарной железной руды на производство агломерата на производство окатышей млп. кет ч 14750 14145,5 922,5 1682,0 12400.0 10134,3 685,66 1576.0 11600, 9487, 533, 1580,

Удельный расход эл. энергии на т товарной железной руДы с учетом всех переделов в том числе на аглоруду кет'Ч/т 133,6 9,7 131.3 10.3 129,98 11,2

Удельный расход эл. энергии на 1 т агломерата и окатышей квт-ч/т 194,4 201,76 213,13

Удельный расход зл, энергии на 1 т по переделам на горную массу дробление руды обогащение концентрата агломерация агломерата окомкоеание окатышей кет ч/т 4,8 2.4 80,29 41,55 58.4 5.2 2.3 79,49 42.85 62.85 6,6 2,5 77,0 42,98 63,45

Общее потребление топлива тыс. тут 2454,0 1939,8 1695,

Удельный расход топлива на 1 т агломерата окатышей тут/т 67.5 33,7 67,8 34,1 68,14 34,13

сосов в настоящее время составляет от 100 до 400 часов.

За это время работы изменяются параметры насосов (давление на входе в гид рецикл он, плотность пульпы, производительность насоса, потребляемая мощность), кроме того нарушается стабильность процента классификации в гидро-циклоне. Эти недостатки Лесковых насосов можно устранить с использованием регулируемого привода, когда первоначально устанавливается рабочее колесо максимально возможного диаметра и при минимальных оборотах двигателя создается необходимый напор на входе в гидроциклон. По мере износа рабочего колеса в плавном режиме необходимо производить увеличение числа оборотов в целях поддержания заданного давления и плотности пульпы.

Увеличение числа оборотов рабочего колеса насоса до максимального значения произойдет при минимально допустимом его диаметре. После того как насос уже не обеспечивает заданное давление, рабочее колесо подлежит замене. Таким образом регулируемый привод позволяет увеличить срок службы рабочего колеса с 400 часов до 3000 часов.

Возможны более сложные усовершенствования насосов, заключающиеся в использовании рабочих колес с резиновой футеровкой (ресурс колеса увеличивается до 4000 часов) или со вставками из твердых сплавов в быстро разрушаемые части (ресурс колеса может быть увеличен до 3000 часов).

Вместе с этим последние два метода не исключают использование регулируемого

привода, т.к. кроме увеличения срока’ службы рабочего колеса обеспечивается стабильное давление на входе в гидродиклон, что повышает эффективность классификации. Расчеты показывают, что регулируемый привод на насосах ГРА 1400/40 в условиях АО “Карельский Окатыш” при переработке 24 млн. т руды в год на 12 секциях позволяет снизить расход электроэнергии на 25 млн. квт -ч/год. Регулируемый привод на насосах 700/40 позволяет СЭКОНОМИТЬ 10 млн. КВТ'Ч в год.

Суммарная экономия составляет от 25 до 35 млн. квт-ч/год. При затратах 1450 тыс. 1180 окупаемость составит около двух лет при фиксированных ценах на электроэнергию.

Флотация

Флотационные отделения обогатительных фабрик, оснащенных механическими и пневмомеханическими флотома-шинами расходуют 20-25% электроэнергии, потребляемой фабрикой. Использование флотомашин большой емкостью камер (36-50 м3) и автоматизация флотационного отделения позволяет снизить расход электроэнергии флотационного отделения на 10-15% [5].

Наиболее рационально во флотационных отделениях применять грубозернистую флотацию на пневмомеханических флотомашинах и флотомашинах колонного типа. Это позволит решать вопрос стадиального выделения концентратов (по мере раскрытия рудных минералов) и соответственно снизить расход энергии на 35-40% по флотационному переделу. Наибольший интерес при обогащении руд черных металлов представляют флотома-шины колонного типа в процессе доводки концентратов, т.е. снижения кремнезема до необходимого уровня. Фильтрация.

Несомненного успеха можно достиг-нуть при оптимизации фильтровального отделения [4]. Важность данной стадии подготовки концентрата к процессе оком-кования не вызывает сомнений и основным показателем эффективной работы фильтров является влажность концентрата. В оптимальных условиях влажность концент-

рата должна находиться в пределах 9,0-9,2%. В настоящее время находящееся в эксплуатации фильтровальное оборудование не обеспечивает необходимую влажность. Например, на Костамукшском ГОКе влажность концентрата, поступающего на окомкование достигает 9,5-10,2%. Снижение влажности концентрата всего на 0,5% позволяет снизить расход мазута при сушке 1 тонны на 0,4 кг. Кроме того, при повышенной влажности концентрата происходит увеличение крупности окатышей даже на барабанных окомкователях. Наиболее простой выход заключается в использовании секторов новой конструкции, разработанных фирмой “Тамфелт” (Финляндия) совместно с работниками АО “Карельский Окатыш”. Расчеты показывают, что за счет увеличения производительности вакуум-фильтра при установке новых фильтрующих элементов (с 0,38 т/м3 до

0,5 т/м ) удается снизить расход электроэнергии на 4 квт-ч/т концентрата. В условиях Костамукшского ГОКа снижение энергозатрат составляет 22-30 млн. квт-ч/г, даже при пониженных объемах производства. Горнорудные предприятия, которые полученный товарный концентрат подвергают сушке в зимний период или круглый год, целесообразно для обезвоживания использовать пресс-фильтры, обеспечивающие влажность концентрата 6-7% вместо 9-10%. Кроме того, снижение влажности сырых окатышей с 9,5% до оптимального значения 9,1 % за счет снижения влаги в концентрате с 10,2% до 9,5% позволяет снизить удельный расход природного газа на 1 т окатышей на 0,5 м /т (экономии 16,7 Мдж/т (4.0тыс. ккал)).

Окомкование

После реализации описанных выше мероприятий при процессе обогащения можно приступать к осуществлению программы снижения энергозатрат на фабрике окомкования [6].

В 1991 -1992 гг. специалисты по энергетической теплотехнике Центра физико-технических исследований и новых технологий ЩФТИиНТ) провели анализ топливно-энергетических затрат на фабриках окомкования Лебединского и Костомукш-

ского ГОКов, а также на Оскольском электрометаллургическом комбинате. В основу были приняты фактические затраты по фабрике окомкования Оскольского металлургического комбината, оснащенного импортным оборудованием фирмы “Лурги” с удельным расходом природного 10,6 м3/т окатышей и затраты по фабрике окомкования Лебединского ГОКа с удельным расходом природного газа 19,1 м3/т окатышей в оптимальных условиях и 20,6 м3/т окатышей фактически в 1993 г. Выполненный анализ, теоретические теплотехнические расчеты и математическая модель процесса обжига окатышей на конвейерной машине показали реальную возможность и конкретные пути улучшения теплотехнических, энергетических, экологических и экономических показателей производства окатышей на указанном оборудовании.

Среди наиболее существенных отметим:

повышение газопроницаемости слоя окатышей за счет организации грохочения сырых окатышей с целью более полного удаления окатышей мельче 5 мм и крупнее 16 мм, т.е. на обжиг должны поступать ока-

тыши крупностью - 16+5мм и снижение массовой доли мелочи (менее 5 мм) в постелило 0,8 %. Это позволит интенсифицировать процессы теплообмена окатышей и их окисления, что приведет к повышению производительности обжиговой машины и снижению расхода природного газа на 1,2 м3/т окатышей (экономия 40,2 Мдж/т (9,6 тыс. ккал));

изменение теплотехнической схемы путем подачи отходящих газов 11 зоны сушки, зоны подогрева и 1 зоны обжига в первую зону охлаждения. Это позволит отказаться от подачи свежего воздуха в зону охлаждения, что повысит температуру газа в переточном коллекторе с 870 (930°С) до 1000 (1100°С). Снижение расхода природного газа составит 2,5-3 м3/т окатышей (экономия 101 Мдж/т (24,15 тыс. ккал));

снижение количества отходящих газов направляемых в вытяжные трубы и снижение их температуры. Расчеты показывают, что это позволит снизить расход топлива на 2,3 м3/т окатышей (экономия 77,5 Мдж/т (18,5 тыс. ккал));

Таблица 2

Распределение расхода электроэнергии по переделам основных горно-обогатительных комбинатов

годы Процентный расход элект} юэнергни по переделам

Горный цех, транспорт Дробление Обогащения Хвостовое и водооборот Окускованис

АО Карельский 1991 3.6 3.4 33.0 12. 37.5

Окатыш 1993 3.78 3.4 32.3 13.5 35.2

1994 3.6 4.1 35,6 13.170 36.1

АО Лебелннский 1991 2.1 0.79 44.8 13.4 26.5

ГОК 1993 2.2 0.7 43.0 9.7 21.8

1994 2.0 0.78 44.6 12.06 23.8

АО 1991 13.0 2.8 41.0 15.4 21.0

Мшайшювский 1993 13.5 2.77 40.3 15.96 20.1

1994 13.47 3.29 42.3 13 2 18.2

АО 1991 9.47 5.3 34,98 13.7 26.8*

Качканарский гок 1993 9.09 5.46 33.88 15.17 25.7

1994 9.6 5.9 36.0 16.2 23.3

АО 1991 12.26 5.0 47.0 17.75 -

Стойленский ГОК 1993 14.8 5.3 50.86 20.2 -

1994 14.6 5.1 50.8 19 4 -

Примечание: По АО “Качканарский ГОК" приведен суммарный процент расхода электроэнргии по окомкованию и агломерации

• изменение схемы второй зоны охлаждения путем разделения ее на зону с прососем (последние вакуум камеры) и направлением этого газа в предыдущие камеры для продува снизу вверх (как и в первой зоне охлаждения). Это позволит снизить расход газа на 1,7 м3/т окатышей (экономия 57,3 Мдж/т (13,7 тыс. ккал));

• повышение содержания железа в концентрате МП снижение массовой доли в нем кремнезема с 5,8% до 2,5%, что позволит снизить расход природного газа на 0,7 м^/т окатышей (экономия 23,5 Мдж/т (5,6 тыс. ккал)).

В целом предложенные варианты изменения теплотехнических схем позволят на Лебединском ГОКе снизить расход природного газа на 8,9-9,4 м3/т и иметь расход природного газа 10,2-11,0 м3/т (82-88 ты с. ккал). Кроме снижения расхода природного газа, измененная теплотехническая схе-

ма позволит снизить потребление электроэнергии при условии использования тери-сторных приводов дымососов или их замены на дымососы в соответствии с новой схемой.

В заключении отметим, что опыт разработки комплексной программы по снижению топливно-энергетических затрат на горно-обогатительном комбинате АО “Карельский Окатыш” позволил выявить следующий потенция-1 энергопотребления:

• электроэнергии-300-350 млн. квт-ч в год (при проектном годовом потреблении 1800 млн. квт ч);

• мазута на 55-60 тыс. т в год (при проектном годовом потреблении 210 тыс.г);

• повысить массовую долю железа в товарной продукции на 1,2-1,5 %.

Работа выполнялась при финансовой поддержке Фонда Джона Д. и Кэтрин Т. МакАртуров (Грант СА#95-30961А-Р811).

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Nummela W., Lake R.M., Keranen C.U. et al. // Ironmarking Conference Proceedings.

- 1988. - Vol. 4. - P. 415-436.

2. Laburunov S.A. // Engineering and Mining Journal. - N 9, 1990. - P. 29-35.

3. Эк К.С. Использование энергии в процессах обогащения / Технология минерального сырья на перепутье. Проблемы и перспективы. - М.: Недра, 1992. - С. 123-143.

4. Чантурия В.А., Першуков В.А., Першуков А.А., Беломоиин С.В. Энергозатраты при обогащении железорудного сырья на горно-рудных предприятиях России // Горный журнал. - N 9, 1995. - С.

5. Мещеряков Н.Ф. Перспективы совершенствования и развития флотационной техники // Цветная металлургия. - N 11, 1993. - С. 6-7.

6. Евсин В.Г., Першуков В.А., Першуков А.А., Беломоиин С.В. Топливно-энергетические затраты на окускование железорудного сырья на горно рудных предприятий Российской Федерации за 1991 и 1993 годы и пути их снижения // Сталь. - N 11, - 1995.

- С.

© В.А.Лершуков, А. Л. Першуков