Книги НТБ - |Цифровое наследие|История|Архив|Библиотека|
Поиск
Выбрать язык
Анонс статей
Этот день в истории

Нет событий

Архивы рубрики ‘Книги НТБ’

postheadericon Применение самоходного оборудования на руднике Вольферварт (ФРГ). Otto Hahn. Перевод № 38, 1960 год [полный текст]

Время чтения статьи, примерно 13 мин.

0ГЛАВНИИПРОЕКТ при ГОСПЛАНЕ СССР ГИПРОЦВЕТМЕТ ОТРАСЛЕВОЕ БЮРО НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКОЙ ИНФОРМАЦИИ

Применение самоходного оборудования на руднике Вольферварт / ФРГ / Перевод № 38, 1960 год

ХАН Отто. Применение самоходного оборудования на руднике Вольферварт /ФРГ/

Otto Hahn

Ratioanalisierungamassnahmen im Unteptagebetriob der Eisennerzgrube Wohlverwahrt Nammen dureh den Einsatz gleisloser Zodo und Tordermittel. Zeitschrift fur Erzbergbau und Metallhuttenwessen, 1960, Bd.13, H.1, S.13-21.

Число страниц – 18

Число иллюстраций  - 7

Переводчик Лукичев В.Ф., Редактор Островский Ю.С., Дата выполнения июль 1960 г., Москва, 1960

 

АННОТАЦИЯ

Статья знакомит с опытом перевода рудника Вольферварт /Компании Барбара, ФРГ/ на безрельсовый транспорт и с применяющимся при этом на очистных и подготовительных работах транспортом /погрузочными машинами/ тягачами с прицепом, самоходными тележками, вагонами и т.п./

Дается сравнительный анализ эффективности внедрения самоходного оборудования с рельсовые транспортом и изменения в штатах рудника.

В настоящей статье описываются мероприятия по рационализации подземных работ рудника Вольферварт /Компании Барбара, ФРГ/, которые проводились в течение трех лет в связи с переводом рудника на безрельсовый транспорт. Эти мероприятия охватывают погрузочно-транспортные работы в период подготовки подготовительных выработок, транспорт руды на участковых откаточных горизонтах и частично касаются транспортировки руды из очистного пространства.

Установлено, что безрельсовый транспорт может успешно применяться не только на открытых работах, но и па подземных рудниках, особенно на калийных и угольных шахтах.

Новым является описание применения погрузочной лопаты с дизельным приводом, которая серийно выпускается заводами для дорожного строительства и для производства земляных работ, а также применение автосамосвалов и вагонов большей грузоподъемности.

Эти машины и оборудование применяются в качество погрузочно-транспортных средств на руднике Вольферварт.

Месторождение и системы разработки

Месторождение Климпенфлец осадочного происхождения. Рудный пласт залегает в морских корналлитовых отложениях юрского периода, имеющих мощность от 30 до 50 метров. Мощность рудного пласта колеблется от 2 до 10 м. Пласт имеет пологое падение на север. Угол падения в среднем составляет около 170, что соответствует уклону порядка 310. Этот угол падения ставит определенные границы для применения погрузочно-транспортных средств. Месторождение имеет выход на поверхность, поэтому верхняя часть его разрабатывается открытым способом с применением безрельсового транспорта. Попутно с разработкой рудного пласта ведется разработка лечащей в кровле пачки пластов известняка, общей мощностью от 4 до 5 м, который применяется в качестве строительного материала в дорожном строительстве.

Падая на север под углом 170, месторождение уходит под долину, поэтому нижняя часть месторождения, составляющую основные запасы, приходится разрабатывать подземным способом.

Объем добываемой руды в настоящее время составляет примерно 75 тыс. т/год, попутно добывается скола 30 тыс. т/год известняка.

В висячем и лежачем боках месторождения залегают прочные и устойчивые известняки, допускающие большие обнажения. Откаточные штреки и заходки, имеющие пролеты до 9 м, не крепятся.

Основной системой является система разработки заходками /или длинными пробегами/ по восстанию. Разработка, ведется с оставлением целиков размером 4×4=16 м2 /рис.1/.

Все месторождение по падению разбито на участки. Исходя из условий скреперование, длина участка принята равной 30 м. Разработка ведется в нисходящем порядке, Участки оконтуриваются откаточными штреками и отрабатываются одновременно с двух флангов. Заходки отрабатываются снизу вверх по восстанию. Изорванная руда из заходок скреперуется по падению в промежуточные рудоспуски, откуда выпускается в вагонетки на откаточный горизонт, по которому доставляется к штрековому бункеру. Из штрекового буккера руда наклонным скипом или ленточным транспортером подается в бункер, расположенный на штольне. По штольне руда выдается на поверхность.

Развитие транспорта на промежуточных горизонтах

В одной из статей, опубликованных ранее, подробно разбирался вопрос транспорта на промежуточных горизонтах, в которой указывалось на возможность дальнейшей рационализации транспорта путем перехода на безрельсовую откатку.

Из рис. 2 видно, что при скреперной доставке руды из очистного забоя, длина выемочного поля по простиранию может быть – максимум 130 м. При этом для подъема руды с участкового откаточного штрека до штольни применяется наклонный скип. Скиповой подъем располагается посредине выемочного поля.

 1

 Рис. 1. Система разработки на руднике Вольферварт

1 – первый откаточный штрек; 2 – второй откаточный штрек; 3 – горизонт скреперования; 4 – бункер; 5 – штрековый бункер; 6 – ленточный транспортер, установленный под углом 170; 7 – отработано; 8 – электровоз; 9 – вагонетки 1,8 м3; 10 – скреперная лебедка; 11 – погрузчик «Катерпиллер»; 12 – «Унимог»; 13 – автосамосвал «Цеттельмейер» производительностью  300 тонн/смену.

 

 Рис. 2. Участковый откаточный горизонт при различных  транспортных средствах.

 2

На каждом крыле могут одновременно отрабатываться несколько заходок с определенным отставанием одна от другой.

Применение на участковом откаточном горизонте в качестве транспортных средств большегрузных вагонов емкостью 10 т, откатка которых производится с помощью лебедки, позволяет увеличить длину выемочного поля по простиранию до 300 м, а с переходом на откатку дизельными локомотивами – до 400 м.

С вводом в действие безрельсового транспорта длину выемочного поля го простиранию принимают уже порядка  600-800 м.

Опыт применения безрельсового транспорта показал, что эта длина помет быть еще увеличена. В таблице 1 приведены данные зависимости длины выемочного поля по простиранию от вида транспортных средств.

Таблица 1

Оборудование

Полезная емкость, т

Число единиц оборудования

Размеры выемочного поля, м

Кол-во транспортируемой руды, т

Число транспортных участков  при добыче 3000 т

Скреперы

2

2

180х80

600

5

Вагоны большой ёмкости при рельсовой откатке

10

1

400х80

750

4

Автосамосвалы

5

2

800х80

1500

2

Из таблицы видно, что при безрельсовом транспорте повышается производительность, уменьшается число транспортных участков и значительно сокращаются объемы подготовительных работ. Все это снимает себестоимость руды.

Применение погрузочно-транспортных средств

В табл. 2 приведены данные по результатам применения различного погрузочно-транспортного оборудования на подземных работах.

Необходимым условием для внедрения безрельсовых погрузочно-транспортных средств является наличие надежной и устойчивой почвы. Как показывают имеющиеся данные безрельсовый транспорт при слабой почве в заходках и откаточных штреках не допускается.

При таких условиях экономически целесообразно в том случаях, если необходимо транспортировать большие количества руды в течение длительного времени, делать прочную проезжую часть путем покрытия ее специальными материалами.

На руднике Вольферварт в кровле и в почве залегают устойчивые крепкие известняки, поэтому никаких препятствий для применения безрельсового транспорта здесь нет.

Таблица 2

Технические данные применяемого оборудования

Оборудование Числоединиц Стоимость в тыс. немецких марок Мощность л.с. Полезная емкость Максимальная скорость, км/час
м3 тонн

1

2

3

4

5

6

7

Погрузчик Катерпиллер 977 с лопатой Либу 1 160 100 1,5 3,4 11
Погрузчик Катерпиллер 977 с нормальной лопатой 1 140 100 1,7 2,7 11

 

При погрузке машиной с лопатой Либу ввиду боковой разгрузки никаких поворотов машине делать не нужно. Погрузка производится очень быстро и для этого не требуется громадных пролетов выработок. Основными достоинствами погрузочной машины с лопатой Либу является возможность сокращения пролетов штреков, высокая производительность и незначительный износ бандажных цепей на колесах.

Погрузочная машина Мичиган 175 А предназначена для фронтальном погрузки. Машина сделана на резиновом ходу, имеет двухтактный дизельный мотор мощностью 115. л.с. Ёмкость ковша её равна 1,75 м3 /2,8 т руды/. Скорость движения значительно больше, чем у гусеничных. На поверхности машина развивает скорость до 80 км/час, В подземных выработках – 20-30 км/час. Габариты самой погрузочной машины Мичиган 175 А примерно такие ко, как и машины Катерпиллер.

Применение погрузочных нации различных типов объясняется тем, что намины на гусеничном ходу по опыту рудника экономически выгодно применить при удалении забоя не более, чем на 40 м. Погрузочные машины на резиновом ходу допускают удаление забоя до 250 м. На рис. 3 приведены кривые зависимости производительности от длины транспортирования.

В то время как при проходке штреков с применением погрузочных машин на гусеничном ходу процессы погрузки и транспортировки должны быть разделены, при применении погрузочных машин на резиновом ходу эти оба процесса совмещаются при длине штрека не более 250 м.

На рис. 4 показана зависимость между стоимостью транспортировки и расстоянием откатки. Но графика видно, что затраты на транспорт руды при применении погрузочных машин на гусеничном ходу меньше только при небольшом расстоянии транспортировки.

Ниже приведена табл. 3 сравнительных данных по ремонту и износу погрузочных машин. Из таблицы видно, что стоимость ремонта и износ машин на резиновом ходу выше, чем гусеничных.

 2

Рис. 3. Производительность погрузочно-транспортных ковшевых грузчиков.

 3

 Рис. 4. Затраты на погрузочно-транспортные  работы для ковшевых погрузчиков.

 

Однако, если учесть, что погрузочные машины на резиновом ходу при проходке штреков длиной до 250 м допускают совмещение двух процессов /погрузку и транспортировку/, то эти погрузчики оказываются более экономичными. Экономичность этих погрузчиков может быть повышена в процессе их применения. Так, например, срок службы резиновых шин, которые стоят примерно 13000 немецких марок, в выработках с неровной почвой составляет всего 500 машино-часов, т.е. примерно 3 месяца. После обкатки почвы срок службы резиновых шин увеличивается до 1000 машино-часов. Срок службы резиновых шин можно еще увеличить уменьшением величины давления на колеса /веса машины и наполненного ковша/ с 3,5 до 1,8 – 2 атм., армированием их стальной сеткой, применением бандажных цепей. Бандажные цепи кроме повышения износоустойчивости шин увеличивают силу трения колес о породу.

 

Таблица 3

Затраты на ремонт погрузчиков

Тип погрузочной машины

Время работы

маш. часов

Стоимость    ремонта

Стоимость    ход. механ.

Немецких марок

Немецких марок, машино-час

Немецких марок

Немецких марок, машино-час

Мичиган I 4807 96475 20,0 19500 4,10
Мичиган II 2810 26676 9 9,50 13750 4,90
Катерпиллер II 3050 20328 6 6,60 9460 3,10
Катерпиллер II /с лопатой Либу/ 1977 13463 6 6,80 5140 2,60

 

Преимущество погрузочных машин на гусеничном ходу заключается еще в том, что они наряду с погрузочными работами могут использоваться для производства ряда других работ, которые до сего времени выполнялись в основном вручную о плохой степенью надежности, но с большой затратой времени и рабочей силы.

Для, примера можно привести применение погрузочной машины, которая использовалась на устройстве и содержании в исправности проезжих путей для транспортных средств на резиновом ходу и для выемки целиков. При этом она служила как погрузочное и как транспортное средство. При обычной работе машину обслуживает один человек, в данном случае ее обслуживают еще 5-6 работе, и скреперная установка.

Помимо этого машина используется для перевозки тяжелых частей различных машин, строительных материалов и крепи.

В случае необходимости экономии средств по заработной плате рабочих для производства вышеназванных работ выделяется погрузочная машина, в результате чего высвобождается 20-25 рабочих, что дает годовую экономию 200 – 250 тыс. немецких марок.

2. Безрельсовые транспортные сродства

Решение о переходе на безрельсовый транспорт на откаточных горизонтах было ускорено благодаря тому, что после строительства рудника Каленберг / недалеко от г. Бадена/,

также принадлежащего компании Барбара, освободились автосамосвалы Цеттельмейер. Пять автосамосвалов были переданы руднику Вольферварт.

Из них четыре применяются на подземных транспортных работах, а один является резервным. Эти пятитонные автосамосвалы имеют дизельный двигатель с воздушным охлаждением мощностью 75 л.с. Самосвал порожняком макет развивать скорость до 40 км/час., а в подземных условиях – до 25 км/час. Самосвал имеет шесть скоростей и ручной рычаг для переключения скорости.

Сидение водителя сделано подъемно-поворотным, что позволяет водителю всегда смотреть в нужном направлении. Для подъема сидения имеется ножной рычаг.

При работе в подземных условиях этот вид транспорта обладает одним недостаткам: для загрузки самосвалов выпускное отверстие из рудоспуска должно быть на высоте 3 м. Вследствие этого автосамосвалы Цеттельмейер могут применяться при разработке пластов большой мощности. При разработке пластов небольшой и средней мощности приходится откаточный штрек проходить в лежачем боку месторождения, что приводит к дополнительным затратам.

В связи  с указанным недостатком возникла мысль о применении в выработках небольшой высоты тягачей Унимог с прицепом специальной опрокидной вагонетки с низкой посадкой.

Поскольку конструкция тягача Унимог известна, описание ее не дается, следует лишь напомнить, что Унимог с прицепом нагруженной вагонетки может развивать скорость до 10 км/час. Радиус закругления для разворота Унимога составляет 7,8 м. Этот фактор является очень важным, ибо машина с прицепом может разворачиваться в заходке, имеющей пролет 9 метров.

По просьбе рудника фирма Мюллер-Миттельталь /г. Шварцвальд/ изготовила тягач с радиусом разворота 7 м, что соответствует длине всего сцепа. В качестве прицепа здесь применен вагон  с боковой разгрузкой емкостью 11 т. Высота погрузки составляет 1,7 м. Эта высота не превышает высоты погрузки для современных челночных вагонов, применяемых на подземных работах.

Однако Унимог с прицепом по сравнению с автосамосвалом имеет тот недостаток, что он должен разворачиваться не только при загрузке, но и при разгрузке.

По проекту, разработанному рудником Вольферварт, фирмой фаун /г. Нюрнберг/ была создана быстроходная транспортная машина, в которой были учтены все недостатки автосамосвалов и сцепов Унимог. Эта самоходная тележка / Рис.5/ имеет небольшую высоту и большую емкость. Тележка может двигаться в обоих направлениях. Емкость ее 12 т. Стоимость такой тележки 88 тыс. немецких марок. Самоходная тележка имеет высокую скорость – до 25 км/час. При такой грузоподъемности и скорости транспортирования эта машина обеспечивает высокую производительность.

Первоначально ожидали, что применение транспортной самоходной тележки Фаун позволит увеличить длину выемочного поля по простиранию до 300 м. Однако последующий опыт показал, что длина может быть принята еще большей.

 5

Рис. 5. Самоходная тележка «УК-10» завода «Фаун» г. Нюрнберг. Наполнение рудой 4,5 м3, щебнем – 7 м3.

На основании первого опыта применения транспортной самоходной тележки для дальнейшего совершенствования ее можно рекомендовать повышение скорости, в остальном эта машина является самой совершенной.

За последние годы для карьеров строительных материалов была создана очень хорошая транспортная машина. Над созданием этой машины работал механический завод Штольбергер. Эта машина представляет собой также самоходную транспортную тележку со съемным кузовом. Грузоподъемность ее 4 т. Тележка имеет четырехцилиндровый четырехтактный двигатель мощностью 48 л.с.

Такую транспортную самоходную тележку на руднике Вольферварт применили при проводке подготовительных выработок. При этом в качестве погрузочной машины применялся погрузчик Катерпиллер с лопатой Либу. С помощью этих машин оказалось возможным обеспечить непрерывный транспорт, руды из подготовительных забоев. При этом  применялась одна транспортная самоходная тележка с двумя съемными кузовами. Пока погрузчик наполнял один съемный кузов, самоходная тележка отвозила другой, не тратилось время на ожидание порожнего транспорта. Для того, чтобы совершенно исключить время на простои и ожидания, лучше применять две самоходных тележки с двумя съемными кузовами для каждой. Небольшая высота съемного кузова 1,2 м является очень удобной для применения этой машины в подземных условиях. Единственный недостаток этой самоходной тележки состоит в том, что она имеет небольшую грузоподъемность, что до некоторой степени ограничивает область ее применения.

Применение безрельсовых погрузочно-транспортных средств позволяет решить самую главную задачу при проходке подготовительных и нарезных выработок – повышение производительности труда и увеличение скорости проходки. При проходке подготовительных выработок сечением 24 м2 с рельсовыми погрузочно-транспортными средствами производительность на одного рабочего составляет 7 м3 горной массы в массиве в смену, а при проходке с безрельсовыми погрузочно-транспортными средствами производительность равна 12 м3. То же самое мы имеем и при проходке подготовительных выработок сечением 35 м2. При рельсовых погрузочно-транспортных средствах – 8 м3, а при безрельсовых 14 м3 горной массы в массиве на одного рабочего в смену.

Нужно заметить, что эти выработки в большинстве своем проходились баз крепления.

3. Вентиляция и выхлопные газы

При применении дизельных двигателей образуется большее количество выхлопных газов. В подземных условиях когда воздух, подаваемый в шахту, и без того сильно загрязняется, выбрасывание в выработки выхлопных газов от дизельных моторов недопустимо.

Выхлопные газы содержат ядовитые компоненты, такие как окись углерода, которыми могут отравиться подземные рабочие, Правилами безопасности, утвержденными горным надзором, разрешается сбрасывать в общешахтную струю воздуха выхлопные газы только в том случае, если содержание в ней СО не превышает 0,05%, а в исходящей струе содержание СО не должно превышать 0,18%. В тех же местах, где применяются машины с дизельными двигателями, необходимо подавать не менее 6 м3 свежего воздуха в минуту. В отработанном на данном участке воздухе содержании СО не должно превышать 0,005%.

На рудниках США, где уже длительное время применяются безрельсовые транспортные средства с дизельной тягой, на эти участки подается, всего лишь 2,12 м3 чистого воздуха в минуту, в то время, как в Германии – 6 м3/мин. Содержание СО в исходящей струе в США допускается до 0,01%, а в Германии до 0,005%. Содержание СО в выхлопных газах на рудниках CШA нормами не устанавливается.

На французских рудниках в районе Минетте, где очень широко применяется безрельсовый транспорт с дизельной тягой, установлены нормы такие же, как в США.

Вентиляция, которая до сего времени производилась исключительно за счет естественной тяги, при массовом применении дизельных машин существенно изменилась. На главной откаточной штольне первоначально был установлен вентилятор производительностью 1500-3000 м3 воздуха в минуту. Однако вскоре выяснилось, что при больших выработанных пространствах  главный вентилятор не  обеспечивает необходимого количества воздуха.

Для проветривания очистных забоев и откаточных штреков потребовалось дополнительно подавать 800-1000 м3 воздуха в минуту. Только после этого удалось удовлетворительно решить проблему вентиляции. Однако в результате этих мероприятий стоимость вентиляции удвоилась и даже утроилась.

 

Штаты транспортных  рабочих, затраты труда и стоимость транспортных работ

Переход на новую организацию работ, связанную с применением безрельсового транспорта, естественно повлек за собой и изменение в штатном расписании. Ввиду применения новых погрузочно-транспортных машин отпал целый ряд вспомогательных работ, в результате чего сократилось число вспомогательных рабочих.

В настоящее время транспорт имеет такое же большее значение, как и добычные работы. Поэтому от обслуживающего персонала в значительной степени зависят производительность и затраты.

В этих условиях особое значение приобретает квалификация рабочих и оплата их труда. Около 10% всех рабочих и служащих вынуждены были изучать новую технику. Технический персонал по надзору за оборудованием был усилен слесарями по моторам. В этом вопросе большую помощь оказала и оказывает фирма, поставляющая новое оборудование. На период освоения оборудования она командирует своих квалифицированных рабочих и инженеров.

Затраты труда /в сменах на каждые 1000 т/ и стоимость /рис. 6/ включают в себя работы в очистном забое, транспорт руды из очистного забоя и но откаточным штрекам, а также весь промежуточный транспорт. Данные взяты за период с 1955/1956 по первую половину 1968/1969 г.

6

Рис. 6. Затраты труда в сменах на 1000 т транспортируемой руды.

7

Рис. 7. Стоимость машино-часа для погрузчика «Мичиган-1».

 Первоначально при переводе рудника на безрельсовый транспорт  в 1956/1957 г расходы по транспорту на всех участковых откаточных горизонтах повысились, но в последующие годы, после ликвидации целого ряда трудностей, быстро были снижены.

Упоминавшиеся выше положительные результаты, полученные при применении безрельсовых транспортных средств на промежуточных откаточных горизонтах, были признаны только после того, как они оправдали себя на практике. Для контроля за использованием погрузочно-транспортных средств и для установления расходов по транспорту был организован специальный учет, на каждую единицу оборудования был заведен журнал, в которой фиксировалось время работы, ремонта, простоев и холостых

пробегов. Это мероприятие помогло в значительной степени наладить работу и снизить общие расходы по транспорту.

В качестве примера на рис. 7 приведена картина изменения стоимости одного машино-часа погрузчика Мичиган. Из рисунка видно, что на протяжении определенного времени доли затрат на ремонт и материалы повышалась с 15% до 32% в то время, как расходы на другие статьи колебались в небольших пределах и что при амортизационных отчислениях 34-58% срок службы погрузчика Мичиган установлен в три года. С этим сроком службы согласуются и затраты на ремонт. Кроме того видно, какое большое влияние оказывает на стоимость эксплуатации оборудования капитальный ремонт, это и является одной из причин того, что при дешевой руде месторождения Клиппенфлец вместо дорогого погрузочно-транспортного оборудования применялись относительно дешевые средства, изготавливаемые серийно для дорожного строительства и земляных работ.

На основании хронометражных данных в конце месяца устанавливались затраты времени по видам работ и стоимость.

Влияние самоходного оборудования на вое производство

Перевод рудника на безрельсовый транспорт связан со стремлением достичь значительного повышения производительности транспорта отдельных участков и рудника в целом. В соответствии с этим, необходимо было организовать весь транспорт на промежуточных и главных откаточных горизонтах таким образом, чтобы он обеспечивал непрерывную и равномерную  доставку руды к устью штольни.

Первоначально для транспортировки руды от участковых горизонтов до штольни применялся наклонный скип, который имел емкость 6 т. Впоследствии скип был заменен ленточным транспортером с шириной ленты 1200 мм, сделанной из армированного стальной сеткой корда. Длина транспортера 150 м, угол наклона до 180. Отметим, что применяющийся до сих пор транспортер проработал уже более полугода и выдал около 500 тыс. тонн руды. При этом лента еще не износилась.

На главном откаточном горизонте по многим причинам дизельный транспорт не используется, а применяется электровозная откатка. Рельсовые пути имеют протяженность до 4 км.

Затраты, необходимые для перевода рудника на безрельсовый транспорт

За последние два года 1958-59 на развитие рудника было инвестировано в общей сложности около 3,7 млн. немецких марок. На перевод рудника, на безрельсовый транспорт было израсходовано около 1,5 млн. нем. марок, из которых около 409 тыс. марок было затрачено на приобретение кордовых транспортерных лент, около 330 тыс. марок – на электрификацию главного откаточного штрека, около 600 тыс. марок – на приобретение и внедрение безрельсовых погрузочно-транспортных средств. В число приобретенных безрельсовых погрузочно-транспортных машин не входят автосамосвалы Цеттельмайер, которые были переданы с рудника Каленберг. На приобретение новых машин необходимо выделить еще 200 тыс. немецких марок.

Если учесть, что приобретенные на сумму 1,3 млн. немецких марок погрузочно-транспортные средства позволили сократить штат рабочих на 100 человек, то эти затраты составят по 13000 немецких марок на каждого сокращенного рабочего.

 

Сравнительные данные по этому вопросу приведены в табл.4.

Таблица 4

Год 1956 – 1957 1957 – 1958

01.10.1958  –  31.03.1959

Количество рабочих, 385 348 285
Транспорт руды, тысяч тонн 62 61 71
Производительностьт/машино-смену 8,6 10,2 13,0
Себестоимость, % 100% 102% 83%
в том числе зарплата немецких марок/т 1,67 1,61 1,23
в том числе калькуляционные затраты немецких марок/т 0,75 0,96 1,01

 

При годовой добыче 1 млн. тонн эти затраты дадут увеличение себестоимости одной тонны на 1,3 немецкой марки.

Показатели, получаемые при переводе на новый способ работ

В табл. 4 приведены данные по подземным работам за последние два с половиной года. Карьер и разработка известняка в эти цифры не входит.

При сокращении штата рабочих на 100 человек транспорт руды увеличен с 62 тыс. до 71 тыс. т. Общая производительность повысилась с 8,6 до 13,0 т/смену. По сравнению с 1956-57 г себестоимость снизилась на 17%. Небольшое увеличение себестоимости тонны руды в 1957-53 г. объясняется ростом объёма подготовительных выработок.

Заработная плата входит и себестоимость в виде доли на зарплату, а расходы на капитальный ремонт входят в калькуляционные затраты. При введении механизации всегда необходимо дифференцировать эти два вида затрат.

В заключение можно сказать, что мероприятия по переводу рудника Вольферварт с рельсового на безрельсовый транспорт,  дали положительные результаты.

Перевел  В. Ф. Лукичев. Редактировал Ю.С. Островский. Редактор ОБ-Та П.И.Белякова Заказ 278. Тираж 300 – 14. Цена 15 р. 20 коп.

postheadericon Установление причины низкой производительности аэратора завода № 25 г. Норильск, 1947 год [полный текст]

Время чтения статьи, примерно 6 мин.

2Установление причины низкой производительности аэратора завода № 25 1947 год

М.В.Д. – С.С.С.Р Норильский Никелевый комбинат Металлургический сектор Центральной лаборатории

Работу выполнили:

Руководитель инженер: О.В. Балабанова, Н.П. Езепенко

Начальник центральной лаборатории – Р.А. Венер

Руководитель Металлургического Сектора Ц.Л. – Ф.Т. Кириенко. Норильск – 1947 год

Страниц – 8. Рисунков – 6.

Рядом исследовательских работ, проведенных ранее в лабораториях Металлургического сектора Центральной лаборатории, а так же на полупромышленной установке «НК» /см. сборник «Окисление и осаждение железа в растворах содержащих кобальт и другие металлы» Ц.Л. Норильского комбината 1942-1946 г.г./ было установлено, что процесс окисления железа из кобальтовых растворов, путём окисления его воздухом в присутствии меди и при нейтрализации раствора доломитом – протекает быстро и железо осаждается полностью. Скорость осаждения железа равна – 10 грамм на литр в час.   Между тем в практической работе завода № 25, производящих окисления железа в аэраторах системы Ждана /рис. № 1/ скорость окисления и осаждения железа оказалась в 3-5 раз ниже установленной в исследовательских работах и на опытной установке. Целью настоящей работы было выяснить причины, вызвавшие увеличение продолжительности операции осаждения железа в аэраторе Ждана. Для этого, непосредственно на заводе был осуществлен контроль процесса в условиях промышленной работы аэратора.

Контроль охватывал:

1. Изменение объема и уровня раствора в аэраторе.

2. Определение числа оборотов мешалки.

3. Определение расхода мощности потребляемая мотором (регистрация силы тока и напряжения каждые ½ часа).

4. Изменение температуры раствора в ходе операции.

5. Продолжительность операции.

6. Количество расходуемого доломита на нейтрализацию раствора.

7. Определение через каждые ½ часа PH раствора и содержание закисного железа в растворе.

8. Определение через каждые ½ часа содержание кислорода в поступающем в аэратор воздухе и в отходящем с поверхности раствора газе. Определение кислорода проводилось при помощи аппарата Ореа (поглощение щелочным раствором пирогаллола). Газ для очистки его от углекислоты предварительно пропускался через три последовательно соединенных склянки со щелочью. Схема отбора проб газа изображена на рисунке №2. Существенной деталью этой схемы является гуммированный колокол, опускаемый на глубину 75 сантиметров. Для устойчивости колокол помещался в шахту, изготовленную из досок, к которым он прочно закреплялся. Циркуляция газа под колоколом поддерживалась постоянно с помощью специального отвода в атмосферу цеха.

 

Коэффициент использования кислорода воздуха определяется по формуле:

 1

где  µ – процент использования кислорода.

О1 – содержания кислорода в исходном воздухе.

О2 –  содержания кислорода в отходящем газе.

N1 – содержания азота в исходном воздухе.

N2 – содержания азота в отходящем газе.

Расчет количества всасываемого воздуха выполнялся на основании анализа газа на кислород и количества окислившегося железа (определяемого аналитически).

Теоретически на окисление 1 килограмма Fe (железа) принимался расход воздуха 476,2 литра при нормальных условиях.

3

Было проведено 4 серии наблюдений:

1. Контроль работы аэратора в обычных условиях. Отбор проб газа на анализ производился в 3-х точках по радиусу чана аэратора в продолжение одной операции окисления железа.

В этой операции было установлено две тормозящих доски друг против друга у стенок чана аэратора.

2. Контроль работы (операции) аэратора путем отбора проб газа в одной точке в течение всей операции осаждения железа.

Проведено три наблюдения с установкой колокола посредине радиуса чана аэратора, у вала и у стенки чана.

3. Контроль работы аэратора при установке в чане четырех тормозящих поверхностей с целью улучшения перемешивания воздуха в растворе.

4

Тормозящие поверхности представляли собой 4 доски шириной 25 см, установленные вертикально ребрами по радиусу чана аэратора и на расстоянии 30 см  от стенок чана.

4. Контроль работы аэратора при некотором изменении конструкции мешалки. В лобовой части лопастей мешалки было просверлено по три десятимиллиметровых отверстия. Расположение отверстий показано на рисунке № 3.

Отверстия заваривались, начиная с конца каждой лопасти и по одному при каждом следующем опыте. Число оборотов мешалки во всех опытах было одинаково и равным 450 об/мин.

5

Распределение воздуха в чане аэратора

Этому вопросу были посвящены первая и вторая серии опытов. Перед ними ставились целью определения наиболее правильной точки отбора газа, одновременно требовалось установить, насколько полно используется объём чана аэратора в существующих условиях работы.

6

Опыты первой серии, проведенные за одну операцию осаждения железа, показали, что степень использования кислорода воздуха уменьшается по мере удаления от вала мешалки однако, на основании только этих опытов нельзя было утверждать о неравномерности использования кислорода в растворе поскольку одновременно с изменением коэффициента использования кислорода изменилось также и Ph раствора см. таблицу №1)

7

Во второй серии опытов (смотрите таблицу № 2) изменении е Ph растворов было значительно меньше, кроме того, в этой серии опытов отбор проб газа осуществлялся в каждой точке в продолжение всех операций осаждения железа. В результате оказалось, что использование кислорода воздуха в растворе несколько выше у вала мешалки и стенки чана, что вообще  является вероятным, так как может быть обусловлена увеличением продолжительности контакта пузырьков воздуха с раствором.

Чтобы избежать преувеличение коэффициентов, наиболее правильным, таким образом, будет отбор проб газа на средней точки радиуса чана аэратора. Небольшие абсолютные колебания  использования кислорода в разных частях чана аэратора позволяют полагать вместе с тем, что анализы таких проб будут довольно близкими к средним истинным.

8Обращает на себя внимание резкое изменение использование кислорода воздуха в преом и втором серии опытов. Очень высокое использование кислорода в первой серии опытов является случайным совпадением благоприятным условием  высокая температура раствора, высокое содержание Ph, повышенный уровень раствора в чане аэратора. С другой стороны эти условия во второй серии опытов были настолько неблагоприятны, что величина использования кислорода воздуха оказалось другой крайностью. Нужно сказать, что в дальнейшем обе эти крайности почти не повторялись и обычное использование кислорода воздуха находилось около 30 %.

Производительность аэратора

Опыты второй серии показали, что основной причиной низкой производительности аэратора является недостаток воздуха.

Использование кислорода более 12-17 % является по существу хорошим и при наличии избытка воздуха им можно было бы удовлетвориться. От последующих опытов потребовалось поэтому установить возможность увеличения количества всасываемого аэратором воздуха. Для этого мы попытались использовать два пути:

1. Установку поверхностей тормозящих вращению раствора.

2. Усиление эжекции воздуха и лопасти аэратора.

Первый способ позволил увеличить относительную скорость конца лопасти аэратора, второй – использовал относительную скорость струи раствора в самой лопасти.

Для осуществления последнего в лобной части лопастей ротора аэратора сверлились отверстия диаметром 10 мм. Результаты проведенных в обоих условиях опытов показаны в таблице № 3 и на рисунках 4 и 5.

Из них, прежде всего следует, что подобными методами заметно увеличить производительность аэратора невозможно. Количество всасываемого аэратором воздуха, несмотря на высокий коэффициент использования кислорода, далеко недостаточен для достижения скоростей осаждения железа порядка 10 г/л час, которые прежде достигались в исследовательских работах и на опытной установке «НК».

9Таблица № 3

10

Очевидно, что путем самовсасывания воздуха из атмосферы аэратор не сможет пополнить его недостаток в 300-500 %. Это можно видеть на рисунке 6, где нанесена кривая зависимости количества  всасываемого аэратором воздуха от температуры раствора.

Только в растворах с температурой 600 можно ожидать производительности аэратора по воздуху около 3 кбм. /мин. Но уже при рабочей температуре 800 она уменьшается до 0,6 кбм. /мин и при температуре немногим более 900 всасывание воздуха должно практически прекратиться. Из этого следует, что в аэратор Ждана нужно подавать сжатый воздух извне и в таком количестве, чтобы он мог развивать необходимую производительность по осаждению железа.

Пока что нет никаких оснований считать конструкцию аэратора Ждана неудовлетворительной, так как его работа сейчас не обеспечена нужным количеством воздуха, но вместе с тем и нет никаких оснований полгать, что он будет давать такое же высокое использование кислорода и в случае подачи через него повышенного количества воздуха. Неясность этого вопроса требует, разумеется, постановки проверочных опытов на заводе.

11ВЫВОДЫ

1. Существующий на заводе № 25 аэратор конструкции Ждана имеет высокий коэффициент использования кислорода воздуха на окисления железа.

Однако недостаточное количество всасываемого аэратором воздуха ограничивает его производительность.

2. Требуется поэтому подвести сжатый воздух в ротор аэратора извне, проверит в этом случае его работу, как дробителя воздуха и установить оптимальные условия его работы.

postheadericon Определение осмия в сырье и продуктах Норильского комбината. Отчет № 41/50. Норильск 1950 год [полный текст]

Время чтения статьи, примерно 12 мин.

00Определение осмия в сырье и продуктах Норильского комбината. Отчет № 41/50. Норильск 1950 год [полный текст]

МВД СССР Норильский металлургический комбинат Центральная лаборатория Исследовательский центр Начальник Центральной лаборатории Мышалов Е.Г. Руководитель исследовательского сектора Полякин Ю.Л. Руководитель и исполнитель темы Федорова А.Н.

Начало работы 28 мая 1950 год

Конец работы 31 декабря 1950 год

Страниц 18.  Таблиц 3. Рисунков 4.

Данная тема была начата только в конце мая месяца, хотя рассчитана на целый год 01.01.1950 – 01.01.1951 г.г.

Проблема осмия в целом трудна. Об этом свидетельствует длительность сохранения ее в плане исследовательских

работ Комбината и аффинажного завода. Аналитическую честь этой проблемы, выраженную в данной теме, нужно признать тоже нелегкой. Она сложна и в силу недостаточной конкретности темы, ибо нельзя считать реальным выработку единого метода, пригодного для всего комплекса весьма разнообразных и по своему химическому составу, а по содержанию платиновых металлов и материалов производства Норильского комбината, и – ввиду отсутствия до последнего времени каких бы  то ни было доказательств наличия осмия я Норильском месторождении.

На основании устной информации можно было заключить, что в шлиховой платине осмия не было обнаружено.

В других материалах, где концентрируются платиновые металлы, а именно, в шламах присутствие осмия металлургами комбината и аффинажного завода отрицалось.

Она придерживались того мнения, что осмий должен теряться /выгорать/ уже в ранних стадиях металлургического передела. Однако, анализом отходящих газов, проведенным пробирной лабораторией, в них не было констатировано осмиевых соединений  (устная информация, отчета для ознакомления с работой не было представлено). А между тем знакомство с норильскими шламами заставляло предполагать в них наличие некоторого количества осмия. Поэтому решению поставленной задачи было сочтено необходимым предпослать доказательство присутствия осмия в богатых шламах и определение порядка его содержания.

2-го июня с. г. в дестиллате от отгонки примененной к  спеку с BaO2 одного из образцов шлама 49 г., было фиксировано реакцией с тиомочевиной и гидролизом присутствие осмия. Способ получения, розовый цвет раствора, полученного действием тиомочевины на дестиллат (O3O4)и черная окраска гидроокиси, выделенной из него, свидетельствовали об этом. Несколько позже было  установлено, что содержания осмия в аналогичных материалах определяется величиной порядка 0,05%.

Становилось, таким образом, ясно, что весовой способ определения осмия, применяемый для анализа осмисного иридия (1) непригоден. Следовало искать решения в области колориметрии, в частности, в фотоколориметрии, нашедшей в лаборатории комбината широкий круг применения.

В руководстве Сендэла по колориметрии (2) указывается на возможность применения для целей количественного определения малых количеств осмия реакции Чугаева с тиомочевиной. Там дан график, показывающий прямую зависимость экстинкции от концентрации осмия в пределах 1-ЗƔ/мл для розовых растворов, получаемых действием 10 % раствора тиомочевины при нагревании на солянокислые растворы /4/ , содержащие четырехокись осмия, поглощаемую при перегонке соляной кислотой 1:1, насыщенной сернистым газом.

Определение прозрачности таких растворов рекомендуется производить с применение» синего или зеленого светофильтров. Па зеленей светофильтр указывается, как на средство дня устранения влияния желтого тона, возникающего при взаимодействии тиомочевины с сернистой кислотой.

Они данные служили отправной точкой при разработке фотоколориметрического метода определения осмия в шламах.

1Для стандартного раствора была использована продажная четырехокись осмия. Она растворялась в 4n-NCl, насыщенно сернистым газом для предупреждения улетучивания четырехокиси. Оказалось, что такой раствор обладает желтой или желто-бурой окраской в зависимости от концентрации осмия.

Была сделана попытка использовать возникающую от действия сернистой кислоты на четырехокись осмия желтую окраску для целей колориметрического определения осмия, которая, однако, не увенчалась успехам, так как такие растворы оказались слабо поглощающими свет /гр1/.

Опасность же отрицательного влияния их желтой окраски на результаты определения прозрачности розовых растворов, получающихся действием тиомочевины на четырехокись осмия, исключалась, потому что при действии тиомочевины на указанные растворы их желтый тон исчезал прежде, чем появлялся розовый цвет сполна замещенного комплексного иона [Os(CS(NH2)2)6].

Измерения прозрачности розовых растворов, произведенные на фотометре Пульфриха, показали, что их спектральная характеристика относительно благоприятна для работы с фотоколориметром «Москип», имеющимся в лаборатории, так как область светопоглощения этих растворов (желтый < зеленый < синий > фиолетовый – график – №2) близка к области наибольшей чувствительности селеновых элементов (график № 3), которыми снабжены названные фотоколориметры.

Необходимость нейтрализации при помощи зеленого светофильтра желтой окраски, возникающей в результате взаимодействий тиомочевины с сернистой кислотой, о чем уже, говорилось выше, оказалось излишней, так как упомянутая желтая окраска исчезает сама по себе при нагревании, нагревание же рекомендуется, как необходимое условие для реакции осмиевых растворов с тиомочевиной.

Не основании изложенного, можно было рассчитывать на удовлетворительные, в отношения чувствительности, результаты фотометрирования розовых осмиевых растворов и без применения светофильтров.

Это предположение подтверждалось характером полученной в дальнейшем калибровочной кривой для растворов [Os(H2NCSNH2] 6 (график № 4) [работа без светофильтров давала возможность пользоваться цветомером ЦЗ-А  (фотоколориметр) без переделок прибора. Случайный подбор источника света (неразборчиво) инструмента и светофильтров не дали возможности пользоваться последним без переделки.

2Для применения светофильтров необходим более чувствительный гальванометр или более сильный источник света.

Несмотря на эти благоприятные предпосылки, эксперименту сопутствовал ряд затруднений. Оказалось, что стандартный раствор при нагревании с тиомочевиной выделяет серу.

Было выяснено, что выпадание серы находится в прямой зависимости от концентрации кислоты в растворе и температуры нагревания. Так в растворах 4n и 2n HCl содержавших 2 мл. раствора H2SO3 и 3 мл. 10 % раствора тиомочеваны на 50 мл. общего объема жидкости при концентрации осмия 2-20 Ɣ/мл., при нагревании в течение 10 минут сера появлялась, а при 1n HCl и ниже растворы оставались прозрачными. Однако, большое снижение кислотности, чем 0,5 % недопустимо, так как при хранении такие растворы бурели /гидролиз/. Понижение температуры нагревания действовало в том же направлений, что и уменьшение концентрации серной кислоты. Поэтому в этот период в опытах построения калибровочных кривых стала применяться растворы четырехокаси осмия в 1n HCl и нагревание их к тиомочевиной допускалось лишь до 800.

Тем временем бала выявлена новая особенность стандартного раствора – ослабление по мере хранения реакционной способности с тиомочевиной. А так как дестиллат давал с тиомочевиной окраску столь же быстро, как и свежеприготовленный раствор четырехокиси осмия в соляной кислоте, то решено было для построения калибровочной кривой предварительно перегонять первый «устаревший» стандартный раствор. Оказалось, что построенная таким образом кривая резко отличалась по своей крутизне от предшествующих кривых. Как выяснилось позже, причина этого крылась в неполноте отгонка четырехокиси осмия, фиксировать которую сразу не удавалось, поэтому, что при осторожном нагревании с тиомочевиной /80°/ остаток от отгонки не давал порозовения/.

3Интересно, что при перегонке стандартного раствора, то есть раствора четырехокиси осмия в соляной кислоте, содержавшей двуокись серы, даже при добавлении значительных количеств перекиси водорода и продолжительности дистилляции ни разу не удалось отогнать четырехокиси осмия больше, чем на 75%.

В отсутствии окислителя (H2О2, крепкая царская водка) перегонка достигала лишь 10% от взятой четырехокиси Вскоре было установлено, что раствор хлористого олова повышает чувствительность реакции с тиомочевнной остатка от отгона стандартного раствора четырехокиси осмия, как это наблюдается, по Сендэлу, в отношении [OCl6 хороший результат получается, если раствор нагревать с тиомочевиной продолжительное время (20-30 минут) до 98-99°, а выделившуюся серу отфильтровать через плотный фильтр. Таким образом явилась возможность вводить поправку на неполноту отгонки четырехокиси. Это дало некоторый положительный эффект, но являлось неудобным. Впрочем, приняв в качестве условий для реакции четырехокиси с тиомочевиной  нагревание до 98-99°, с последующим фильтрованием охлажденных растворов, можно было отказаться от предварительной перегоняй стандартных растворов для построения колибровочных кривых.

Однако, оставалось еще затруднение. При применении метода к шламам выяснилось, что для отгонки четырехокиси осмия требуется 1/2 – 1 час времени, а в последнем случае является уже опасность потери четырехокиси, так как он успевает за этот промежуток времени, несмотря на предварительное насыщение сернистым газом соляной кислоты, употребляемой в качестве поглотителя, переместиться из первого приемника в четвертый, последний.

Ни увеличения числа приемников, ни просто уменьшения объема поглощающей жидкости нельзя было признать целесообразным при незначительности содержания осмия в исследуемых материалах. Поэтому был восстановлен классический способ поглощения четырехокиси осмия щелочью.

Щелочные растворы осмиатов после подкисления соляной кислотой давала почта моментально розовую окраску с тиомочевиной.

Для предупреждения потерь четырехокиси осмия при подкислении растворов соляной кислотой в щелочь предварительно вводился сульфит натрия. При значительных концентрациях осмия можно легко наблюдать в этом случае переход осмия в шестивалентное состояние, сопровождающийся образованием пурпуровой окраска – признак Na2SO4

4При малых же концентрациях заметно лишь обесцвечивание растворов. Естественно было после этого перейти и к щелочным стандартным растворам, чтобы обеспечить идентичность

условий при построении калибровочных кривых и анализе материалов. Поэтому та же продажная четырехокись осмия была растворена в щелочи с добавкой сульфита. Полученный красно-фиолетовый раствор и служил при всей дальнейшей работе в качестве источника растворов для построения калибровочных кривых. Так как концентрация указанного раствора по щелочи была известна (в данном случае – In NaOH), то имелась возможность создавать, применяя рассчитанные количества соляной кислоты, заданную кислотность среды для реакции с тиомочевиной) обычно расчет производился на однонормальный раствор по соляной кислоте). Правда, и щелочной раствор осмиата натрия с течением времени терял способность после подкисления давать быстро окраску с тиомочевиной. Однако, при применении для этой реакции нагревания до температуры, близкой к температуре кипения, различия, как оказалось, относились лишь к начальному моменту возникновения окраски, конечный же результат при указанных условиях зависел лишь от концентрации осмия. Последним обложением явилось выпадение серы.

5Как уже упоминалось, в большинстве случаев при направлении кислых осмиевых, растворов, содержащих сернистую кислоту, выпадает сера. Она относительно легко отфильтровывается. Фильтрование и было принято в качестве обязательной операции для фотоколориметрического определения осмия, но для построения калибровочных кривых растворы сначала фильтровались сериями и при повторном фотометрировании не всегда перефильтровывались, появление опалесценции определялась на – глаз. (Как правило, фотометрировние производилось дважды, каждый раз делалось по 3-4 замера, среднее из двух определений /6-8 измерений/ принималось за окончательный результат для светопоглощения испытуемого раствора/. Между том процесс вода левая серы оказался длительным и идущим с различной скоростью в каждом отдельном случае. Потому, только при неприменном фильтровании изучаемого раствора перед каждым измерением на фотоколориметре стала возможной полная воспроизводимость определений.

6Только после этого, исходя из раствора осмиата (O3O4 + 2NaOH + Na2SO3 > Na2O3O4 + Na2SO4 + H2O) при действии на него соляной кислотой, а затем тиомочевиной при нагреваний, с обязательным фильтрованием, перед каждым фотометрированием (всего 2) полученной окрашенной в розовый цвет жидкости, была построена калибровочная кривая для определения осмия (график № 4).

Измерения производились на фотоколориметре марки «Москип» 49 г. с осветительной кино-лампой SOW.

Проверка кривой показала, что колебания между отдельными определениями не превышают 5% (относительных) в пределах концентраций осмия 1-9 у/ мл. По отклонения не носили характера случайных выпадений, скорее они отражали влияние некоторого фактора, так как точки, соответствующие светопоглощению, для отдельных

серий растворов с постепенно изменяющейся концентрацией осмия всегда располагалась на плавных кривых, отличающихся друг от друга слегка только радиусом кривизны. Возможно, что это является отражение некоторых колебаний в режиме нагревания растворов. Остановиться на изучении этого явления в данный период не представилось возможности в силу ограниченности времени и недостаточности наличного запаса тиомочевины.

Полученная кривая /график №4/ была использована для определения содержания осмия в ряде материалов.

Результаты, приведенные в таблице 1 и 3, показывают на удовлетворительное решение вопроса фотоколориметрического определения малых количеств осмия.

7Оставалось избрать метод обработки пробы для отгонки четырехокиси осмия. Лучшим способом отделения осмия от других металлов признается, именно, удаление его в виде  OSO4. Предшествовать отгонке должна щелочно-окислительная плавка NaOH + KNO3 или NaOH + Na2O2 при которой осмий окисляется до 6-валентного состоянии, переходя при этом в осмиат. Из раствора осмиата осмий отгоняется царской водкой в виде OSO4 в последнем случае он отделяется и от рутения, так как RuO4 отгоняется хлором только из щелочной среды, окисляясь до Ru VIII за счет гипохлорита, соляной же кислотой он восстанавливается до Ru IV.

Щелочно-окислительная плавка в применении к богатым шламам / на 1 г.  - 6- 8 г. NaOH + 2-3 г. KNO сплавление при перемешивании в течение 3-3 1/2 часов при t – 350-4000 давала тот же эффект, что и спекание с BaO2 (на I ч., - 5-8 ч. BaO2 спекание 2 часа при t- 300-8300). Оба эти приема были испытаны сначала на искусственном материале,

полученном следящий образом: шлам переводился полностью в раствор, из него царской водкой отгонялся осмий, остаток выпаривался несколько раз с соляной кислотой для разрушения нитросоеденений и окончательного удаления осмия. В раствор, после отделения части жидкости для поверочной пробы на отсутствие осмия, вводилось определенное количество осмиевого раствора известной концентрации, и платиновые металлы восстанавливались в нейтральной среде муравьино-кислым натрием.

Полученный металл взвешивался без прокаливания и в воздушно-сухом состоянии использовался для упомянутых выше целей.

Как в случае сплава NaOH +  KNO3 , так и в случае спека BaO2 оказалась достаточным имеющегося в них избытка окислителя  для отгонки четырехокиси после обработки последних соляной кислотой. Дополнительная перегонка с добавлением перекиси водорода или азотной кислоты не показывала обычно признаков четырехокиси осмия, что и принималось за доказательство полноты первоначальной отгонки.

Предпочтительнее казалось избрать спекание из-за большей простоты работы / в отсутствие необходимости перемешивать пробу при сплавлении, легкость извлечения из тигля и перенесения в реакционную колбу/. Кроме того полнота разложения пробы, наблюдающаяся при обработке спека с BaO2 соляной кислотой, создает большую уверенность в подводе отделения осмия. Поэтому все опыты по анализу шламов и их промежуточных продуктов проводились через спекание с перекисью бария.

Что касается адамов из медной губки, го для них в данном случае требуется предварительная операция – прогревание на слабой электроплитке, т.к. они при непосредственном сплавлении со щелочью и окислителей или спекании с перекисью бария воспламеняются уже при низкой температуре. Нагревание шлама сопровождается

выделением дыма с резким запахом, однако, непохожим на четырехокись осмия. Отдымливание шлама, проведенное в перегонном аппарате с просасыванием воздуха и поглощением образующегося газа щелочью не показало признаков четырехокиси осмия в приемниках. По всей видимости разлагается какая-то органическая примесь. Сомнительно, чтобы при этих условиях осмий мог окисляться и вследствие этого теряться. Материал, отдымленный на электроплитке / как только появляется дым, чаща с пробой снимается с плитки, по мере дымления масса шлама сереет/, спекается с перекисью бария уже спокойно.

Что касается условий спекания, то встречаются указания на необходимость в присутствии осмия придерживаться низкой температуры. Между тем такие спеки разлагаются, неполностью соляной кислотой, и опыт показал, что в таких случаях наблюдается занижение результатов по осмию. Поэтому и была принята для спекания шламов с BaO4 температура, равная 800°.

При полном разложении спека соляной кислотой четырехокись осмия отгоняется при навеске шлама – 0,5-1,0 г. в течение 20-30 минут.

В результате выяснение всех указанных обстоятельств для определения осмия в богатых шламах были приняты следующие условия:

навеска в 1,0 гр. тщательно растирается с перекисью бария, масса переносятся в фарфоровый тигель и покрывается слоем перекиси, на дне тигля тоже слой перекиси – всего перекиси бария – 5 гр. Для шлака из медной губки навеска подогревается в фарфоровой чашке до появления дыма; по прекращении дымления посеревшая масса смешивается с перекисью бария и спекается. Спекание проводят при 800° в течение 1 1/2 – 2 часов. Спекшаяся масса легко отстает от тигля. Она переносится в реакционную колбу перегонного аппарата (Измененный аппарат Ледебура – Кариоза) соединенную последовательно с 5-ю приемниками, из которых 1-й пустой (в нем конденсириуются пары воды и соляной кислоты) во 2-м – 15 мл. до 2n NaОН и 5 мл. H2SO3, в 3-м и в 4-м по 20 мл. 1n NaОН.

Перегонка производится под вакуумом с просасыванием воздуха. Спек разлагается HCl /1:1/, через воронку по каплям спускаются 20 мл. Кислоты при внешнем охлаждении реакционной колбы. Затем раствор подогревается до кипения. По мере отгонки дважды вводится в колбу по 5 мл. вода. Через 1/2 часа перегонка прекращается. К конденсату 1-го приемника, если он бесцветен добавляется 5 мл. H2SO3 и жидкость присоединяется к содержимому остальных приемников, при этом раствор 2-х последних используется для обмывания первых двух.

 Если конденсат 1-го приемника имеет желтоватый оттенок /признак присутствия рутения/, то – он подвергается перегонке с добавлением небольшого количества соляной кислоты и перекиси водорода. Вторичный конденсат присоединяется, как указано выше, к щелочному раствору поглотителей. Общий объем жидкости, собранной до всех приемников, не должен превышать 82,5 мл. К щелочному раствору осторожно добавляется 12,3 мл.  конц. HCl, а затем 5 мл. 10 % раствора тиомочевины. Жидкость перемешивается и нагревается на кипящей водяной бане в течение 30 минут, затем охлаждается до 20°, после чего отфильтровывается сера, и полученный прозрачный раствор фотометрируется.

Описанный способ был применен к анализу продукции № 13. Полученные результаты суммированы в таблице № 1. Из приведенных данных видно, что расхождение между параллельными не превышает 8% определяемой величины. Есть некоторое основание предполагать, что эта цифра является случайной, и расхождение не будет превышать 6 %. Удовлетворительную сходимость результатов при различии навесок и разновременности определений, что имело место в данном случае, можно, по-видимому, принять за свидетельство полноты выделения осмия, тем более что дополнительная перегонка, как указывалось ранее, не показывала признаков присутствия осмия в остатке.

Дальнейшим этапом являлось применение данного метода определения к материалам более бедным платиновыми металлами, чем продукция № 13.

В соответствии с указаниями Сендэла /2/ относительно возможности концентрирования осмия в свинцовом корольке намечено было провести с помощью пробирной лаборатории ряд плавок со свинцом для материалов шламового цеха. Однако, по причине аварийности печей плавок пробирной лабораторий осуществлено не было. В попытке определить все же порядок содержания осмия в промежуточных продуктах процесса обогащения шламов был применен тот же способ, что и к продукции № 13.

Для ряда продуктов пришлось предварительно применить очень осторожный «обжиг», чтобы удалить основное количество серы, так как без этого, спекание сопровождалось воспламенениями сопряженным с потерями осмия.

Последнее било установлено экспериментально. Все это в равной мере относится к сплавлению со щелочью и окислителем.

Навеска прогревалась в фарфоровой чаше на слабой электроплитке до прекращения дымления и исчезновения запаха сернистого газе. При первичных шламах наблюдается возгорание серы, и температура массы поднимается до 344°. Остаток серый, слегка спекшийся.

В методе анализа осмистого иридия Девиля и Дебре /1 / предлагается сернистый осмий прокаливать с серой в фарфоровом тигле, помещенном в другой тигель. Принимая во внимание сказанное, можно было надеяться, что при указанных выше условиях выжигания серы из материала с бедным содержанием осмия потери последнего не имеют места. Поскольку же для получения удовлетворительного результата при фотометрировании осмиевых растворов требуется не менее 0,1 – 0,2 мгр. осмия /1-2Ɣ/ мл./, то приходилась сильно повышать навески по мере обеднения материала осмием, поэтому к  материалам шламового цеха была применена предварительная обработка соляной кислотой. Остатки от кислотном обработки пришлось тоже обжигать на плитке перед спеканием с перекисью бария /3 кратное количество/. В стеклянном приборе представлялось опасным вести перегонку с большим количеством нерастворимых солей (SiO2, BaSO4, BaCl2 в насыщенном растворе), что обуславливалось необходимостью работать с небольшие объемом жидкой фазы для успешной отгонки, поэтому навеска делилась на части, а дестиллаты от спеков принималось в одну и ту же порцию щелочи. Так концентрировался осмий из бедных материалов.

Сказанное иллюстрирует таблица № 2.

Способ трудоемкий, но если учесть, что обогащение через свинцовый королек, помимо самого сплавления, потребует разварки в азотной кислоте, затем, вероятно, сплавления с цинком рада дезапрегации, и только после этого последует спекание, с перекисью бария и отгонка, то только что испытанный вариант анализа может оказаться предпочтительным, сплавление же со свинцом сохранит значение для материалов разных стадий металлургического  передала. Проведенная экспериментальная работа по анализу материалов шлакового цеха должна рассматриваться, как

Разведывательная. Хотя и воспроизводимость результатов, и отражение полученными цифрами процесса обогащения шламов (таблица № 3) являются свидетельством известной достоверности подученных данных, но, поскольку характеристика распределении осмия в материалах одного из участков производства дается впервые , то необходима проверка результатов другим каким либо чувствительным способом, например, методом спектрального анализа. Анализ котрельной пыли требует разработки в направлении подготовки пробы да щелочно-окислительных плавок.

ВЫВОДЫ

1. Доказано впервые присутствие осмия в Норильских шламах и тем самым в Норильском месторождении.

2. Разработан метод фотоколориметрического определения осмия.

3. Дан метод определения осмия в шламах

4. Способ опробирован на шламах в промежуточных продуктах шламового цеха.

ЛИТЕРАТУРА:

1. Труды института по изучению платины и др. благородных металлов по анализу.

2. Колориметрическое определение следов металлов Е.Б. Сендэл – 1949 год.

postheadericon Получение серной кислоты из отходящих газов от медеплавильного производства

Время чтения статьи, примерно 19 мин.

Ульрих Х.Ф. Сандер. Получение серной кислоты из отходящих газов от медеплавильного производства

SULFURIC ACID PRODUCTION FROM COPPER SMELTER SO2 GASES

Перевод с английского языка. Источник: 106th  Aime annual meeting Atlanta, Georgia, march 8th 1977

Количество страниц: 29. Количество иллюстраций. 16. Дата выполнения: Июнь 1977 г.

Аннотация

Новый медеплавильный завод в Гамбурге фирмы «Норддойче Афинери» является примером применения особых рабочих условий и устройств для обработки отходящих газов от взвешенной плавки в сочетании с конвертером.

Сернокислотная установка, работающая по принципу двойного контактирования с двойной абсорбцией (ДК/ДА), доказала свою гибкость и надежность на протяжении пяти лет работы по обработке отходящих газов, значительно различающихся по концентрации  SO2 и расхода газа.

Во второй части доклада приводятся технические аспекты и возможности переработки богатых по SO2 газов в серную кислоту, Экономические аспекты представлены на результатах анализа модели затрат по развитию процессов непрерывной плавки меди с применением кислородной технологии.

 

Введение

Фирма «Норддойче Афинери» в Гамбурге эксплуатирует медеплавильный завод на протяжении десятилетий и имеет опыт по переработке отходящих газов в серную кислоту.

В 1972 г. новый медеплавильный завод был введен в действие рядом с уже существующими заводами этой компании в Гамбурге.

В виду расположения всего металлургического комплекса на окраине одного из крупнейших городов Германии особое внимание было уделено вопросу защиты окружающей среды. Сокращение выбросов  SO2 до самых низких практически осуществимых пределов стало одним из наиболее важных аспектов, которые должны были учитываться при создании новых установок.

С современной точки зрения выбор процесса ДК/ДА в данном случае не самый целесообразный. В период же планирования, однако, было весьма прогрессивным создание кислотной установки ДК/ДА для обработки газов с часто меняющейся концентрацией SO2 с целью гарантии концентрации SO2 в отходящих газах не выше 0,05 об. %.

Проблема сокращения выбросов SO2, в целом несколько более сложная, чем только обработка отходящих газов такого меняющегося состава. С целью достижения оптимальных технических и экономических решений необходимо включить не только установки для забора газа и обработки отходящих газов непосредственно у источников образования SO2, но также должны учитываться определенные соображения и модификации различных стадий плавильного процесса.

 

Газосборник отходящих SO2 газов

Чтобы представить особенности системы фирмы «Норддойче Афинери» для обработки отходящих газов с целью получения серной кислоты, необходимо кратко описать источники получения SO2 показанные на рис.1.

Новый медеплавильный завод рассчитан на переработку 50 т/час сухого концентрата, содержащего 27% Сu, 28% Fе и 32% S.

Такая производительность достигается в среднем за месяц, а производительность в час выше. Основным источником выделения SO2 является печь Оутокумпу для взвешенной плавки, где высушенные концентраты обжигаются и плавятся в одной операции. В результате образуются медный штейн с содержанием Сu от 58 до 62% и шлак.

Скорость газового потока поддерживается постоянной примерно 76000 м3/час. Содержание SO2 в отходящих из плавильной печи газах в среднем равно 10% объемных и изменяется в пределе от 8 до 11% объемных, в то время как концентрация кислорода на выходе из печи составляет 1% объёмный.

Целью процесса непрерывной взвешенной плавки является производство относительно богатого медного штейна, в результате чего необходимая работа конвертера и объем конвертерного газа могут быть сокращены. Сокращение объема отходящих газов означает увеличение SO2 на выходе из печи. Промышленный кислород, однако, не используется в процессе взвешенной плавки.

Отходящие газы из печи для взвешенной плавки, имеющие температуру 1300°С, охлаждаются до 380°С в котле-утилизаторе тепла отходящих газов прежде, чем они поступают в электрофильтр для горячего газа, где содержание пыли в газе снижается до 100—150 мг/м3. Промежуточный вентилятор перегоняет газы в секцию для мокрой очистки газа. Вентилятор имеет устройство для контроля за скоростью, управляемое в зависимости от дутья в плавильной печи.

Таким образом, небольшой подсос в плавильной печи снижает до минимума потерю двуокиси серы, в то время как герметичность системы помогает избежать нежелательную утечку воздуха и разбавление газа.

Другим источником SO2 является процесс конвертирования меди, при котором штейн преобразуется в черновую медь с содержанием Сu до 99,2%. Применяются стандартные конвертеры типа «Прис-Смит». Из двух конвертеров в системе, работает только один, перерабатывая около 500-600 т/сутки жидкого штейна. Объем нагнетаемого воздуха постоянен независимо от различных периодов продувки в конвертере. Этот объем равен примерно 4500 м3/час.

 Автоматические устройства для контроля дутья ограничивают подсос воздуха в напильники конвертера до 100% (т.е. объем подсасываемого воздуха равен объему конвертерных газов). При продувке шлака общая концентрация SO2 в конвертерных отходящих газах находится в пределе от 5 до 6 % объемных, в то время как при продувке меди концентрация SO2 может достичь 11% объемных. Первоначально напыльники служили для создания герметичности конвертеров во время продувки. Теперь же, при строгих предписаниях контроля за выбросом SO2 даже внутри завода, напыльники должны конструироваться таким образом, чтобы избежать даже минимальной утечки SO2, если в конвертере нет дымохода.

Дальнейшая обработка потока конвертерных отходящих газов подобная той, которая применяется для обработки газов от взвешенной плавки. После дополнительного охлаждения до 400°С газ обеспыливается до 200 мг/м3 в электрофильтре для горячего газа, состоящего из двух параллельных устройств. Два промежуточных вентилятора с контролем скорости работают одновременно и параллельно отгоняют конвертерные газы.

Перед тем, как попасть в систему для мокрой очистки газа, отходящие газы из печи для взвешенной плавки и из конвертера смешиваются.

Практически постоянный поток SO2 от непрерывного процесса взвешенной плавки представляет собой основную газовую загрузку для сернокислотной установки, в верхней части которой изменяющиеся концентрации SO2 и газовые потоки от дискретного процесса конвертирования накладываются. Большое количество воздуха, попадающего в конвертерные и дополнительные напыльники обычно несет достаточное количество кислорода в общий газовый поток, так что конечное отношение O2/SO2 около 1,1 легко достигается в поступающих в сернокислотную установку газах.

С целью оптимизаций различных стадий процесса в особенности, касающихся обработки отходящего газа и надежной работы сернокислотной установки была разработана система автоматического регулирования, основанная на УВМ.

Поскольку работа конвертера имеет наибольшее влияние на всю систему отходящих газов, то все основные показатели работы конвертера и печи контролируются и записываются не только в центральном пункте управления, но и на пульте управления сернокислотной установки.

 

Система мокрой очистки газа

Объединенные потоки газа из печи взвешенной плавки и из конвертера обрабатываются в системе мокрой очистки газа, которая соответствует стандартным устройствам.

В двух параллельных промывочных башнях газы промываются противотоком слабой серной кислотой, в результате чего удаляется основная часть оставшегося количества пыли.

В то же время газы охлаждаются путем адиабатического выпаривания воды. Содержащаяся в газе SO2  конденсируется, образуя туман H2SO4,  который удаляется в мокрых электрофильтрах. Дальнейшее охлаждение газов осуществляется в шести дополнительных газовых холодильниках, установленных параллельно. Это делается с целью уменьшения количества воды в газах до такой степени, чтобы был возможен надежный контроль водного баланса в кислотной установке.

Охлаждение газы объединяются и поступают в двухстадийный электростатический туманоотделитель.

 

На первой стадии используется шесть параллельных устройств из листового свинца со стальной арматурой. На второй стадии используется пять электрофильтров из фибры, упрочненной полиэфирным материалом, осадительными электродами из пластиковых трубок и специальными разрядными электродами из стали и свинца.

В конечной стадии из газа удаляются последние следы тумана и пыли, в результате получается оптически чистый газовый поток SO2 для кислотной установки.

 

Установка, работающая по принципу ДК/ДА

 

Учитывая сложную взаимозависимость различных цехов медеплавильного завода, вся система обработки отходящих газов должна быть, сконструирована таким образом, чтобы обеспечивать, возможно, более высокую степень ее использования и гибкость. Поэтому фирма «Норддойче Афинери» смонтировала две одинаковых параллельных установки ДК/ДА, как видно на модели установки, рис.2. Таким образом, при работе только одной кислотной установки все же возможна работа плавильного завода, правда, при неполной нагрузке. На рис. 3 показан общий вид действующих установок, очень компактных.

Исходные данные для проектирования и отношения с действительной производительностью, а также максимальной производительностью сернокислотной установки медеплавильного завода приведены в таблице 1.

Кислотная установка рассчитана на максимальный объем газа около 200.000 м3/час и концентраций SO2 от 4,5 до 8,4 % объемных.

При проектировании установки ДК/ДА учитывались не только максимальные мгновенные условия нагрузки, т.е. максимальные концентрации SO2 и максимальные потоки газа.

Таблица 1

Зависимость проектной и фактической мощности сернокислотной установки фирмы «Норддойче Афинери», работающей на отходящих газах плавильных печей

 

Загрузка концентрата в год 400.000 тонн/год
Содержание серы в год (основано на содержании 32/ 4 в концентрате) 128.000 тонн/год
Средняя степень извлечения серы 95%
Ежегодное извлечение серы 121.6000 тонн/год
Ежегодное производство H2SO4 372.400 тонн/год
Производительность по H2SO4 из расчета365 суток в году. 1.020 т/сутки
Коэффициент использования оборудования (345/365) 94,5%
Производительность в расчете на рабочеевремя 1.080 т/сутки
Номинальная производительность в расчетена рабочее время      1.200 т/сутки
Коэффициент готовности   90 %
Степень использования максимальной мощностимгновенная максимальная мощность        1.830 т/сутки
Коэффициент производительности 1020/1830 56 %

 

Одной из главных задач было обеспечение автотермального режима для различных концентраций газа. Это означает, что газотеплообменник должен быть рассчитан даже на самые низкие концентрации SO2.

Поскольку требуемая поверхность переноса тепла увеличивается но мере снижения концентраций SO2, необходима примерно в тон раза большая поверхность теплообменника, для обработки газов с концентрацией SO2 об. %, чем для обработки с содержанием SO8,4 об. %.

С целью достижения авто термального режима при таких низких, концентрациях SO2 дальнейшем необходимо сократить потери ощутимого газового тепла, особенно в системе промежуточной абсорбции. Поэтому для промежуточной абсорбции устанавливаются абсорберы типа трубы Вентури с движением газа и жидкости прямотоком вместо обычных орошающих башень. Эффективное сокращение ощутимых потерь газового тепла, достигаемое такой системой абсорбции с движением прямотоком, является реальной предпосылкой для проведения процесса двойного катализа при обработке металлургических газов, значительно отличающихся по содержанию SO2 без использования дополнительного вспомогательного тепла.

На этой установке используются холодильники из нержавеющей стали спирального типа для системы охлаждения кислоты, которая рассчитана на максимальную мгновенную нагрузку подаваемых газов с содержанием SO2 8,4 % по объему. Для охлаждения используется речная вода.

Степень контактирования SO2 составляет 99,5%, что соответствует концентрациям SO2 в отходящем газе менее чем 0,05 об. %.

Отходящий газ выбрасывается в атмосферу через трубу высотой 150 метров. Говоря о новом медеплавильном комплексе «Норддойче Афинери», в целом нужно заметить, что степень извлечения серы превышает 95% от общего содержания серы в концентрате, как показано в таблице 2.

Необходимо отметить, что, несмотря на очень высокий уровень механизации и автоматизации, наиболее важным фактором равномерной работы такой взаимосвязанной системы является хорошая координация и кооперация обслуживающего персонала завода.

 

Таблица 2

Баланс серы на новом медеплавильном заводе миомы  «Норддойче Афинери»

 

Поступление серы

Медные концентраты – 100%.

Потери серы

Шлак – 1,4%.

Промывочная кислота для очистки газа – 0,4% и 0,95%.

Улавливаемая пыль (рециркулируемая для дальнейшего извлечения S в отдельных установках) – 0,4%.

Потери внутри установки – 0,15% .

Потери в отходящих трубных газах – 0,4%.

Извлечение серы – 3,3%

Производство серной кислоты – 96,7%.

 

Работа всего нового плавильного комплекса контролируется из центрального пункта управления, однако существует еще отдельный пункт управления сернокислотной установки и газоочистной секцией. Система селекторной связи объединяет все отдельные участки завода.

Принимая во внимание пятилетий опыт работы, установка ДК/ДА фирмы «Норддойче Афинери» действительно доказала свою пригодность и надежность даже при обработке таких нестабильных потоков с изменяющейся концентрацией SO2 в газе, что является типичным для объединенных потоков отходящих газов печи взвешенной плавки и конвертера.

 

Направления в обработке газов с высоким содержанием SO2

После рассмотрения практического примера системы обработки отходящих SO2 газов, типичной для современного медеплавильного завода, обсудим некоторые направления будущего в производстве серной кислоты из газов с высокой концентрацией SO2.

С усилением требований по защите окружающей среды возросли дополнительные затраты на установки для уменьшения загрязнения окружающей среды. Они составляют значительную часть капитальных и эксплуатационных затрат всего плавильного завода.

Хотя может показаться, что мы начинаем дело не с того конца, вопрос уменьшения загрязнения окружающей среды возможно будет иметь гораздо большее значение, чем когда-либо для развития процесса плавки в будущем.

Одной из основных проблем в этом отношении является замена различных стадий металлургического производства практически непрерывным процессом, который обеспечит постоянные потоки газа и постоянные концентрации SO2. В то же самое время развитие процесса с использованием технического кислорода кажется все более интересным в отношении возможной экономии энергии. Обогащение кислородом автоматически ведет к увеличению концентраций SO2 одновременно сокращая объем отходящих газов.

Известные примеры промышленного масштаба – это кислородный процесс взвешенной плавки ИНКО /I/, в результате которого образуются отходящие газы с содержанием SO2 равным 80% по объему и процесс КИВЦЭТ /ж/ с содержанием SO2 равным 70% по объему.

Увеличение обогащения кислородом также применимо и к другим процессам, таким, например, как процесс Оутокумпу кислородной взвешенной плавки /3/; HОPAHДA – процесс непрерывной плавки /4/; МИЦУБИСИ – процесс непрерывной плавки и конвертирования меди /5/; и процесс ЛУРГИ – Бабкок с использованием лугового циклонного реактора /6/.

После всего описанного могло начать рассмотрение конструкций сернокислотных установок, и технико-экономических показателей при переработке в серную кислоту газов с высоким содержанием SO2.

 

Технические возможности

В настоящее время возможно перерабатывать газы, содержащие до 100% по объему SO2, в серную кислоту. Необходимо отметить, однако, что даже при использовании газов, содержащих 100% по объему SO2, при разбавлении воздухом можно получить газы с содержанием только 16% по объему SO2 поскольку требуемое для сернокислотной установки соотношение O2/SO2 равно 1,1. (см.рис. 4). Отходящие газы с более высоким содержанием SO2 могут быть получены при использовании в качестве разбавителя промышленного кислорода или воздуха, обогащенного кислородом.

Обычный процесс ДК/ДА применяется для обработки металлургических газов (рис.5) с максимальной концентрацией SO2 8,5-9% по объему. В таком процессе холодные газы, выходное из газоочистной системы, должны нагреваться перед входом в контактный аппарат до требуемой температуры +440°С. Это достигается путем пропускания высушенных газов через серию теплообменников. С целью поддержания автотермальных условий работы на сернокислотной установке потеря газового тепла, особенно в системах абсорбции SO2, должна компенсироваться теплом от реакции каталитического окисления SO2. Однако, это уже вопрос теплопереноса.

На рис. 6 показана удельная поверхность теплообмена как функция концентрации SO2 на входе в контактный аппарат. Увеличение концентрация в SO2 вызывает повышение температуры в контактном аппарате, что означает сокращение требуемых поверхностей теплообмена, Теоретически при определенной концентрации SO2 наблюдается минимум, как показано с помощью математической зависимости, взятой из литературы /6/.

Как было показано при эксплуатации конструкций Лурги, необходимая площадь теплопереноса может быть оптимизирована в зависимости от типа конструкции, потерь тепла, коэффициентов теплопереноса и т.д. Для стандартной конструкции практически минимум будет примерно равен 8,5 % по объему SO2. Нижняя часть расчетной функции указывает на то, что излишек выделяющего тепла при более высоких концентрациях SO2 необходимо удалять посредством

увеличения кислотных холодильников абсорбционного отделения или подключения дополнительных газотеплообменников. Это будет соответствовать новому подъему кривой.

Как показано на технологической схеме обработки металлургических газов с высокой концентрацией SO2 на рис.7 для извлечения излишка тепла предпочтительнее установить экономайзер и испаритель.

Система для обработки газов с высоким содержанием SO2, которая является модификацией обычного процесса ДК/ДА, была разработана фирмой Лурги. Преимущество этой системы заключается в том, что обычные катализаторы, обычные конструкционные материалы, а также испытанные конструкции могут использоваться без перегрева и повреждения первой камеры контактного аппарата.

Идея заключается в том, что поток металлургического газа с высокой концентрацией SO2 после осушения разделяется. Одна часть потока разбавляется сухим воздухом, содержащим все количество кислорода, необходимое для получения соотношения O2/SO2 = 1,1 с учетом общего количества SOв подаваемом газе. Этот разбавленный газовый поток SO2 нагревается до необходимой температуры у входа в контактный аппарат, прежде чем он поступает на первый слой катализатора. Перед вторым слоем катализатора разбавленный по SO2 загазовый поток смешивается с газовым потоком с высокой концентрацией – SO2 SO3 , образующийся в первой

так называемой стадии доконвертирования ограничивает конверсию SOво второй стадии, поэтому максимальный температурный предел не превышается. Конструкция соответствует пяти слоям катализатора (3+2), т.е. с промежуточной абсорбцией после третьего слоя.

За исключением сушилки для добавочного воздуха и воздуходувки ни какого оборудования больше не требуется.

Даже при обработке газов с содержанием SO2 до 10% по объему, что требует печных газов с содержанием SO2 до 100% по объему; при использовании технологии разбавления воздухом, выброс SOна тонну Н2SO4 не превышает количества, выбрасываемого обычными установками ДК/ДА.

 

Экономические аспекты

С целью выделения возможных экономических аспектов обработки газов с высокой концентрацией SO2 с учетом перспектив развития процессов плавки приведем кратко результаты исследования.

Зависимости стоимости газоочистной системы и сернокислотной установки, как в системы переработки газа в целом, изучались кок функция концентраций SOв отходящих газах. В качестве модели для изучения выбрана система обработки газов медеплавильного завода производительностью 100.000 т/год, что соответствует получению 1000 т/сутки Н2SO4. Результаты исследования обобщены в таблице 3.

Система обработки газа для получения серной кислоты включают полную газоочистную систему с горячим электрофильтром на входе газа и мокрым электрофильтром на выходе газа и самостоятельной сернокислотную установку, включая абсорбер на выходе газа.

 

Таблица 3

Технико-экономические показатели рассматриваемого процесса

 

Производительность медеплавильного завода 100.000 тонн/год Сu
Среднее суточное производство Сu из расчета 345 дней в году 289 тонн/сутки Сu
Коэффициент использования мощности (345/365) 94,5%
Средний состав концентрата (по сухому веществу) 27% Сu, 28% Fe, 32%
Средний расход концентрата 1070 тонн/сутки
Процент извлечения серы 95%
Среднее-количество серы в печных отходящих газах 326 тонн/сутки
Эквивалентное количество Н2SO4: 998 тонн/сутки
Предполагаемая производительность cepокислотной установки 1000 тонн/сутки Н2SO4

 

Необходимо отметить, что изучение модели процесса основано на следующих ограничивающих условиях:

1. Постоянная скорость потока газа и постоянная концентрация SO2, что типично для непрерывных металлургических процессов.

 2. Концентрация на выходе из печи определяется при нулевой концентрации кислорода. Даже если в действительности отходящие газы могут содержать несколько процентов кислорода, вследствие более низкой, чем стехиометрическая, эффективности использования кислорода в плавильных процессах или в результате проникновения воздуха, несмотря на герметичность установки, это не влияет отрицательно на подход в целом.

3. Соотношение O2/SO2 = 1,1 во всех газах, поступающих в конвертер.

 

Таблица 4

Энергопотребление

Электроснабжение 0,08 немецких марок/кВт*час
Промышленный кислород 0,08 немецких марок/м3
Охлаждающая вода 0,10 немецких марок/тонна
Технологическая вода 1,00 немецких марок/тонна
Вода для бойлеров 2,20 немецких марок/тонна
Пар (5 бар) 11 немецких марок/тонна
Пар (10 бар) 15 немецких марок/тонна

 

Анализ капзатрат сделан на основе условий ФРГ без оценки влияния каких-либо непредвиденных и неожиданных обстоятельств.

Эксплуатационные затраты включают зависимые капитальные затраты, такие как амортизация, проценты, страхование, налоги, административные и накладные расходы, а также расходы на эксплуатацию, оплату труда, коммунальные расходы и кредиты на получение пара.

На содержание серы в отходящих газах никакие кредиты не допускаются.

 

Эксплуатационные расходы рассчитывались на основании энергопотребления показанного в Таблице 4.

Единицы себестоимости для капитальных и эксплуатационных раскопов идентичны во всех приведенных схемах.

Объединенные расчетные программы использовались для расчета расходов на сернокислотные установки. Это не только обеспечивают оптимизацию хода процесса и конструкции оборудования, по также дают быстрый и точный расчет расходов по установке, поскольку они постоянно соответствуют самым последним достижениям в технологии и экономике.

Поскольку объем газа определяет в значительной степени размер оборудования, а следовательно и капитальные затраты, можно рассматривать объем подаваемого газа как функцию концентрации SO2 в газах у входа в конвертер; такая зависимость для газов с концентрацией SO2 от 4 до 20% по объему при производительности сернокислотной установки 1000 т/сутки приводится на рис. 8.

 

Концентрация SO2 в подаваемых газах у входа в конвертер определенна и принимается во всех случаях как отношение объема двуокиси серы к общему объему газа, подаваемого в конвертер.

Кривая на рис.8 показывает обратную зависимость, типичную для соотношения массы потока и концентрации. Например, увеличение концентрации SO2 в подаваемых газах от 8% по объему SOдо 16% означает уменьшение объема газа наполовину.

В то время как капитальные затраты на оборудование по обработке газа в сернокислотной установке в первом приближении находятся в прямой зависимости от объема подаваемого газа, важные и дорогостоящие узлы, которые в основном зависят от общего содержания SO2 в газах. Это означает, что при заданной мощности по H2SO4, стоимость таких узлов будет лишь немного сниматься при увеличении концентрации SO2 в подаваемых газах. Это относится, например, к системе охлаждения кислоты, а также в некоторой степени к загрузке катализатора.

Капитальные затраты, показанные на рис. 9 относятся к обычной системе ДК/ДА с контактным аппаратом с четырьмя слоями катализатора для газа с концентрацией SO2 до 10% по объему.

При концентрации SO2 от 10 до 20%  по объему капитальные затраты рассчитываются на основании использования усовершенствованной системы ДК/ДА с контактным аппаратом с пятью слоями

катализатора.

Хотя конструкция установки для обработки газов с более высокими концентрациями SO2 (рис.7) требует два отдельных устройства для сушки и продувки вместо обработки всего объема подаваемого газа в одном устройстве, как в обычной системе ДК/ДА (рис.5) дополнительные затраты на раздельную обработку SO2 и разбавляющего воздуха не отражаются на резком снижении общих капитальных затрат на систему ДК/ДА для газа с более высокой концентрацией SO2.

Снижение эксплуатационных затрат, показанное на рис.10, повторяет зависимость, типичную для капитальных затрат. На эксплуатационные расходы в значительной степени влияют капитальные расходы,  а также сокращение затрат на энергию при уменьшении объемов газа. Цены на промышленный кислород не включены в данном расчете в эксплуатационные расходы, хотя промышленный кислород требуется в каждом случае для получения газов с концентрацией SO2 более чем 16% по объему.

Таким образом, ми рассмотрели затраты на систему ДК/ДА как функцию концентрации SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат.

С целью более конкретного представления возможной экономии при увеличении концентрации SOв отходящих газах, должна быть также включена газоочистная система. Стоимость должна тогда рассматриваться как функция концентрации отходящих газов.

На примере рассматриваемого завода мы можем сравнить объемы газа на выходе из печи и соответствующие объемы газа на входе в контактный аппарат как функции концентрации на выходе из печи, рис. 11. Уменьшение объемов металлургических газов с увеличением концентраций SOтакже повторяет типичную обратную зависимость. Это характерно для значительной экономии, которая может быть достигнута в секции очистки газа.

Как обозначено пунктирной линией, объем разбавляющего воздуха остается постоянным при заданном производстве Н2SO4 поскольку общее содержание SO2 в газах также остается постоянным.

И так абсолютная скорость уменьшения объемов газа в конвертере значительно меньше, чем в газоочистной системе.

В то время как капитальные затраты на газоочистную систему представляют линейную зависимость от объема металлургических отходящих газов, соответствующие капитальные затраты на установку ДК/ДА значительно меньше снижаются по мере увеличения концентрации SOв отходящих газах. Общие капитальные рас оды на все оборудование для обработки газов для сернокислотного производства представляют сумму расходов на газоочистную систему и сернокислотную установку при соответствующих концентрация SOв металлургических отходящих газах, учитывая разбавление их воздухом для получения нужного соотношения O2 /SOв загружаемых в кислотную установку газах.

Как показано на рис.10, общие капитальные расходы на систему для обработки отходящих газов в целом могут быть сокращены, например, на 50% при увеличении концентрации SOв металлургических газах с 10 до 40% по объему.

На рис.13 показаны удельные эксплуатационные расходы на тонну Н2SO4 кривая повторяет кривую типичную для капитальных затрат

Снижение эксплуатационных расходов на очистку газов особенно влияет на сильное сокращение общих эксплуатационных затрат по мере увеличения концентрации металлургических отходящих газов.

В данном случае уместен будет такой вопрос – возможно ли сократить эксплуатационные расходы на установку ДК/ДА с помощью применения промышленного кислорода. По сравнению с резким увеличением объема газов при использовании воздуха для разбавления, обогащение, воздуха кислородом способно привести к сокращению объемов газа и таким образом к сокращению оборудования для обработки газа в системе ДК/ДА. В качестве ответа на этот вопрос мы рассчитали и вычертили графики эксплуатационных затрат на всю систему обработки газов как функции концентраций SO2 в газах на выходе из печи и входе в контактный аппарат рис.14.

При обработке, например, металлургических отходящих газов с концентрацией SO2 до 80% по объему с помощью разбавления воздухом можно достичь концентрации SO2 в газе равной 15,3% по объему на входе в контактный аппарат. С целью достижения более высокой концентраций SO2 необходимо добавление промышленного кислорода. Однако, это приведет к увеличению эксплуатационных затрат.

Таким образом, обогащение конвертерных газов, содержащих SOкислородом не окупается.

С другой стороны, обогащение кислородом воздуха в камере сгорания в процессе плавки является предпосылкой получения отходящих газов с более высокой концентрацией SO2.

Если допустить, что эффективность применения кислорода в полном процессе плавки равна 95% от стехиометрического количества, то концентрация SO2 в печных отходящих газах может быть рассчитана как функция количества примененного промышленного кислорода.

В теоретических условиях нашей модели экономия эксплуатационных расходов в целом на систему обработки газа (с помощью увеличения концентраций SO2 в печных отходящих газах) могла бы полностью покрыть расходы на потребление промышленного кислорода в плавильных процессах.

Однако, необходимо отметить, что все это останется чисто теоретическим, пока такие идеальные непрерывные и газонепроницаемые плавильные процессы и устройства еще не существуют на практике.

В качестве альтернативы производства серной кислоты мы могли бы кратко сравнить расходы на переработку отходящих газов с высокой концентрацией SO2 в элементарную серу. Мы исследовали этот вопрос подобным же образом на той же самой модели и в тех же предельных условиях.

Установки для производства элементарной серы включают следующие стадии обработки:

- полную систему очистки газа, как уже говорилось,

- восстановление SO2 и двухступенчатая установка Клауса конструкции Лурги,

- система обработки отходящих газов с установки Клауса (S СОТ),

- печь для сжигания в отходящих газах перед выбросом их в атмосферу.

Как видно на графике, изображенном на рис.15, капитальные расходы на производство элементарной серы значительно выше по сравнению с расходами на производство серной кислоты.

При концентрации SO2 в газах до 10% по объему капитальные затраты почти удваиваются по сравнению с затратами на производство серной кислоты. Уменьшение капитальных расходов по мере увеличения концентраций SO2 в печных отходных газах, однако, более резко выражено, чем в случае производства серной кислоты.

Сравнение специальных эксплуатационных расходов на тонну извлеченной серы как функции концентрации SO2 в отходящих плавильных газах приведено на рис. 16.

В случае переработки отходящих газов от плавильного производства в элементарную серу необходимы концентрации SO2 в газах около 80% по объему SO2 с целью покрытия эксплуатационных расходов кредитом при продаже серы на открытом рынке.

В случае производства серной кислоты примерно такой же кредит и такое же возмещение эксплуатационных расходов может быть достигнуто, даже при обработке металлургических газов с содержанием SO2 до 10% по объему.

 

Заключение

После рассмотрения работы завода фирмы «Норддойче Афинери» в первой части доклада как практического примера современной системы обработки отходящих газов медеплавильного производства для получения серной кислоты и надеемся, что приведенные результаты идеальной модели для изучения расходов будут правильно поняты. Они служат, в основном, для показа возможной экономии при обработке отходящих газов от плавильного производства, ожидаемой от разработки непрерывного процесса плавки с применением кислородных технологий.

Однако, пока такие процессы разрабатываются, конструктор кислотного завода будет счастлив, даже при конструировании заводов для наиболее труднопреодолимых условий, которые могут возникать в результате металлургических процессов.

Выражение благодарности

Мы выражаем благодарность фирме «Норддойче Афинери» за сотрудничество и разрешение опубликовать информацию о медеплавильном заводе.

Подписи к рисункам

Рис. 1. Система обработки отходящих металлургических газов для получения серной кислоты, «Норддойче Афинери», Гамбург. 1 - плавильная печь 2 - котел-утилизатор тепла отходящих газов 3 - конвертер 4 - горячий электрофильтр 5 - система мокрой очистки газа 6 - сернокислотная установка 7 - отходящие газы в трубу.

Рис. 1. Система обработки отходящих металлургических газов для получения серной кислоты, «Норддойче Афинери», Гамбург.
1 – плавильная печь
2 – котел-утилизатор тепла отходящих газов
3 – конвертер
4 – горячий электрофильтр
5 – система мокрой очистки газа
6 – сернокислотная установка
7 – отходящие газы в трубу.

Рис. 2. Модель сернокислотной установки, работающей по принципу ДК/ДА, фирмы «Норддойче Афинери»

Рис. 2. Модель сернокислотной установки, работающей по принципу ДК/ДА, фирмы «Норддойче Афинери»

Рис. 3. Установка ДК/ДА фирмы «Норддойче Афинери» производительностью 915 т/сутки Н2SO4.

Рис. 3. Установка ДК/ДА фирмы «Норддойче Афинери» производительностью 915 т/сутки Н2SO4.

Рис. 4. Концентрация SO2 в газе питающем контактный аппарат, как функция концентрации отходящих металлургических газов и разбавления чистым воздухом или воздухом, обогащенным кислородом условия: O2/ SO2=1,1 концентрация кислорода в газе плавильной печи = 0% по объему. 1 - концентрация SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат (% SO2 по объему). 2 - концентрация SO2 в металлургическом газе (% SO2 по объему). 3 - разбавление чистым кислородом. 4  - разбавление воздухом с добавлением 50% кислорода. 5  - разбавление воздухом с добавлением 20% кислорода. 6 - разбавление чистым воздухом.

Рис. 4. Концентрация SO2 в газе питающем контактный аппарат, как функция концентрации отходящих металлургических газов и разбавления чистым воздухом или воздухом, обогащенным кислородом условия: O2/ SO2=1,1 концентрация кислорода в газе плавильной печи = 0% по объему.
1 – концентрация SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат (% SO2 по объему).
2 – концентрация SO2 в металлургическом газе (% SO2 по объему).
3 – разбавление чистым кислородом.
4 – разбавление воздухом с добавлением 50% кислорода.
5 – разбавление воздухом с добавлением 20% кислорода.
6 – разбавление чистым воздухом.

Рис. 5. Технологическая схема процесса ДК/ДА металлургических газов. 1 - металлургический газ из печи. 2 - котел-утилизатор тепла отходящих газов. 3 - циклон. 4 - горячий электрофильтр. 5 - скруббер Вентури. 6 - непрямой охладитель. 7 – туманоуловитель. 8 – нагнетатель. 9 - сушильная башня. 10 - газовые теплообменники. 11 - контактный аппарат. 12 - промежуточный теплообменник. 13 - промежуточный абсорбер. 14 - конечный абсорбер. 15 - в трубу.

Рис. 5. Технологическая схема процесса ДК/ДА металлургических газов.
1 – металлургический газ из печи.
2 – котел-утилизатор тепла отходящих газов.
3 – циклон.
4 – горячий электрофильтр.
5 – скруббер Вентури.
6 – непрямой охладитель.
7 – туманоуловитель.
8 – нагнетатель.
9 – сушильная башня.
10 – газовые теплообменники.
11 – контактный аппарат.
12 – промежуточный теплообменник.
13 – промежуточный абсорбер.
14 – конечный абсорбер.
15 – в трубу.

Рис. 6. Удельная поверхность теплообмена как функция концентрации SO2 в газах контактного аппарата производительностью установки ДК/ДА. 1000 т/сутки Н2SO4. 1 - удельная поверхность теплообмена (м2/м/т сутки Н2SO4). 2 - концентрация SO2 в газах контактного аппарата (% SO2 по объему). 3 - теоретическая зависимость по А. Петерсу. 4 - конструкция Лурги.

Рис. 6. Удельная поверхность теплообмена как функция концентрации SO2 в газах контактного аппарата производительностью установки ДК/ДА. 1000 т/сутки Н2SO4.
1 – удельная поверхность теплообмена (м2/м/т сутки Н2SO4).
2 – концентрация SO2 в газах контактного аппарата (% SO2 по объему).
3 – теоретическая зависимость по А. Петерсу.
4 – конструкция Лурги.

 

 

Рис. 7. Технологическая схема усовершенствованного завода ДК/ДА для обработки отходящих газов от плавильного производства с высоким содержанием SO2. 1 - подача концентрата, кислорода, горючего. 2 - плавильная печь. 3 - котел-утилизатор тепла отходящих газов. 4 – циклон. 5 - горячий электрофильтр. 6 - скруббер Вентури. 7 - непрямой охладитель. 8 – туманоуловители. 9  - сушилка для SO2. 10  - сушилка для воздуха. 11 – теплообменники. 12 - контактный аппарат. 13 - промежуточный теплообменник. 14 – подогреватель. 15 - промежуточный абсорбер. 16 – испаритель. 17 – теплообменник. 18 - конечный абсорбер. 19 - в трубу.

Рис. 7. Технологическая схема усовершенствованного завода ДК/ДА для обработки отходящих газов от плавильного производства с высоким содержанием SO2.
1 – подача концентрата, кислорода, горючего.
2 – плавильная печь.
3 – котел-утилизатор тепла отходящих газов.
4 – циклон.
5 – горячий электрофильтр.
6 – скруббер Вентури.
7 – непрямой охладитель.
8 – туманоуловители.
9 – сушилка для SO2.
10 – сушилка для воздуха.
11 – теплообменники.
12 – контактный аппарат.
13 – промежуточный теплообменник.
14 – подогреватель.
15 – промежуточный абсорбер.
16 – испаритель.
17 – теплообменник.
18 – конечный абсорбер.
19 – в трубу.

Рис. 8. Объем газа как функция концентрации SO2 для сернокислотной установки производительностью 1000 т/сутки при соотношении O2/ SO2= 1,1 1 - объем газа (х103м3/час). 2 – концентрация SO2 на входе в контактный аппарат (% SO2 по объему).

Рис. 8. Объем газа как функция концентрации SO2 для сернокислотной установки производительностью 1000 т/сутки при соотношении O2/ SO2= 1,1
1 – объем газа (х103м3/час).
2 – концентрация SO2 на входе в контактный аппарат (% SO2 по объему).

Рис. 9. Капитальные затраты на установку ДК/ДА как функция концентрации SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат (производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4). 1 - капитальные затраты (в единицах стоимости). 2 - концентрация SO2 на входе в контактный аппарат (% SO2 по объему).

Рис. 9. Капитальные затраты на установку ДК/ДА как функция концентрации SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат (производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4).
1 – капитальные затраты (в единицах стоимости).
2 – концентрация SO2 на входе в контактный аппарат (% SO2 по объему).

Рис. 10. Эксплуатационные расходы на установку ДК/ДА как функция концентраций SO2 в газе контактного аппарата (установка производительностью 1000 т/сутки Н2SO4) соотношение O2/ SO2= 1,1  стоимость серы и кислорода не включена). 1 - удельные эксплуатационные расходы (единицы стоимости Н2SO4). 2 - концентрация SO2 в газе перед контактным аппаратом (% SO2 по объему).

Рис. 10. Эксплуатационные расходы на установку ДК/ДА как функция концентраций SO2 в газе контактного аппарата (установка производительностью 1000 т/сутки Н2SO4) соотношение O2/ SO2= 1,1 стоимость серы и кислорода не включена).
1 – удельные эксплуатационные расходы (единицы стоимости Н2SO4).
2 – концентрация SO2 в газе перед контактным аппаратом (% SO2 по объему).

Рис. 11. Объемы газа на выходе из плавильной печи и на входе в контактный аппарат (как функция концентрации SO2 в газах на выходе из печи; установка производительностью 1000 т/сутки Н2SO4; соотношение O2/ SO2= 1,1;  разбавленных воздухом). 1 - объем газа (м3/час) 2 - концентрация SO2 на выходе из плавильной печи (% SO2 по объему). 3 - на выходе в контактный аппарат. 4 - объем воздуха для разбавления. 5 – на выходе из плавильной печи.

Рис. 11. Объемы газа на выходе из плавильной печи и на входе в контактный аппарат (как функция концентрации SO2 в газах на выходе из печи; установка производительностью 1000 т/сутки Н2SO4; соотношение O2/ SO2= 1,1; разбавленных воздухом).
1 – объем газа (м3/час)
2 – концентрация SO2 на выходе из плавильной печи (% SO2 по объему).
3 – на выходе в контактный аппарат.
4 – объем воздуха для разбавления.
5 – на выходе из плавильной печи.

Рис. 12. Капитальные расходы на газоочистную систему и на установку ДК/ДА как функция концентрации SO2 в отходящих газа плавильной печи (производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4.). 1 - капитальные расходы (единицы стоимости) 2 - концентрация SO2 в отходящем газе плавильной печи (% SO2 по объему). 3 - общие капитальные расходы. 4 - капитальные затраты на сернокислотную установку. 5 - капитальные затраты на газоочистную систему.

Рис. 12. Капитальные расходы на газоочистную систему и на установку ДК/ДА как функция концентрации SO2 в отходящих газа плавильной печи (производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4.).
1 – капитальные расходы (единицы стоимости)
2 – концентрация SO2 в отходящем газе плавильной печи (% SO2 по объему).
3 – общие капитальные расходы.
4 – капитальные затраты на сернокислотную установку.
5 – капитальные затраты на газоочистную систему.

Рис 13. Удельные эксплуатационные расходы при производстве тонны Н2SO4 на газоочистную систему и установку ДК/ДА как функция концентрации SO2 в отходящих газах и плавильной печи (производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4 соотношение O2/ SO2= 1,1;  разбавленных воздухом). 1 - удельные эксплуатационные расходы (единица стоимости т Н2SO4) 2 – концентрация SO2 в отходящих газах плавильной печи (% SO2 по объему). 3 - общие эксплуатационные расходы. 4 - эксплуатационные расходы на сернокислотную установку. 5 - эксплуатационные расходы на газоочистную систему.

Рис 13. Удельные эксплуатационные расходы при производстве тонны Н2SO4 на газоочистную систему и установку ДК/ДА как функция концентрации SO2 в отходящих газах и плавильной
печи (производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4 соотношение O2/ SO2= 1,1; разбавленных воздухом).
1 – удельные эксплуатационные расходы (единица стоимости т Н2SO4)
2 – концентрация SO2 в отходящих газах плавильной печи (% SO2 по объему).
3 – общие эксплуатационные расходы.
4 – эксплуатационные расходы на сернокислотную установку.
5 – эксплуатационные расходы на газоочистную систему.

Рис. 14. Удельные эксплуатационные расходы на производство Н2SO4 с обогащением подаваемых газов кислородом производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4; соотношение O2/ SO2= 1,1; включая расходы на промышленный кислород). 1 - удельные эксплуатационные расходы (единица стоимости/т Н2SO4); 2 - концентрация SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат при соотношении O2/ SO2  = 1:1,1 (% SO2 по объему). 3 - концентрация SO2 на выходе из плавильной печи (% SO2 по объему).

Рис. 14. Удельные эксплуатационные расходы на производство Н2SO4 с обогащением подаваемых газов кислородом производительность установки 1000 т/сутки Н2SO4; соотношение O2/ SO2= 1,1; включая расходы на промышленный кислород).
1 – удельные эксплуатационные расходы (единица стоимости/т Н2SO4);
2 – концентрация SO2 в газе, поступающем в контактный аппарат при соотношении O2/ SO2 = 1:1,1 (% SO2 по объему).
3 – концентрация SO2 на выходе из плавильной печи (% SO2 по объему).

Рис. 15. Капитальные затраты на производство элементарной серы и серной кислоты как функция концентрации в отходящих металлургических газах; медеплавильный завод производительность 1000 т/год. 1 - капитальные затраты (ед. стоимости) 2 - концентрация SO2  на выходе в плавильной печи (% SO2 по объему). 3 - элементарная сера. 4 - серная кислота.

Рис. 15. Капитальные затраты на производство элементарной серы и серной кислоты как функция концентрации в отходящих металлургических газах; медеплавильный завод производительность 1000 т/год.
1 – капитальные затраты (ед. стоимости)
2 – концентрация SO2 на выходе в плавильной печи (% SO2 по объему).
3 – элементарная сера.
4 – серная кислота.

Рис.16. Эксплуатационные расходы на производство элементарной серы и серной кислоты как функция концентрации SO2 в отходящих металлургических газах (основа: медеплавильный завод) производительностью 100000 т/год). 1 - эксплуатационные расходы (ед. стоимости/т S) 2 - концентрация SO2 в отходящих газах на выходе из плавильной печи (% SO2 по объему). 3 - для элементарной серы 4 - для серной кислоты.

Рис.16. Эксплуатационные расходы на производство элементарной серы и серной кислоты как функция концентрации SO2 в отходящих металлургических газах (основа: медеплавильный завод) производительностью 100000 т/год).
1 – эксплуатационные расходы (ед. стоимости/т S)
2 – концентрация SO2 в отходящих газах на выходе из плавильной печи (% SO2 по объему).
3 – для элементарной серы
4 – для серной кислоты.

postheadericon Тувайнер С. Б., Смит Дж. Р. Диализ в практике современного электролизного отделения [Перевод с английского, ноябрь 1962 год ]

Время чтения статьи, примерно 16 мин.

S.B. Tuwiner, J.K. Smith. Dialysis in modern tank house practice

Перевод из книги: «Extractive Metallurgy of copper nickel, and cobalt. Edited by P.Queneau. Based on International Symposium held in New York, February 15-18,1960 New York, London. Interscience Poblishers, 1961, p 443 – 448.

Число страниц: 30. Число иллюстраций: 6. Дата выполнения: ноябрь 1962 год.

Диализ в практика современного электролизного отделения

На всех крупных заводах по рафинированию меди в электролите скапливаются соли металлов от тех примесей в технических анодах, которые растворимы в кислотах в условиях электролиза. В связи с этим необходимо, чтобы часть раствора выводилась для очистки или шла в отвал в целях поддержания примесей в пределах допустимых границ. Поскольку имеются большие колебания в содержании этих примесей и существуют также различия в отношении допускаемого содержания этих примесей в электролите, требования, предъявляемые к выводу раствора; оказываются различными от номинального объема в некоторых случаях рафинирования до весьма значительных объемов, удаляемых на других рафинировочных установках. Там, где анодная медь в основном вторичного происхождения или получена из никелевых руд, задача приобретает первостепенное значение, так как никель является основной примесью, накапливающейся в электролите. Другая большая примесь в электролите мышьяк удаляется электролитическим методом, и об этом сообщается ниже.

Насколько известно авторам настоящего сообщения, три крупных медерафинировочных завода применяют диализ в качестве дополнительного метода в системах очистки раствора.

Очевидно, что отделение кислоты от прочих компонентов электролита само по себе не является исчерпывающим решением задачи, не прибегая к очистке от меди, выпариванию, кристаллизации и т. п. Некоторые из этих или все эти операции должны заключаться в любом процессе, но существует множество возможных комбинаций, и выбор должен зависеть от конкретных условий, преобладающих в том или ином случае.

При выборе метода очистки электролита необходимо принимать во внимание следующие факторы:

1) объем удаляемого раствора;

2) осуществимость обработки за кампанию;

3) состав раствора, в частности, содержание мышьяка, сурьмы и никеля;

4) возможности сбыта сульфатов меди и никеля, а также отбросной концентрированной (черной) кислоты;

5) стоимость или цена кислоты для подпитки раствора в ванном отделении;

6) трудности, связанные с использованием отходов;

7) осуществимость удаления мышьяка в очистных баках;

8) наличие охлаждающей воды для вакуумного концентрирования раствора;

9) осуществимость приема регенерированной разбавленной кислоты для подпитки раствора (объемный водный баланс в электролизном отделении).

На многих медерафинировочных заводах эти факторы не являются постоянными ввиду р аз личных анодов и разнообразия в выходе меди, а также в зависимости от возможности сбыта побочных продуктов и т. д. Желательно также предусмотреть непредвиденные случаи и обеспечить гибкость работы.

Существующие методы очистки электролита описаны Эйхродтом и Пшеном (I), а также в других цитируемых   источниках. Диализ применяется в качестве дополнения к прочим методам очистки в условиях, благоприятствующих его применению.

Диализ является методом, позволяющим осуществить частичное отделение серной кислоты от сульфатов металлов, а также от прочих компонентов и примесей. Кислота избирательно диффундирует в протекающую струю воды, которая направляется для подпитки в отделение электролиза. Раствор, из которого была удалена эта кислота, подвергается дальнейшей обработке. Работа диализаторов является стабильной и автоматизированной, но в систему вводится некоторое количество воды, которой здесь раньше не было.

Обыкновенно, однако, объем воды, возвращаемый в электролизное отделение, не превышает объем, который был удален. Преимущества такой обработки состоят в том, что имеет место, во-первых, регенерация диффундированной кислоты и, во-вторых, понижение кислотности раствора, содержащего соли металлов, что облегчает их концентрирование и получение с помощью существующих методов. Принцип диализа известен, по крайней мере, уже в течение ста лет (2). Первоначально его применение ограничивалось лабораторными процессами, а в промышленном масштабе его стали применять в начале двадцатого столетия (3). Установленные емкости были очень небольшими, пока не начался рост промышленности ксантогенатного искусственного шелка. В этой отрасли в виде побочных продуктов получают большие количества отбросного раствора, содержащего коллоидную гемицеллюлозу и каустическую соду, причем регенерация этой последней в количестве около 0,85 фунта на фунт искусственного шелка стала важным соображением в свете развивающейся конкуренции. Это привело к созданию многих типов диализаторов, большинство которых теперь имеет лишь исторический интерес (4).

Промышленное развитие шло по двум линиям конструкции (вроде той, которая была предложена Черини (5), и фильтр-прессные диализаторы, в конечном счете, оказавшиеся более экономичными. Первые были рассчитаны на применение мембран из импрегнированной хлопчатобумажной ткани, которые были относительно тяжелыми и прочными, в то время, как фильтр-прессные диализаторы предназначались для более тонких и повторно не используемых мембран из таких материалов, как пергаментная бумага, целлофан и т.п. Эти диализаторы были рассчитаны на применение таких довольно тонких материалов, не преграждавших растворам доступа на поверхность и не затруднявших циркуляцию через ячейки, третий тип диализатора, у которого мембраны были в виде цилиндрических трубок, описывается в некоторых патентах (6), но такие диализаторы никогда не имели промышленного значения, из трех типов диализаторов сохранил свое значение лишь фильтр-прессный диализатор.

Было предложено много методов ускорения диализа, чередуя наполнение и опоражнивание ячеек (7), разбрызгивая раствор и воду на мембраны (8) или создавая условия большой скорости или турбулентности (9). Ни один из методов не оказался удачным в промышленном масштабе. Для того, чтобы процесс мог применяться в крупном масштабе, он должен быть простым. Кроме того, теряются преимущества уменьшения сопротивления диффузии внутри ячеек, так как возникает необходимость в более прочных и тяжелых мембранах, которые могли бы выдержать более жесткие эксплуатационные условия. Но этим и другим соображениям, которые станут очевидными при рассмотрении принципов конструкции, современные диализаторы отличаются простотой и компактностью. Это вызвано экономическими соображениями, так как хотя теоретически диализ может применяться во многих гидрометаллургических и химических процессах, на практике применение его сильно ограничивается требованиями соответствия между промышленной прибылью и размером капиталовложений.

Промышленный диализатор схематически изображен на рис. 1. Рамы из акриловых пластиков собраны аналогично тому, как происходит сборка пластин и рам фильтр-пресса. Четыре отверстия в каждой раме обеспечивают прохождение потока раствора в ячейки или из ячеек. Рамы для циркуляции воды и продиффундировавшего вещества являются полыми и устроены таким образом, что вода поступает в верхнюю левую часть, а продиффундировавшего вещество выпускается в нижнюю правую часть. С этими рамами чередуются рамы, предназначенные для циркулирования раствора, которые по своему устройству подобны первым и отличаются от них лишь тем, что предусмотрены отделители со спиральными змеевиками, которые препятствуют соприкосновению соседних мембран. Эти рамы для циркулирования растворов имеют отверстия в нижней левой части для впуска крепкого раствора, а в верхней правой части есть отверстие для выпуска отработанного раствора или диализированного продукта. Все рамы, толщиной 1/4″, отделены друг от друга резиновыми прокладками (1/16″) и мембранами. В прокладках и мембранах имеются отверстия для создания каналов, по которым перемещаются вода и растворы.

После того, как диализатор закрывается, в ячейках с водой и продиффундировавшим веществом поддерживается явление, которое является слегка положительным относительно давления в ячейках для раствора. Благодаря этому мягкие мембраны прижимаются к отделителям, что предотвращает коробление и разрушение мембран. Чтобы обеспечить эффективное использование мембран, необходимо равномерное распределение водного потока по более чем 150 водяным ячейкам (без короткого замыкания). Это осуществляется автоматически в соответствии с принципом, согласно которому поток создается за счет увеличения плотности продиффундировавшего вещества по мере продвижения его вниз навстречу противоположно направленной струе раствора с другой стороны мембран. Если бы по какой-либо причине поток через одну ячейку оказался бы прерванным или был замедлен, то плотность раствора в этой ячейке будет более высокой по сравнению с другими водными ячейками.

Такое увеличение плотности создаст повышение гидростатического давления и в дальнейшем приведет к ускорению потока (если только проходы в ячейку или из ячейки не окажутся полностью прегражденными). Таким образом, очевидно, что система приобретает динамическую стабильность, когда поток повсюду становится равномерным. Аналогичные соображения распространяются и на протекание раствора, которое должно приспосабливаться к условию полной равномерности при направлении кверху в ячейках для раствора, становясь легче в результате извлечения кислоты. В промышленном масштабе крепкий раствор всегда протекает вверх в ячейках или отделениях, которые отделены мембранами от других ячеек, где вода и регенерированная кислота текут вниз. Противоточной циркуляции обоих растворов способствует конвекция, вызываемая изменениями удельного веса, сопровождающими диффузионный переход. Таким образом, раствор, из которого удалена кислота, становится более легким и имеет тенденцию подниматься, в то время как другой раствор, в который поступает кислота, делается более тяжелым и обнаруживает тенденцию к отстаиванию.

Скорость перехода кислоты, а также других веществ зависит от величины имеющейся поверхности мембраны и, кроме того, от концентрации растворов. При диализе, как и в других процессах, где скорости передачи зависят от диффузии, различие концентраций у растворов, между которыми происходит диффузия, имеет решающее значение. В качестве первого приближения и с введением некоторых поправок, скорость перехода может считаться прямо пропорциональной таким различиям, при определении работы диализатора и для расчетных целей можно пользоваться коэффициентом перех ода:

W = UAClm,

 где W – количество кислоты (или другого вещества), передаваемой в час;

U – коэффициент перехода или коэффициент полезного действия;

А – поверхность мембраны в кв. футах.

Здесь Clm представляет собой разность концентраций, что является ведущей силой, создающей диффузию. Значок lm означает, что применяемая здесь средняя величина является средним логарифмическим в системе, где концентрации раствора двух потоков всегда различны между входным и выходным устройствами. Это среднее логарифмическое вычисляется по формуле:

Clm = (CfCdCo)/(2,3 lag (CfCd)/Co) (2)

или, пользуясь средним арифметическим, можно  получить приблизительную величину:

Clm =1/2 (CfCdCo),

где: Cd есть концентрация продиффундировавшего вещества или раствора, содержащего регенерированную кислоту, а Со представляет собой концентрацию диализированного продукта или раствора, из которого удалена кислота.

Из вышеизложенного очевидно, что для обеспечения максимального перехода кислоты питающий раствор должен быть, по возможности, максимально концентрированным, Cd должен быть минимальным, а Co максимальным.

Очевидно, необходимо найти практическое компромиссное решение. Пользуясь рис. 2 при расчете диализатора, целесообразно по аналогии с уравнением (I), применить выражение

Wмакс = UACf, (3)

 где:    Wмакс, есть максимальная скорость перехода кислоты (в фунтах в час), обеспечиваемая в случае, когда ведущая сила представлена в виде разницы концентрации питающего раствора и чистой воды, на практике этот максимум никогда не достигается, так как средняя логарифмическая разность Clm всегда менее Cf . Определяем коэффициент пропускной способности:

F = W/Wмакс = Clm/ Cf (4)

(значения приведены на рис. 2) в виде процентного отношения регенерируемой кислоты R и объемной доли где:

M = Qd/Qf, (5)

где Qd есть объемная доля продиффундировавшего вещества, a Qf есть объемная скорость питающего раствора.

Для того, чтобы проиллюстрировать применение рис. 2, допустим, что питающий раствор поступает в диализатор с 0,20 г/мл (или 200 г/л) серной кислоты и что коэффициент перехода составляет 2,0 фунт • час-1 • кв.фут. -1 на г/мл-1.

Максимальная скорость перехода в воду составляет:

Wмакс. = 2,0 х 0,20 = 0,4 фунт·час-1 . кв.фут.-1

Предположим, что электролизное отделение не может поглотить объема, превышают, его в 1,1 раза объем питающего раствора в диализаторе, т. е. М = 1,1. Допустим также, что мы хотим регенерировать 50% кислоты, т. е. R = 50%. Из рис. 2 можно видеть, что коэффициент пропускной способности F составляет 0,511. Пользуемся теперь этим коэффициентом, чтобы вычислить пропускную способность: это вычисление основано на предположении, что никакого изменения объема потоков, проходящих через диализатор, не происходит. В действительности, в связи с переходом воды в поток раствора, такое изменение обнаруживается фактически во всех случаях, Если ввести коэффициент a, равный Qf = Qo, т. е. отношение питающего раствора к отработанному раствору (диализированный продукт), то можно сделать поправку в отношении пропускной способности, на вычитаемое количество:

ΔF = (1-R)/2a2(1-a) (6)

 Если в указанном примере мы допустим, что отработанный раствор из диализатора составляет 90% от объема питающего раствора (а = 0,9), то (полагая R = 0,5) имеем, как прежде:

ΔF = (1-0,5) (1-0,9) /2 (0,9)2 = 0,031

Скорректированный коэффициент пропускной способности составляет тогда:

0,511 – 0,031 = 0,480,

а скорректированная пропускная способность равна:

0,430 х 0,4 = 1,92 фунт • час-1 • кв.фут.-1

При очистке электролита методом диализа операция отделения серной кислоты от сульфата никеля может быть осуществлена по стадиям с применением предварительного концентрирования питающего раствора путем выпаривания (или без предварительного концентрирования), после удаления большей части кислоты, отбросный раствор содержит в себе, в основном, весь сульфат никеля, сконцентрированный примерно в одной десятой от первоначального объема. Он подвергается переработке на установке по получению сульфата никеля. Ввиду сравнительно незначительного объема этого раствора и высокого содержания никеля, а также благодаря тому, что основная масса кислоты может быть регенерирована и удалена путем превращения ее в сульфат меди, диализ сначала был применен именно к этому раствору. На основе опыта, полученного на установке по диализу сульфата никеля, процесс был, затем распространен на более крупную операцию обработки электролита электролизного отделения.

Когда работа была начата в 1947 году, имевшиеся в то время мембранные материалы неблагоприятно влияли на ход процесса из-за частых замен и простоев. Такие перерывы процесса происходили нерегулярно. В течение одного периода опытный промышленный диализатор работал бесперебойно в течение месяца, но бывали случаи, когда он должен был отключаться менее чем через сутки. Эти перерывы вызывались дефектами мембран. Разрыв какой-либо одной из 120 мембран, сделанных из пергаментной бумаги, приостанавливал поток и вызывал необходимость замены всех мембран. Некоторые разрывы являлись результатом дефектов в бумаге, а другие происходили вследствие производственных неполадок, создававших условия неуравновешенного давления в диализаторе. В основном все эти затруднения возникали вследствие общей непрочности и постепенно ухудшения целлюлозных материалов в кислой среде. Для того, чтобы процесс мог проходить успешно, необходимо было дождаться появления более прочных и стойких мембран из синтетических смол. На основе данных изучения работы опытной установки за 1947-48 г.г., пришли к выводу, что процесс, несмотря на свою техническую осуществимость и обоснованность с металлургической точки зрения, оказался нецелесообразным при употреблении мембран из пергаментной бумаги или других целлюлозных материалов. Простои были очень значительны, и необходимо было всегда иметь бригады рабочих для аварийного оснащения диализаторов, несмотря на то, что регулярная работа и затраты рабочей сипы по ремонту были в пределах нормы. Попытки на протяжении следующих десяти лет найти новые материалы, пригодные для использования в мембранах, не привели к положительным результатам, так как каждый из предложенных материалов не имел какого либо одного или нескольких свойств, требующихся для полноценного мембранного материала. Лишь в сентябре 1957 г. фирме Нейшнел Алюминейт Корпорейшен удалось разработать новый материал – Налфилм 4 -, обнаруживший явные преимущества по сравнению с пергаментной бумагой. В таблице 1 приведены итоги производственных испытаний на установке сульфата никеля в Лаурел Хилл. Работа с применением пергаментных мембран происходила в течение периода с апреля по сентябрь 1957 г., причем простои составляли 40% не считая перерывов, связанных с еженедельным отдыхом. При работе с материалом Налфилм 4, никаких разрывов мембран не обнаруживалось, и всякого рода остановки производились по заранее намеченному плану, так как агрегат работал с пропускной способностью, превышающей потребную. В итоге годовой работы был разработан новый мембранный материал – Грейвер 70, диализирующая способность которого почти вдвое превышала диализирующую способность Налфилма. Поскольку агрегат уже обладал более высокой пропускной способностью, чем это требуется с точки зрения производства сульфата никеля, не было оснований к замене старых мембран новыми.

Для практического и экономического решения вопроса об обработке электролита из электролизного отделения была разработана новая конструкция диализатора, отличающаяся большей компактностью и экономичностью. Этот диализатор, собранный из акриловых пластин размерами 12×12″ и толщиной 1/4″, с поверхностью мембраны всего в 254 кв. фута, предназначался в качестве прототипа более крупных агрегатов, сконструированных впоследствии. Значительно меньший агрегат, показанный на рис. 3, работал с более высокой производительностью в сравнении с более крупным диализатором, в котором применялись мембраны из пергаментной бумаги (с учетом простоев). Результаты этих производственных испытаний приведены в таблицах I и II.        

Таблица I     

Производственные и полупромышленные испытания на установке по производству сульфата никеля.

 

Производство

Опытная установка

 

Пергамент

Налфилм 4

Грейвер 70

Грейвер 70

1

2

3

4

5

Мембрана, кв. футы 850 850 254 134
Подаваемый раствор, гал/мин 3,11 2,94 2,36 1,071
Свободная кислота, г/л 240,61 290,46 295,89 295,85
никель, г/л 41,39 51,52 94,27 82,36
удельный вес 1,363 1,416 1,42 1,423
Подаваемая вода гал/мин 3,46 3,20 2,31 1,007
Отработанный раствор (диализированный продукт) гал/мин 3,94 3,28 2,74 1,334
свободная кислота, г/л 141,47 182,30 199,43 159,43
никель, г/п 31,96 43,33 77,37 61,10
удельный вес 1,254 1,316 1,334 1,288
Продиффундировавшее вещество: гал/мин 2,64 2,86 1,87 0,744
свободная кислота, г/л 73,07 89,39 82,28 142,15
никель, г/л 1,17 3,26 5,78 7,60
удельный вес 1051 1,065 1,07 1,104
Переход, фунт/час (кислота) 96,36 128,11 77,10 52,9
Переход, фунт/час (никель) 1,55 4,68 5,40 2,83
Скорость перехода, фунт/час на кв-фут мембраны        
кислота 0,1133 0,1507 0,304 0,3953
никель 0,018 0,055 0,0216 0,0189
Коэффициент перехода (кислота) фунт/час на кв.фут г/см3 0,801 0,858 1,471 2,554
Коэффициент перехода (никель) 0,055 0,130 0,260 0,278


Таблица II

 Диализ на установке сульфата никеля 

Мембрана

Грейвер 70

Налфилм 4

Поверхность, кв. футы 254 850
Общее число часов работы 1331 807
Обрабатываемый раствор, гал. 188858 142222
фунты 2204995 1671240
Кислота, фунты 463798 344741
Никель, фунты 147656 61148
Подаваемая вода, гал. 184527 155000
фунты 1531567 1286606
Диализированный продукт, гал. 218940 158659
фунты 2420358 1732560
Кислота, фунты      361817 241370
Никель, фунты 140448 57373
Продиффундировавшее вещество, гал. 149343 138563
фунты 1326204 1225286
Кислота, фунты 101981 103371
Никель, фунты 7208 3775

 

В Таблицу I включены также результаты работы по опытной установке при заводе сульфата никеля, где используется диализатор с рамами из акриловых пластиков размерами 20×30″, толщиной 1/4″. При общей поверхности мембраны в 134 кв. фута пропускная способность этого агрегата (на единицу) за кратковременный период работы была несколько выше по сравнению с промышленным агрегатом, использовавшим те же самые мембраны. Это может быть объяснено тем фактом, что в течение производственного периода в рамах накапливается большое количество шлама и это снижает пропускную способность диализа. Этот шлам состоит из гидратных соединений мышьяка и сурьмы, а также небольших количеств суспендированных твердых веществ, которые могли попасть вместе с питающим раствором, мышьяк и сурьма, удаляемые таким путем из раствора, устраняются тем самым из раствора, поступающего на установку сульфата никеля.

В октябре 1958 г. были установлены промышленные диализаторы для обработки раствора электролизного отделения. Сначала раствор .выведенный из системы электролиза, концентрировался путем выпаривания и последующего охлаждения, с удалением части сульфата меди в виде кристаллов до диализа. Это способствовало концентрированию кислоты в подаваемом растворе. Впоследствии от этого предварительного концентрирования отказались, но часть меди удалялась электрохимически в ваннах осаждения. Результаты этих двух производственных опытов приведены в таблице III.

 Следует заметить, что при наличии предварительного концентрирования раствора, результаты в отношении перехода оказываются более благоприятными. Это объясняется уменьшенным шламообразованием внутри ячеек, так как часть шламообразующих элементов удалялась вместе с кристаллами, однако в течение обоих производственных опытов в рамах  были обнаружены осажденный шлам и твердые вещества, уносимые подаваемым раствором в виде суспензий. Накапливание сводится к минимуму при наличии периодического опоражнивания рам и повторного наполнения. Твердые вещества не прилипают прочно к мембранам, и нет доказательств осаждения внутри мембран. При диализе электролита на медерафинровочных заводах шламы представляют собой сочетание или смесь мышьяка, сурьмы, драгоценных металлов и двуокиси кремния. В таблице IV приведены итоговые данные за восемь месяцев работы по двум диализаторам, применявшимся при очистке электролита на установке в Лаурел Хилл (без предварительного концентрирования). Отработанный раствор или диализированный продукт, содержащий сульфат никеля, направлялся на установку сульфата меди, а чистая кислота или продиффундировавшее вещество передавалось в электролизное отделение.

На рис. 4 изображен более крупный диализатор, в основу конструирования которого положены результаты работы в Лаурел Хилл. Этот диализатор был установлен на медерафинировочном заводе фирмы Фелпс Додж Рифайнинг Компани в Эль Пасо, Техас.

В это же время в Эль Пасо был установлен диализатор для установки сульфата никеля (показан на рис. 5). На рис. 6 изображена схема технологического процесса, предусматривающая диализ с предварительным концентрированием. Диализ может применяться в сочетании с каким-либо другим методом очистки электролита или вместо этого метода. Опыт, приобретенный на медерафинировочном заводе в Лаурел Хиля, служит в качестве основы рационального расчета аппаратуры для работы в различных условиях. Процесс весьма прост и требует минимального количества рабочей силы, основные трудности связаны с тем, что питающий раствор может содержать суспендированные твердые вещества или таковые могут быть осаждены из раствора. Разбавленная кислота, которая регенерируется и возвращается в электролизное отделение, совершенно свободна от таких твердых веществ и представляет собой хорошую замену торговой серной кислоты. Диализированное вещество или отработанный раствор подлежит дальнейшей переработке. В основном задача сводится к экономике, так как необходимо оправдать капиталовложения, обеспечивая регенерацию кислоты и сульфата никеля, и надо таким образом спроектировать установку, чтобы общая сумма расходов, как постоянных, так и эксплуатационных, оказалась бы минимальной. В этом отношении надо подходить индивидуально к каждому рафинировочному заводу и его требованиям.   

Таблица III

Диализ электролита с предварительным концентрированием и без него (два диализатора с мембранами Грейвер 70)

  С предварительным концентрированием          Без предварительного концентрирования
1 2 3
Мембрана, кв. футы          1700 1700
Питающий раствор, гал./мин            7,25 7,30
Свободная кислота, г/л 294,85 247,48
никель, г/л    12,61 9,72
медь, г/л 26,77 26,08
удельный вес 1,287 1,230
Подаваемая вода, гал/мин 9,01 8,65
Отработанный раствор, гал/ми            9,17 8,71
Свободная кислота, г/л    157,76 144,51
никель, г/л 9,56 7,17
медь, г/л 20,41 16,67
удельный вес 1,166 1,157
Продиффундировавшее вещество, гал/мин 7,08 7,15
Свободная кислота, фунты 112,10 76,63
Никель, фунты 1,36 1,27
Медь, фунты 2,79 2,75
Удельный вес 1,087 1,057
Скорости перехода    
Кислота, фунт/час 402 275
Кислота, фунт/час/кв. фут 0,237 0,163
Кислота, фунт/час/кв.фут/г/см3 1,39 1,04
Никель, фунт/час/кв. фут/г/см3 0,27 0,27

 

Железо, фунты       7575

Поданная вода, гал. 21764803 

фунты           22947850

Диализированное вещество, гал.         2783098

фунты           26720667

Свободная кислота, фунты        3338311

Медь, фунты           452972

Никель, фунты        165465

Железо, фунты       6620

Продиффундировавшее вещество, гал.        2285516

фунты           20046.891

Свободная кислота, фунты        1453678

Медь, фунты           52524

Никель, фунты        23678

Железо, фунты       955

Таблица IV

Диализ в течение восьми месяцев без предварительного концентрирования (два промышленных диализатора)

Общее число часов работы – 5326.

обработанный раствор, галл – 2333252.

фунты – 23819443.

Свободная кислота, фунты – 4791989.

Медь, фунты – 505496.

Никель, фунты – 189152.

Дальнейшее развитие пойдет, по-видимому, в направлении использования более крупных диализаторов, так как они оказываются более экономичными, чем небольшие агрегаты, в расчете на единицу пропускной способности.

 

Литература.

1. Eichrodt, C.W. Schloen I.H. in A. Butts, ed. Copper.The Sience and Technology of the Metal its Alloys and Compounds. Reinhold New York 1954 Ch. 8

2. Graham, T. Phil.Trans.Eoy.Soc.London, 144, 177 /1854/; ibid 151,183 /1861/.

3. Jordiss, Z. Elektrochem. 8, 677 /1902/

4. Vollrath, H.B. Chem. & Met. Eng., 43,303 /1956/

5. Cerini, L. U.S.Pat 1719754 /July 2,1929/; 1815761 /July 21, 1931/ Griffin P.H. U.S. Pat 1573703 /feb.16,1926/.Lovett L.E. Trans.Electrochem.Soc.73,163 /1938/.

6. Zender, J.U.S. Pat. 2411238 /Nov 19,1946/; Reichel P.H., Russel A.O. U.S.Pat.2411239 /Nov.19,1946/. 7. Stevens, H.P., I. W.W. Dyer, U.S.Pat.2127791 /Aug.23,1938/

8. Bailey, D.H, U.S.Pat.2247143 /June 24,1941/.

9. Casey H.W., U.S.Pat. 2226337 /dec.24.1940/; Heibi E. U.S.Pat.1849622 /Маг.15,1932/. 1    ”f

 

Рис. 1. Промышленный диализатор  1. Выпуск воды.   2. Мембраны 3. Впуск раствора 4.   Диализированное вещество 5.   Вода или продиффундировавшее вещество 6.   Диализированное вещество 7. Выход продиффундировавшего вещества (воды) 8.   Уплотнение 9.   Выход диализированного вещества (раствора) 10. Рама из пластиков 11.  Камера диализированного вещества (раствора) 12. Уплотнение 13. Камера продиффунцировавшего вещества (воды) 14. Уплотнение 15. Камера диализированного вещества (раствора)

Рис. 1. Промышленный диализатор
1. Выпуск воды.
2. Мембраны
3. Впуск раствора
4. Диализированное вещество
5. Вода или продиффундировавшее вещество
6. Диализированное вещество
7. Выход продиффундировавшего вещества (воды)
8. Уплотнение
9. Выход диализированного вещества (раствора)
10. Рама из пластиков
11. Камера диализированного вещества (раствора)
12. Уплотнение
13. Камера продиффунцировавшего вещества (воды)
14. Уплотнение
15. Камера диализированного вещества (раствора)

Рис. 2. 1. Пропускная способность, % 2. Регенерация, %

Рис. 2.
1. Пропускная способность, %
2. Регенерация, %

Рис. 3. Диализатор на установке сульфата никеля в Лаурел Хилл

Рис. 3. Диализатор на установке сульфата никеля в Лаурел Хилл

Рис. 4. Диализатор в электролизном отделении на заводе в Эль Пасо (рамы размером 30x40").

Рис. 4. Диализатор в электролизном отделении на заводе в Эль Пасо (рамы размером 30×40″).

Рис. 5. Диализатор на установке сульфата никеля в Эль Пасо (рамы размером 20x30") (в крупном плане).

Рис. 5. Диализатор на установке сульфата никеля в Эль Пасо (рамы размером 20×30″) (в крупном плане).

Рис. 6. Схема

Рис. 6. Схема

 

ДИСКУССИЯ

Б.Х. ВРОМЕН (Грейвер Уотер Кондишнинг Компани).

Усилия авторов настоящего сообщения и улучшения в изготовлении мембран способствовали новым попыткам в области диализа со стороны фирм, выпускающих оборудование. Представляется интересным предоставить некоторые данные об особенностях промышленного диализатора, рассчитанного на работу с прочными кислотоупорными синтетическими мембранами. Наша основная задача сводилась к созданию промышленных диализирующих систем, которые могли бы отвечать самым разнообразным условиям, встречающимся в металлургии, а также в других областях применения. Чтобы избежать коррозии, решено было допустить соприкосновение жидкостей в диализаторе только с поливинилхлоридом, исключив все металлические части в рамах и отделителях. Для предупреждения коробления, часто наблюдаемого в отделителях, изготовленных из прессованных или растянутых пластиков, применяется формованный отделитель. Поливинилхлоридные рамы также отпиваются в формах с целью обеспечения максимальной прочности. Трубы для раствора и воды обладают большими диаметрами, чтобы соответствовать всем условиям скоростей потока. Эти большие трубы не проходят через мембраны, так как покрывание мембранами всей поверхности рам, в том числе и отверстий для труб, оказалось бы неэкономичным.

Что касается размера, то авторы утверждают, что чем больше полезная поверхность мембран в диализатор, тем ниже расходы по капиталовложениям на один квадратный фут и это соображение говорит в пользу крупных агрегатов. Однако применение диализа на существующих установках, где обработка одинаковых или почти одинаковых растворов происходит в удаленных друг от друга точках, не всегда согласуется с вышеизложенным принципом, и по соображениям стоимости трубопровода или в силу экономии площади более мелкие агрегаты могут оказаться более экономичными. Таким образом, снижение стоимости небольших агрегатов и обеспечение их максимальной компактности становится важной задачей. При эксплуатации опытных агрегатов, работающих с серной кислотой, мы, на основе имеющегося у нас опыта, пришли к выводу, что мембрана способна выдержать концентрации кислот, превышающие 400 г/л. В настоящее время проводится серия испытаний с целью определения срока службы мембраны при концентрации серной кислоты (65%) в 1000 г/л.

 При рассмотрении вопроса о минимальной концентрации кислоты, необходимой для обеспечения экономически целесообразного диализа, в расчет нельзя брать только стоимость регенерируемой кислоты. Во многих случаях отбросная кислота должна удаляться только после нейтрализации известью или после какой-либо другой дорогостоящей обработкой следует принимать во внимание экономию на извести и других химикалиях.  

С. Тувайнер. Мы рады констатировать, что большие успехи были достигнуты в области улучшения конструкций промышленных диализаторов со времени завершения, исследовать о котором говорится в сообщении. Необходимо также признать, что д-р Вромен и его сотрудники в немалой степени способствовали этому. Во всяком случае достойны упоминания такие успехи, как отделители из пластиков и обеспечение большей легкости в оснащении мембран. Следует иметь в виду, что результаты, приводимые в нашем сообщении, не должны рассматриваться как характерные итоги наилучшей работы, на которую способны современные диализаторы. Эти результаты основываются, однако, на единственных в настоящее время эксплуатационных данных уже по одному этому они имеют существенное значение. Замечания д-ра Вромена о химической стойкости мембран по отношению к кислотам с концентрацией до 65% представляют интерес в силу того, что, как мы старались показать с повышением концентрации раствора сильно уменьшается потребность в установленной производственной мощности. Благодаря новейшим мембранам Грейвер обеспечивается возможность добиться более высокой производительности не только в связи с высокой проницаемостью, но и потому, что процесс может происходить при более высоких концентрациях раствора. Верхний предел обычно скорее зависит от тепловых явлений, сопровождающих разбавление высококонцентрированных растворов при диализе и от сопутствующего повышения температуры, которое может оказаться слишком большим для термопластического материала мембраны, чем с химической стойкости.

postheadericon Свинцово-цинковый рудник Сулливан в Канаде, 1956 год. Подробное описание производства рудника.

Время чтения статьи, примерно 67 мин.
Untitled - 0021

Рис. 26. Шахта № 1.

Свинцово-цинковый рудник Сулливан в Канаде, 1956 год/ (Перевод из журнала «Can. Min. J.» 1954, т. 75,  № 5, стр. 142-174)

На руднике Сулливан, производительность которого составляет в настоящее время 10000 тонн руды в сутки, работает приблизительно 1025 человек. Рудоуправление, возглавляемое главным управляющим рудника, состоит из следующих рабочих и вспомогательных отделов:

Рабочие отделы:

а/ производственный отдел,

б/ отдел  эксплуатации ремонта.

в/ технический отдел,

г/ отдел подготовительных и исследовательских работ,

д/ отдел техники безопасности.

Вспомогательные отделы:

а/ геологический отдел,

б/ отдел складского хозяйства,

в/ отдел учёта,

г/ отдел кадров.

Рабочие отделы

Производственный отдел. На подземных и открытых горных работах занято около 625 человек. Руководство ими осуществляет начальник производственного отдела, имеющий двух помощников.

Один помощник отвечает за все подземные горные работы выше, горизонта 1170 м. Он несёт ответственность за 50% всей добычи рудника и в его распоряжении находится 60% всей рабочей силы.

Горные работы ведутся на большой площади, и добыча производится, главным образом, из целиков. Площадь разделена на три участка, во главе каждого из которых стоит начальник участка. Каждому начальнику участка подчиняется ряд сменных мастеров, мастеров по откатке и мастеров по креплению и ремонту выработок.

Другой помощник начальника производственного отдела отвечает за все подземные горные работы ниже горизонта 1170 м и за открытые работы. Находящиеся в его ведении подземные горные работы дают – 20% всей добычи рудника и на них сосредоточено S5 % всей рабочей силы. Добыча из открытых работ, на которых занято 35 % всей рабочей силы, составляет 20% всей добычи рудника. На подземном участке имеется один начальник участка и такие же горные мастера, что указывались выше для других участков. Горные работы ведутся здесь на меньшей площади и имеют более прямое направление, чем на участке выемки целиков. Руководство открытыми работами осуществляется непосредственно одним начальником участка и одним сменным мастером.

Все договорные работы на руднике находятся в ведении инженера по договорам, штат которого состоит из трёх человек. Он работает в тесном контакте с помощниками начальника производственного отдела, но подчиняется непосредственно самому начальнику.

Отдел  эксплуатации ремонта.

На ремонтных работах на руднике занято, приблизительно, 280 человек. Работы возглавляются начальником по ремонту и эксплуатации механизмов, который имеет двух помощников: мастера-механика, руководящего всеми механическими работами и главного электрика, руководящего всеми электрическими работами. Различные мастерские и ремонтные работы на руднике имеют соответствующих мастеров.

Технический отдел.

Этот отдел имеет нормальный штат в 55 человек и возглавляется главным инженером рудника. Отдел имеет пять основных участков работы: проектирование, технология подземных работ, технология открытых работ, бурение глубоких скважин и закладка. Эти участки являются основными для обучения новых инженеров, которые вначале работают в секции проектирования.

Отдел подготовительных и исследовательских работ.

Нормальный штат этого отдела состоит из 13 человек. Двумя главными участками работы отдела являются вентиляция и исследовательские работы. В течение первых двух лет своей службы в компании новые инженеры проводят, по крайней мере, шесть месяцев в этом отделе.

Отдел техники безопасности.

Штат этого отдела состоит из 7 человек. Работа отдела заключается в проведении мероприятий по оказанию первой помощи и по предохранению от несчастных случаев, а также в руководстве курсами по обучению рабочих.

Вспомогательные отделы.

Отделы учёта, складского хозяйства и кадров на руднике входят в соответствующие отделы компании, но обслуживают только рудник. Эти отделы работают в тесном контакте с производственным отделом рудника.

Геологический отдел.

Штат геологического отдела, возглавляемого, областным геологом, насчитывает почти тридцать человек, двенадцать из которых являются коллекторами и чертёжниками. Геологи разделяются на несколько групп, состоящих из начальника группы и одного или двух помощников. Каждая группа несет ответственность за вою обычную геологическую работу на определённом участке рудника. Кроме того, несколько человек занимаются специальными исследовательскими работами. Эти работы могут быть временными, имея отношение к отдельным вопросам строения месторождения, или могут носить продолжительный характер, так как геологам на руднике Сулливан, кроме обычной геологической работы, приходится иметь дело с вопросами геологии, которые редко встречаются на менее крупных предприятиях. Примерами такой специальной работы являются работы:

1/по изучению оседания,

2/ тщательной обработке данных по добыче и запасам,

3/ определению зонального распределения главных и побочных металлов,

4/определению пригодности различных типов руд для обогащения в тяжёлых суспензиях.

ИСТОРИЧЕСКИЙ ОБЗОР

Два первоначальных участка разработки Хэмлет и Шэйлокк, из которых позднее был образован рудник Сулливан, были открыты в августе 1892 г.

В 1896 г, эти участки были куплены компанией Сулливан Гроун Майнпнг Компания

В 1903 г, компанией был построен металлургический завод в Мэрисвилле, который, однако, в связи с финансовыми затруднениями, в 1907 г. был закрыт.

В 1909 г. рудник был приобретён компанией Федерал Майнинг энд Смелтинг Компани.

В декабре 1909 г. компания Консолидитед Майнинг энд Смелтинг Компани заключила договор на аренду предприятия.

На следующий год компания начала выкуп его, который был закончен в 1913 г.

На руднике велась селективная разработка, с отсортировкой цинковой руды. Плавка руды производилась на свинцово-плавильном заводе Трейл. Работа предприятия была прибыльна, и в 1914 г, рудник Сулливан сделался самым крупным поставщиком свинца в Канаде, Производительность его в этом году составила 32000 т руды с содержанием 10900 т свинца и 14,2 т серебра.

В это время на самом руднике подготовительными работами и алмазным бурением были выявлены значительные запасы руды, которые затем были отнесены к бедным рудам.

Годы о 1910 по 1920 были отмечены большими работами по изысканию методов разделения сульфидов свинца и цинка в рудах месторождения Сулливан. Так как этот вопрос не был решён, перед Первой мировой войной цинк из руд месторождения Сулливан не извлекался. Проводилось много опытов по гравитационному, магнитному и другим методам обогащения на обогатительных фабриках Ле Руа, Хайлэнд, Ст. Буджен и на заводе Трейл пока, наконец, на заводе Трейл в

1920 г. с помощью селективной флотации, не были получены удовлетворительные свинцовый и цинковый концентраты.

В районе Чэпкюн Кемп, поблизости от рудника, была построена и в августе 1928 г. пущена в эксплуатацию обогатительная фабрика производительностью 2700 т руды в сутки, применявшая флотацию. Производительность фабрики была позднее постепенно увеличена до 7700 т и затем окончательно, после пуска в мае 1949 г, («введена» – текст отсутствует в оригинале прим. 31marta.ru) в работу установки обогащения в тяжёлых суспензиях, до 10000 т/сутки,

За время с августа 1928 г, по 1 января 1954 г, обогатительная фабрика переработала 55 млн. т комплексной руды месторождения Сулливан. На самом руднике, начиная приблизительно с даты приобретения его настоящей компанией и по 1 января 1954 г, было добыто около 57 млн. тонн руды,

ГЕОЛОГИЯ

Самое первое исчерпывающее описание геологии месторождения Сулливан и окружающего района было сделано Счофилдом /1915 г./, который определил его, как пластовое месторождение замещения в формации Олдридж конца докембрийского периода. Позднее подробно изучал месторождение Банкрофт  /1927 г./, который выявил многие из его главных структурных особенностей. Его работа была продолжена Др.У. Д. Мидом, который в течение нескольких лет работал на руднике в качестве консультанта. Позднее Джур /1939 г./ и Пентлэнд /1948 г./, служившие в качестве рудничных геологов, существенно пополнили сведения о рудном теле. Результаты повторного изучения месторождения Геологической службой Канады описаны в статье Райса /1987 г./.

В 1941 г. геологическая работа на руднике велась под руководством Др.К.О. Свенсона, который сотрудничал в подготовке статьи по местной геологии /Свенсон и Ганнинг, 1945 г./.

Общая геология

Одной из главных структур месторождения является Кимберлейский сброс, который впервые был открыт Банкрофтом /1927 г./, а позднее вновь открыт и назван Райсом /1937 г./. Сброс простирается почти с востока на запад и имеет падение на север под углом 45-550. На стороне висячего бока участок месторождения был, очевидно, сдвинут вниз, при этом северная часть пластов формации Крестон вошла в контакт с нижней частью формации Олдридж на юге. Пласты, вошедшие таким образом в контакт, расположены стратиграфически на расстоянии около 4500 м друг от друга. Как видно на плане, контакт Крестон-Олдридж, который простирается, приблизительно, с севера на юг и имеет угол падения 30-400 на восток, сдвинут на расстояние около 9,7 км на северной стороне сброса.

Рудник находится на участке, расположенном к югу от Кимберлейского сброса, а по соседству с ним находятся пласты, относящиеся к нижней части формации Олдридж и несколько габбровых залежей и даек, которые называются интрузивами Пурселл и, как полагают, подобно пластам, приурочены к концу докембрийского периода. Простирание на этом участке имеет направление от севера на юг, а угол падения составляет в среднем 300 на восток, но на участке рудника эта моноклинальная структура изменена присутствием клинообразной складки, называемой антиклиналью Сулливан. Рудное тело занимает часть гребня и восточную сторону этого клина. На верхних горизонтах залежи в плане по форме напоминают перевёрнутую букву «S». Начинаясь на юге, они сначала идут на северо-запад, затем на север и, наконец, снова на северо-запад. На глубине это резко выраженное изменение простирания не так ощутимо, и месторождение имеет относительно постоянное северо-западное простирание, пока не достигнет северной границы. Здесь простирание резко меняется на северное и восточное, благодаря присутствию остроконечной синклинальной складки, в верхней часты рудника падение пологое, в центральной оно становится круче и делается более пологим по восточной границе существующих выработок,

В западной и восточной частях рудника имеют место крупные выходы на дневную поверхность габбрового материала, который относится к пластсобразному интрузиву. Местами залежь круто вклинивается в окружающие её пласты и поэтому приобретает дайкообразную форму. Местами с интрузивом ассоциируют огромные массивы гранофировых пород, которые относятся к гранитизированным осадочным отложениям. Несколько даек подобного состава находятся в пределах разрабатываемого рудником участка.

Среди небольших структур на руднике находятся крутые складки и зоны трещиноватости так называемого типа Сулливан. Оси большинства складок имеют северное простирание, и складки, имеющие региональное падение, обычно опрокидываются на восток. Несколько складок имеют восточное простирание. Простирание сбросов несколько отклоняется к востоку от северного направления. Они имеют крутое восточное падение. Сбросы обусловили вертикальное смещение в 30 м для руды на их западной стороне. Местами вдоль сбросов этого типа встречаются узкие дайки, заполненные слюдяными лампрофирами.

Изменение боковых пород резко выражено в центральной части рудника. Различаются три основных типа изменения. Турмалинизация, дающая темную, похожую на сланец породу, наблюдается, главным образом, в лежачем боку. Хлоритизация и альбитизация, создающие обычные литологические типы, встречаются в основном в висячем боку и на участках о высоким содержанием пирита.

Детальная геология

Стратиграфическая последовательность.

Одним из наиболее  важных, среди последних достижений в изучении геологии рудника, является исследование местной стратиграфической колонки. В течение многих лет последовательность глинистых пластов и отложений ила, имеющих полную однородность, сводила на-нет все попытки выявить первоначальные различия, которые можно было бы использовать для определения возраста пород, и поэтому описание осадочных пород было сделано, скорее, в отношении условий их залегания, созданных минерализацией и изменением вмещающих пород.

В результате этого процесса выявилось такое положение, как общее присутствие кремнисто-сланцевых пород в лежачем боку,  но это затруднило возможность выявления структурных связей в рудном теле, и вопрос о первоначальной структуре ныне замощенных зон остается невыясненным.

Перед описанием стратиграфической колонки, которая была в конечном итоге определена, следует сделать несколько замечаний по общей литологической характеристике пластов. Преобладающими типами пород являются аргиллит и алевролит, которые состоят, главным образом, из серицитовых чешуек диаметром 0,01-0,03 мм и частиц кварца диаметром до 0,10 мм, Серицитовые чешуйки не имеют никакой ориентации и, очевидно, представляют из себя глинистый материал, который был рекристаллизован в статических условиях. Более мелкие кварцевые зерна своей формой также обязаны процессу рекристаллизации, но более крупные из них не были существенно изменены новым ростом. Как правило, зёрна диаметром более 0,03 мм имеют такие внешние признаки, которые ярко свидетельствуют о первоначальных условиях осаждения. Породы, имеющие более крупнозернистую текстуру, чем алевролиты, не распространены, хотя кое-где встречаются мелко и среднезернистые кварциты. Они имеют большое значение, так как служат для маркирования некоторых горизонтов. Обычно это не чистые кварциты, и их можно классифицировать либо как глинистые, либо как известковые. На разрезе видно также несколько пластов конгломерата, Включения в конгломерате состоят больше из чистого аргиллита или заиленного аргиллита, чем из кварца или другого твёрдого материала. Размеры их в диаметре колеблются от нескольких миллиметров до нескольких сантиметров. В некоторых пластах включения хорошо скатаны и отсортированы, но кое-где, особенно в мощных конгломератах, они имеют неправильную угловатую форму, различные размеры и имеют тенденцию рассыпаться.

Кроме основных компонентов минералов, описанных – выше, в пластах содержатся кое-где отдельные небольшие окатанные зёрна-циркона и ряда, минералов, образованных рекристаллизацией, с небольшими добавлениями извне, или без них. Из них наиболее распространены: турмалин, титанит, хлорит, клиноцоизит и пирротин. Характерно, что в этих осадочных породах редко встречаются полевые шпаты и зёрна обломков слюды.

Для практических целей удобно отнести к наименее изменённым разновидностям тип осадочных пород, который принадлежит к несколько высшей метаморфической ступени, а именно к биотит-гранатовой. Этот тип содержит-15-30 % биотита, который находится в виде неправильных пойкилобластических ангедральных кристаллов, диаметром от 0,10 до 0,80 мм. Гранат менее распространён, хотя он нередко составляет 5 % породы, а кристаллическая форма делает его особенно заметным компонентом.

Стратиграфическая последовательность определяется, главным образом, с помощью увязывания разбросанных кварцитовых пластов и конгломератов и детального наблюдения мощностей каждой формации. Для того, чтобы производить необходимые сравнения, используются графические разрезы в масштабе 1 : 120, так как важно определить какую имеют последовательность пласты мощностью менее 0,3 м по отношению к пластам большей мощности. Этот процесс является первичным и основным, но, определив последовательность залегания пород на одном из участков рудника, можно произвести идентификацию маркирующих пластов, путём быстрого осмотра. Это может сделать тот, кто хорошо знаком с типами пород.

Рисунок 4 графически иллюстрирует литологическую характеристику пластов рудной зоны. Он также подробно показывает соотношение рудных пластов и первоначальных стратиграфических элементов в пределах пластов рудной зоны, особенно на восточном и южном участках.

В общих чертах, стратиграфическая колонка на месторождении начинается с тонкослоистого пласта лежачего бока, мощность которого составляет, по крайней мере, 150 м.

В этом пласте каждый отдельный слой имеет мощность менее 0,3 м, а соседние пласты резко отличаются по текстуре.

В большей части, рудника, за исключением южного и восточного участков, следующий слой сложен конгломератами лежачего бока. На самых глубоких горизонтах он представляет собой хорошо напластованный слой, мощностью до 27 м, хотя обычно мощность его составляет 3-6 м. Мак Ичерн /1944 г./ отмечал, что основной чертой, характеризующей конгломераты, является угловое несогласие. На верхних горизонтах под северной частью рудного тела мощность конгломератов местами достигает больших размеров, и их структурные связи полностью не изучены. Наиболее вероятным можно считать, что они образованы брекчиями, которые собрались в ущельях, подверженных сильной эрозии.

Рудная зона имеет мощность 60- 90 м и залегает либо на конгломератах лежачего бока, либо на тонкослоистом слое лежачего бока. Он состоит в основном из пластов аргиллита или заиленного аргиллита, мощность которых изменяется от нескольких метров до 12 м. В подошве каждого из более мощных пластов имеется обычно 0,3 м или более алевролита, до мелкозернистого кварцита, и три из этих более грубых пластов, оказались очень полезными в качестве маркирующих горизонтов. Один из них, называемый промежуточным алевролитом, характеризуется присутствием кварцевых зёрен средних размеров в глинистых породах. Он распространяется на несколько тысяч метров, по простиранию и вниз, по падению, к может быть определён даже в тех случаях, когда пласт подвергся значительному изменению.

Сделанное выше описание относится к большей части рудной зоны, но для полноты следует сделать два следующих замечания. Недалеко от верхней границы рудной зоны имеется тонкослоистый пласт мощностью от 12 до 24 м, который совершенно аналогичен напластованию лежачего бока, а местами вдоль южной границы рудного тела, имеется зона конгломератов, которая залегает между вторым и третьим слоями алевролита, считая снизу.

Одной, хотя и не основной, но заслуживающей внимания особенностью рудной зоны является присутствие пирротина даже на значительных расстояниях от рудного тела. Этот сульфид встречается, главным образом, в виде тонких прослойков и аргиллитах, особенно у отложений, находящихся непосредственно под одним или более из трёх основных пластов, алевролита. Так как минерализация становится интенсивнее, эта особенность объясняется тем фактом, что алевролиты обычно являются последними породами, которые подверглись превращению, в массивные сульфиды, и на многих участках рудника один или другой из пластов алевролитов слагают висячий бок рудного тела.

Верхние кварциты образуют пласт, который залегает выше рудной зоны. Эти пласты являются единственными чисто кварцитовыми пластами на участке. Пласты кварцитов от мелко до крупнозернистых, разделённые тонкими прослойками глинистых пород, образуют толщу мощностью 6-15 м. Эти пласты чередуются с тонкослоистыми илистыми и глинистыми осадочными породами такой же мощности.

Пласты, залегающие над верхними кварцитами состоят преимущественно из тонкослоистых аргиллитов и алевролитов с отдельными пластами кварцита, Песчанистые участки редко имеют мощность более 3 м, причём слои песчаников имеются лишь в незначительном количестве. Породы такого характера распространяются по крайней мере на 300 м выше толщи кварцитов.

 

Сульфидная залежь.

Образование сульфидной залежи является результатом замещения некоторых пластов в рудной зоне. Стратиграфически рудное тело распространяется от пластов, находящихся непосредственно выше конгломератов лежачего бока до пластов в тонкослоистых отложениях, находящихся немного ниже верхних кварцитов.

Основными сульфидными минералами являются галенит, сфалерит в разновидности марматита, пирротин и пирит. В небольших количествах встречаются халькопирит и арсенопирит. Местами встречаются волокнистый свинцово-сурьмяный минерал, отождествлённый Уорреном /1943 г./ с буланжеритом. Робинсоном /1946 г./ в богатых буланжеритом образцах были обнаружены небольшие количества джемсонита и тетраэдрита. Из металлических окислов широко распространён магнетит: в небольших, но промышленных количествах присутствует касситерит. На участках, где рудная зона была подвержена поверхностному окислению, широко распространены церрусит и пироморфит.

В месторождении встречается большое количество неметаллических минералов. Из них наиболее широко распространены кварц и серицит, представляющие незамещённые участки первичных пластов.

Рекристаллизация и внедрение нового материала произвели множество минералов, из которых наиболее распространёнными являются кварц, хлорит, мусковит, тремолит, клиноцоизит, титанит, турмалин, гранат, биотит, альбит и кальцит. На одном участке рудника в небольших количествах был найден флюорит, а тризе /1946 г./ обнаружил такой редкий марганцевый минерал, как фриделит. Он является компонентом небольших зон трещиноватости в сильно гранитизированных породах возле южной границы месторождения.

 Большая часть руды залегает в ряде пластов, размеры которых колеблются от пропластков мощностью в 25 мм до пластов мощностью в несколько метров, и которые явно являются результатом селективного замещения первичных прослойков и  пластов. Для всего месторождения характерна, складчатость в большом или небольшом масштабе и, очевидно, она продолжалась во время и после процесса минерализации, потому что местами в сульфидах обнаруживаются мельчайшие трещины, созданные растягивающими усилиями. Эти трещины развиты на небольших антиклиналях, в то время, как на других участках обнаруживаются гладко отшлифованные плоскости, созданные трением между пластами во время складкообразования.

Счвартзом /1926/ было описано явление парагенезиса, открытое с помощью изучения микроскопических текстур. Счвартз сделал, заключение, что основная масса галенита образовалась позднее чем пирротин и oфaлepит.  Во многих случаях это доказывается присутствием галенита в трещинах и других сульфидах. На одном участке рудника, как видно из структуры, лампрофировая дайка была заполнена в течение периода минерализации. Эта дайка отчётливо пересекает сильно минерализованные участки, в которых пирротин и сфалерит являются основными сульфидными минералами, и сама пересекается пластом галенита толщиной в несколько сантиметров, который приурочен к небольшому сбросу.

В дополнение к руде, которая залегает в виде пластов замещения, имеется небольшое количество руды, заполняющей жилы, имеющие сетчатое расположение вдоль зон трещиноватости, особенно вдоль зон трещиноватости типа Сулливан местами, со стороны висячего бока, такие зоны были разработаны на 30 м выше главного рудного тела. В лежачем боку небольшие жилы, состоящие, главным образом, из кварца, карбонатов, галенита, сфалерита, пирротина и пирита, находятся местами в достаточном количестве, так что породу, при проходке по ним подготовительных выработок, можно перерабатывать, как руду хотя их систематическая разработка не является целесообразной.

Пентлэнд /1943 г./ отмечал наличие общего зонального расположения пород в пределах месторождения. Выше горизонта 1360 м рудное тело прослеживается непрерывно, хотя мощность его сравнительно мала. Немного ниже имеется центральная зона пустых пород, длина которой по простиранию составляет около 240 м и которая тянется вниз почти до горизонта 1170 м. Её верхняя часть сложена, главным образом, пиритом в то время, как в нижней части преобладает пирротин. На контакте пиритное тело перекрывает верхнюю часть пирротина, и обе линзы распространяются за пределы зоны пустых пород, образуя для соседних участков рудного тела железные зоны висячего и лежачего боков. Ниже горизонта 1170 м рудное .тело снова имеет непрерывное простирание и тянется вниз до горизонта м, штрек которого является в настоящее время самой глубокой из подземных выработок, за исключением выработок в небольшой нерудной пиритной зоне, которая залегает между горизонтами 1009 м и 919 м в северной части рудника. В основном, наиболее высокое содержание свинца в руде наблюдается на участке, примыкающем к центральной зоне пустых пород, а по мере удаления от этой зоны отношение содержания цинка к содержанию свинца постепенно увеличивается.

 

Изменение вмещающих пород.

Вмещающие породы претерпели ряд изменений, которые отчасти являются результатом метаморфизма габбровым интрузивом, а отчасти возникли благодаря процессу минерализации, связанному с рудным телом. В настоящую главу включён только последний класс. Турмалинизация, хлоритизация и альбитизация являются процессами, которые создали основным и наиболее широко распространённые из этих изменений.

Процессу минерализации были подвержены осадочные породы лежачего бока под большей частью рудного тела выше горизонта 1170 м. Типичным продуктом этого процесса является твёрдая плотная порода цвета от коричневого до чёрного, которую называют на руднике шертом или кремнистым известняком по своим физическим свойствам она действительно похода на тёмный кремнистый известняк, но микроскопический анализ показывает, что осадочные породы были в основном изменены за счёт превращения серицита в турмалин. Зёрна кварца претерпели небольшое изменения. Как результат, при изменении пород хорошо сохранились характерные особенности первичных осадочных пород и легко могут быть опознаны различные стратиграфические горизонты.

Подвергшийся турмалинизации массив распространяется, по крайней мере, на 450 м ниже рудного тела. Его верхняя граница относительно ровная, а нижняя граница сечёт вкрест напластование и очень неправильна. Кроме своего основного распространения в лежачем боку, процесс турмалинизации в небольших масштабах также имел место внутри сульфидной залежи или над ней.

Очевидно, что турмалинизация происходила раньше образования почти всех сульфидов, так как так называемый шерт или кремнистый известняк содержит многочисленные включения пирротина, с которым ассоциируется хлорит, гранат и другие минералы основного месторождения. Местами включения очень многочисленны и образуют массив, который состоит в основном из пирротина. Процесс хлоритизации, хотя и довольно широко распространён, протекал наиболее интенсивно только рядом с главным сульфидным телом, где он имеет месте главным образом, в висячем боку. В основном, хлорит имеет тенденцию тесно ассоциироваться о другими типами изменения пород, и постепенные переходы к руде, пиритному массиву и альбитовым породам являются обычными.

Типичная хлоритовая порода имеет тёмно-зелёный цвет, и обладает микролитовой структурой. В основном эта порода, очевидно, представлена изменённым аргиллитом. В песчанистых и илистых отложениях процесс хлоритизации протекал менее интенсивно и результатом его является хлоритовая и  биотитовая порода, содержащая  вкрапленные сульфиды и зёрна кварца.

- Процесс альбитизаций, где он особенно сильно развивался, превратил осадочные отложения в почти полностью альбитовые породы. Обычно, из других компонентов в этих породах встречается только несколько процентов пирита, вкрапленного в виде крупных кристаллов, и 5-15 % хлорита в форме неправильных зёрен и друз. Как отмечалось выше, постепенный переход к хлоритовым породам является обычным, но пирротин и рудные минералы заметно редки.

Альбитовые породы залегают в основном в висячем боку рудного тела. Будучи непохожи на так называемый шерт или кремнистый известняк, они не образуют однородного массива, так как альбитизированные осадочные отложения перемешиваются в непостоянных соотношениях с неизменёнными пли хлоритизированными породами, В отдельных случаях контакты между различными типами привержены к пластообразному, залеганию, но, в целом, альбитизированный участок обладает крайне неправильным залеганием. Для одного из участков, который хорошо сочетается со стратиграфической колонкой, можно по альбитизированным породам проследить возраст, главным образом, с помощью использования текстурных различий, но в общем, большинство мелких особенностей осадочных пород было отёрто процессом их изменения.

 

Распределение руды.

Кратко можно описать ряд структурных особенностей руды. Замещение большей части глинистых пластов хорошо наблюдается на участках, где сульфидная залежь содержит остатки осадочных пород. Здесь песчанистые или илистые пласты являются наименее подвергшиеся изменению, а всё месторождение в целом имеет обычно в качестве висячего бока один из главных горизонтов алевролита. Небольшие антиклинали, которые шерт северное простирание и крутое падение на своих восточных крыльях. Вызывают увеличение мощности рудного тела, и на участках рудника по направлению таких складов минерализация сильнее. В пределах главного рудного тела в зонах трещиноватости типа Сулливан может иметь место значительное увеличение содержания руды. Кое-где в таких зонах можно заметить переход от сульфидной и силикатовой минерализации. Поэтому одна часть месторождения может резко отличаться по мощности и содержанию

от другой части. Габбровые дайки, которые пересекают рудную зону, обычно сильно минерализованы, но создали плохие массы для отложения руды. В руде, которая пересекается тон-

кой дайкой, обычно существуют небольшие изменения, но более мощные дайки несомненно служили преградой для процесса минерализации.

Что касается сульфидного рудного тела в целом, то вопрос о том, почему растворы заполнили именно осадочные породы рудной зоны, а не другие пласты овиты Олдридж, является трудным вопросом для разрешения. Возможно, это объясняется тем фактом, что рудная зона является слоем, который обладает наибольшей проницаемостью. Следует отметить, что тонкослоистые осадочные породы в лежачем боку и такие же породы в висячем боку над верхними кварцитами не благоприятствуют прохождению через них растворов на большие расстояния. С другой стороны, в пределах рудной зоны имеются такие пласты, через которые растворы могут проходить

на сотни метров, и нарушение основания конгломератов лежачего бока может быть довольно значительным.

Дополнительным объяснением является тот факт, что верхние кварциты составляют наиболее значительный массив на площади рудника. Поэтому следует полагать, что этот массив имел склонность поддерживать свою непрерывность в течение периода деформации и претерпевать только простую открытую складчатость, которая даст возможность ему служить в качестве барьера. С другой стороны, рудная зона непосредственно под этим           Должна была быть месторасположением концентрированного сдвижения. Так как совершенно очевидно, что минерализация тесно связана по времени с деформацией, описанные выше условия могут быть достаточными для объяснения локализации месторождения.

 

СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ

Историческая справка

Первоначально разработка рудных тел, выходящих на поверхность, на руднике Сулливан велась небольшими карьерами с поверхности и небольшими камерами под землей, вскрытыми с помощью неглубоких шахт и штолен.

Когда было установлено, что руды с промышленным содержанием свинца можно разрабатывать селективно /цинк в то время не извлекался/, на горизонте 1380 м /отметка над уровнем моря/ была пройдена штольня, и разработку руды стали вести системой открытого забоя, оставляя участки руды с высоким содержанием цинка и низким содержанием, свинца, в качестве целиков. Там, где это было необходимым для поддержания выработанного пространства, устанавливали также срубовую крепь, заполненную пустой породой.

После того, как было обнаружено, что рудное тело распространяется на глубину, была пройдена штольня на горизонте 1170 м, а для извлечения руды, залегающей выше этого горизонта, было пройдено много километров штреков, квершлагов и восстающих. Между штольнями горизонтов 1380 и 1170 м было подготовлено четыре горизонта. Чтобы обслуживать северную и южную части рудника выше горизонта 1170 м, были пройдены и оборудованы клетями два восстающих.

Разработка велась уступной системой, которая и сейчас ещё применяется, где возможно. При этой системе разработки создавались большие выработанные пространства. Благодаря крепкому висячему боку, размеры отрабатываемых камер составляли 30 х 60 м или более.

 

В связи с освоением селективной флотации и разрешением проблемы обогащения комплексной руды рудника Сулливан, отпадала необходимость в селективной разработке. Окончание селективной добычи не привело к изменениям в системах разработки, за исключением того, что на руднике вернулись к разработке участков с цинковой рудой на верхних горизонтах и стали производить в небольшом масштабе извлечение целиков и обрушение, покрывающих пород. Практически все целики, оставленные до этого времени для поддержания кровли, содержали промышленную руду.

В 1931 г. была начата проходка слепой шахты с горизонта 1170 м на горизонт 1005 м,  из которой было вскрыто, три промежуточных горизонта. Согласно плану опережения подготовительных работ, производилась дальнейшая углубка слепыми шахтами, а затем снизу вверх до поверхности была пройдена шахта большого сечения. В настоящее время самым нижним горизонтом является горизонт 855 м. Углубка будет возобновлена в ближайшем будущем.

 

Системы разработки, применяемые в настоящее время.

Системой разработки ниже горизонта 1170 м является открытый забой с отбойкой руды скважинами алмазного бурения. Бурение скважин производится как из подэтажных штреков, так и из восстающих. Применению этой системы разработки способствует крутое падение рудного тела и относительно бедные породы висячего бока. Недавно для отработки остающихся запасов руды у поверхности и на соседних с ними участках были организованы открытые работы.

Отработанные камеры выше горизонта 1170 м обрушаются или закладываются гравием, а камеры ниже горизонта 1170 м закладываются хвостами от обогатительной фабрики. Гравий добывается на поверхности над отрабатываемым участком и перепускается в камеры по восстающим. Хвосты поступают от установки для обогащения в тяжёлых суспензиях на обогатительной фабрике. Они смешиваются с пирротиновыми хвостами, чтобы сцементировать материал после закладки им камер, 5 последние годы извлечение целиков стало основным видом очистных работ, и в настоящее время из них поступает около 60 % всей добычи рудника.

С течением времени значительно изменились методы, использующиеся для вторичного дробления руды. Применявшиеся ранее системы разработки требовали только небольшого объёма, работ по вторичному взрыванию или ручному дроблению руды в открытых забоях. По мере того, как развивались системы разработки с массовой отбойкой руды, стало необходимым устройство над рудоспусками грохотов, чтобы избежать значительного повреждения люков при взрывании в них негабарита, а также заторов на откаточных горизонтах, возникающих при медленном выпуске руды. В настоящее время руда, прежде чем она попадает в рудоспуски, дробится до кондиционных кусков на скреперных штреках. В настоящее время более 80 % всей руды от суточной добычи в 10000 т доставляется скреперами.

 

Перепуск руды

Руда из очистных работ выше горизонта 1170-м доставляется по различным промежуточным горизонтам к перепускается по перепускным восстающим на горизонт 1170 м, где она доставляется к бункеру, расположенному над главной дробильной установкой. Эта установка сооружена на горизонте 1140 м и находится примерно на равном расстоянии от северного и южного флангов рудного тела. Руда из очистных работ ниже горизонта 1170 м доставляется к главной системе рудоспусков, По рудоспускам руда под действием собственного веса поступает к установкам крупного дробления, либо на горизонт 1050 м, где установлена вспомогательная щековая дробилка, либо к центральной дробильной установке на горизонте 855 м.

 

Когда руда проходит две стадии дробления, она поднимается ленточным конвейером к главной дробильной установке на горизонте 1140 м, для окончательного дробления перед обогащением в тяжёлых суспензия.

После окончания проходки выработок на горизонте 1170 м, вся руда откатывалась по штольне этого горизонта к отделению крупного дробления на поверхности. В 1949 г. была закончена, проходка штольни на горизонте 1110 м, и после этого руда, дробящаяся в дробильной камере горизонта 1140 м из бункера ёмкостью 10000 т, расположенного под дробильной установкой, откатывается в рудничных вагонетках непосредственно на обогатительную фабрику. Пустая порода из подготовительных работ выше горизонта 1170 м выдаётся из рудника по этому горизонту, а порода из подготовительных работ ниже горизонта 1170 м выдаётся на поверхность по главной шахте.

Рудник Сулливан стал хорошо механизированным предприятием, и механизация его продолжается. Для достижения большей производительности пневматическое оборудование, где возможно, заменяется электрическим. Непрерывно производятся испытания и изучение нового оборудования и новой техники.

 

Подготовительные работы

Главныё штреки на горизонтах проходятся примерно на 24 м ниже лежачего бока рудного тела, на расстоянии друг от друга по вертикали в 45 м, хотя это расстояние иногда, где необходимо, изменяется. Горизонты обслуживаются, четырьмя эксплуатационными шахтами и соединяются между собой вспомогательными ходовыми восстающими.

Новые очистные блоки, состоящие из чередующихся камер и целиков, обычно подготавливаются с системой рудоспусков в центре, из которых в обоих направлениях по простиранию проходятся скреперные штреки. Когда угол падения рудного тела превышает 420 на каждом горизонте в блоке

проходится только один скреперный штрек, а на пологопадающй участках штреков проходится столько, сколько необходимо, чтобы обеспечить полную подсечку лежачего бока с помощью выпускных воронок. Бурение глубоких скважин производится из восстающих пли подэтажных выработок, которые проходятся в пределах участка, подлежащего выемке.

При извлечении целиков подготовительные работы намечаются в каждом отдельном случае, так как целики на старых участках рудника имеют различные paзмepы и форму, В общем случае подготовительные работы заключаются в проходке одного или более скреперных штреков под каждым целиком, с достаточным количеством выпускных воронок, чтобы обеспечить, полное извлечение руды. Бурение глубоких, скважин производится из подготовительных выработок, пройденных в целике.

 

Штреки.

На более старых верхних горизонтах рудника штреки проходились сечением 2,4.x 2,4 м и в настоящее время проходятся такого же сечения. На остальных участках стандартное сечение штреков принято 2,7 х 6 м

Бурение шпуров производится с помощью колонковых перфораторов с диаметром поршня 89 мм, установленных на вертикальных ручках, прикреплённых к буровым кареткам.

При этом пpимeняeтся четырёхгранная буровая сталь с закругленными углами диаметром 25 мм, и карбид-вольфрамовые коронки диаметром 38 мм. Обычно бурится комплект из 24-х шпуров длиной 1,8 м, с клиновым врубом. Шпуры заряжаются патронами 60 % «Форсайта», количество которых на комплект составляет 180-210 штук. Для взрывания применяется огнепроводный шнур отрезками длиной по 3,6 м, и капсюли-детонаторы № 6. И шнур, и капсюли-детонаторы являются стандартными для всех подготовительных выработок, за исключением очень длинных восстающих, где могут потребоваться более длинные отрезки огнепроводного шнура, Заборка отбитой породы осуществляется с помощью грузчиков Эймко 21, которые в штреках сечением 2,7 х 3 м грузят породу в вагонетки Гренби ёмкостью 2,3 м3, а в штреках сечением 2,4 х 2,4 м в вагонетки ёмкостью 1,3 м3. Обычно через каждые 150 и по длине штрека устраиваются разминовки для порожних вагонеток. В штреках сечением 2,7 х 3 м принята колея шириной 900 мм и рельсы весом 28 кг/пог. м, а в штреках сечением 2,4х 2,4 м – колея шириной 450 м и рельсы весом 22 кг/пог. м. Для откатки породы и вспомогательных целей применяются контактные электровозы. Расстояние от забоя до конца контактного провода составляет не менее 15 м.

Для работы на участках без контактного провода электровозы оборудуются катушкой с кабелем.

Свежий воздух подаётся в забой по оцинкованным вентиляционным трубам диаметром 300 мм. Расстояние между концом вентиляционного трубопровода и забоем также составляет не менее 15 м. В забоях всех подготовительных выработок применяются для орошения распылители воды.

 

Подэтажные выработки.

В качестве стандартных приняты три сечения подэтажных выработок, а именно: скреперные штреки сечением 2,1 х 2,1м, штреки для бурения глубоких скважин сечением 2,1 х 2,1 м и людские ходки сечением 2,1х 1,5 м. Бурение шпуров при проходке этих выработок производится обычно телескопными перфораторами с диаметром поршня 79 мм, хотя в опытном порядке использовались автоподатчики и телескопные перфораторы с диаметром поршня 70 мм. Стандартный комплект шпуров для средних условий состоит из 26 шпуров глубиной 1,5 м, с котловым врубом из 6 шпуров. Шпуры заряжаются патронами 60 % “Форсайта”, общим количеством 120-140 штук. Отбитая порода скреперуется с помощью скреперов гребкового типа шириной 900 мм и пневматических лебедок мощностью 11 кВт, или с помощью скреперов гребкового типа шириной 1050 мм и пневматических или электрических лебёдок мощностью 22 кВт. За исключением очень длинных подэтажных выработок, проветривание забоев производится сжатым воздухом.

 

Восстающие, выпускные дучки и люковые камеры. На руднике существует четыре стандартных, сечения восстающих породные восстающие и вспомогательные восстающие с крутым наклоном сечением 2,1 х 4,8 м, восстающие для алмазного бурения и вспомогательные восстающие /наклон восстающих 40-500 сечением 1,95 х 1,95 м, короткие ходовые восстающие /наклон восстающих 40-500/ сечением 1,5 х 1,2 м, вертикальные ходовые восстающие сечением 1,95 х 2,7 м.

Применяемые для их проходки комплекты шпуров даны в прилагаемой: таблице 1,

 

Таблица 1

 

Данные по комплектам, шпуров при проходке восстающих на руднике Сулливан

 

Сечение

 

Тип

вруба

 

Количество шпуров

Глубин шпуров

Тип взрывчатого вещества

Количество патронов ВВ

на комплект

2,1х4,8 м

клиновой

24

1,8 м

60%  Форсайт

180-220

1,95х2,7 м

котловой

27

1,8 м

60%  Форсайт

155-170

1,95х1,95 м

котловой

27

1,8 м

60%  Форсайт

120-160

1,5х1,2 м

котловой

22

1,8 м

60%  Форсайт

105-120

                       

Восстающие небольшого сечения длиной менее 30 м часто проходятся из штреков без устройства люков. Порода, при этом убирается с помощью обычного оборудования, применяемого при проходке штреков. Оборудование для бурения шпуров при проходке восстающих и выпускных дучек в основном тоже, что и при проходке подэтажных выработок.

В закреплённых деревом восстающих вентиляция осуществляется путём нагнетания воздуха по оцинкованным вентиляционным трубам диаметром 300 мм, причём конец трубопровода находится все время у верхней границы крепления.

 

Проветривание восстающих без крепления производится с помощью сжатого воздуха. Восстающие с углом наклона более 500 разделяются, на два отделения рядом раопорск, устанавливаемых перпендикулярно к длинной стороне их и обшиваемых досками размерами 75 х 300 мм. Ходовое отделение достаточно велико, чтобы можно было расположить в нём лестницы, вспомогательный скип и воздушные, водяные н вентиляционные трубы. Сверху ходовое отделение перекрывается перемычкой из жердей, а доступ к забою восстающего осуществляется через отверстие, оставленное в затяжке.

Выпускные дучки в месте сопряжения со скреперным штреком проходятся сечением 1,5 х 1,8 м, причём первый комплект шпуров бурится горизонтально. При бурении второго комплекта шпуров выпускным дучкам задаётся более крутое направление, и в дальнейшем они проходятся о углом наклона не менее 450, После второго комплекта шпуров они постепенно, расширяются, достигая своего полного сечения в 2,1х4,8 м к тому времени, когда будут пройдены на длину 7,5 м. Повороты дучек для их разворачивания начинаются на таком расстояний от горловины дучки, на котором позволяют породы, и проходятся сечением 2,1.x 4,8 м в плане выпускной дучки на различные расстояния, в зависимости от схемы подготовки.

При проходке люковой камеры сначала проходится восстающий на высоту 12 м над уровнем откаточного пути, а затем в штреке проходят необходимую высечку. Отбитая порода убирается с помощью обычного оборудования, применяемого для погрузки при проходке горизонтальных выработок. Восстающий на длину 3,2 м проходится сечением 1,05 х 1,2 м и затем проходится сечением 2,1 х 4,8 м. Угол наклона почвы восстающего на длине первых 3,6 м поддерживается не более 370, а затем увеличивается до 550 или более, в зависимости от схемы подготовке. Кровля штрека высекается на высоту 4,8 м над уровнем откаточного пути для создания достаточного пространства над погрузочным полком, и производится расширение одной стороны штрека для установки стоек, служащих для сооружения люкового устройства и лестницы к рабочему полку.

 

Шахты.

На руднике имеются три типа шахт: эксплуатационные, закладочные, выходящие на поверхность, и слепне закладочные.

Все действующие эксплуатационные шахты проходились как восстающие. Нижняя часть шахты № 1 была пройдена снизу вверх с горизонта, находящегося ниже горизонта 855 м, после проходки для этого сверху вниз вспомогательного уклона. Уклон был пройден сечением 2,25 х 3,15 м под углом 390, Бурение при проходке производилось с помощью двух колонковых перфораторов с диаметром поршня 89 мм смонтированных на ручках, установленных на специально-сконструированной для этого буровой тележке. Для бурения комплекта из 24 шпуров с клиновым врубом применялась обычная круглая буровая сталь диаметром 32 мм. Отбитая порода грузилась вручную в скип ёмкостью 1,0 м3.

При проходке наклонных шахт снизу вверх испытывались различные способы, но наиболее удовлетворительным оказался способ проходки, при котором сначала вдоль кровли шахты проходился восстающий высотой 2,1 м, а затем производилась выв1жа остальной частя ствола уступами до почвы.

 Сечение и угол наклона четырёх эксплуатационных шахт даны ниже в таблице 2,

Таблица 2

Сечение и угол наклона четырёх эксплуатационных шахт

 

Шахты

Сечение

Угол наклона

отделения

1

3 х 6,3 м

390

2 скиповых и одно

ходовое

 

2

3,15×3,5

400

Одно скиповое и

одно ходовое

 

27

3 х 5,1

470

Одно скиповое и

одно ходовое

 

32

3×6м

540

2 скиповых и одно

ходовое

           

Выходящие на поверхность закладочные шахты располагаются в таких местах, чтобы можно было перепускать гравий непосредственно в камеры. Обычно эти шахты проходятся по наносам до коренных пород сверху вниз, а затем сбиваются с пройденными снизу вверх участками.

Слепые закладочные шахты проходятся для закладки камер пустой породой. Они проходятся уклонами, к кровле камер, которые закладываются из расположенных выше штреков и квершлагов. Проходка производится с помощью скважин алмазного бурения, которые бурят на всю глубину шахты от её устья. При этом применяется вруб, который отбивается на скважину диаметром 150 мм, пробуренную в центре ствола.

Для контроля положения скважин в мосте выхода их в камеру, через скважину диаметром 150 мм по трубам опускается фотоаппарат, и поверхность камеры фотографируется. Скважины, отклонение которых слишком велико, перебуриваются. Взрывание скважин производится постепенно снизу.

 

Керновое алмазное бурение.

Регулярные работы по керновому алмазному бурению ведутся с поверхности и из подземных выработок для целей разведки и подготовки камер.

Скважины о поверхности бурятся размером «АХ», за исключением, когда требуется обсадка их и необходимо увеличить размер их до «ВХ» или, если необходимо, до «NX».  Из подземных выработок скважины бурятся размерами «ЕХ» к «АХ» Последний размер применяется в тех случаях, когда извлечение хороших кернов затруднительно.

 

Очистные работы

Система открытого забоя. Благодаря селективной разработке богатой серебряно-свинцовой руды, первоначально камеры в верхней части рудника имели совершенно неправильную форму. После того, как были преодолены трудности, связанные с обогащением комплексной руды, стало возможным вести более правильную разработку. Однако, приходилось часто оставлять участки руды с таким содержанием или со слабым висячим боком, что вело к большому количеству отклонений от составленных проектов разработки.

Общая схема разработки состояла в разработке открытым забоем с расстоянием между центрами камер от 24 до 60 м, причём 40-50 % руды между камерами оставлялось в целиках. Целики позднее часто полностью или частично извлекались. Выемка велась и сейчас ведётся, где возможно, уступами, причём большая, часть или вся отбитая руда поступала к рудоспускам под действием собственной силы тяжести. Когда падение лежачего бока меньше 400, необходимо скреперование

Нике горизонта 1170 м разработка производится почти полностью системами с массовой отбойкой руды глубокими скважинами, Причинами перехода на эти системы разработки были большее горное давление и более слабые породы висячего бока.

Системы разработки можно классифицировать по способу отбойки: с отбойкой руды «короткими скважинами» и с отбойкой руды «глубокими скважинами».

При отбойке короткими скважинами или шпурами бурильщиками, работающими в камере, применяется цельная буровая сталь. При отбойке глубокими скважинами применяется составная буровая сталь, а бурение производится из выработок, расположенных рядом с камерой, или же, при алмазном бурении, из подэтажных выработок или восстающих.

Системы разработки с отбойкой шпурами применяются там, где можно создать безопасную кровлю. Отработка камеры ведётся отбойкой руды последовательно уступами высотой 3 м, начиная от рудоспуска. Для бурения применяются автоматические колонковые перфораторы с диаметром поршня 76мм, смонтированные на треногах, и четырехгранная легированная буровая, сталь с закругленными углами, диаметром 25 мм и длиной до 3,6 м, с карбид-вольфрамовыми буровыми коронками диаметром 38 мм. Где возможно, уступы отбиваются под углом 400, для того, чтобы руда могла поступать к восстающему под действием собственного веса. При наклоне уступов менее 400 руда скреперуется с помощью трёхбарабанных скреперных лебёдок мощностью 22 кВт и скреперов шириной 1100 мм.

Там, где не представляется возможным создать безопасную кровлю, применяются системы с массовой отбойкой глубокими скважинами. В сульфидах и аргиллитах принято алмазное бурение скважин. Применяемый буровой станок производится в действие пневматическим центробежным мотором и имеет пневматический цилиндр для питания воздухом под давлением, этот станок может работать в выработках высотой 1,85 м, и, имея мало незащищенных движущихся частей, может бурить скважины, направленные вертикально вверх. Применяется буровая коронка с мягкой матрицей диаметром 34,6 мм и с буровыми штангами наружным диаметром 32,3 мм и длиной 750 мм.

В более твёрдых породах бурение скважин производится перфораторами и составными буровыми штангами. Для этого применяются колонковые перфораторы с диаметром поршня 100 мм, карбид-вольфрамовые буровые коронки диметром 50 мм, четырёхгранная специальная буровая сталь с закругленными краями диаметром 25 мм, обыкновенные муфты наружным диаметром 41 мм и водяные муфты. Для взрывания всех глубоких скважин применяется 75 % полустуденистый динамит и электродетонаторы с коротким замедлением.

Системы разработки с массовой отбойкой глубокими скважинами можно подразделить на два варианта: с бурением из подэтажных выработок и с бурением из восстающих. Первый вариант применяется теперь главным образом для больших камер, расположенных в наиболее мощных частях рудного тела выше горизонта 1170 м, где углы падения обычно составляют менее 200.

 

Бурение из подэтажных выработок применялось для разработки главного массива первых трёх горизонтов, расположенных ниже горизонта 1170 м. Этот вариант теперь вытесняется вариантом с бурением из восстающих, преимущество которого состоит в том, что при нём оставляются мощные целики, не изрезанные подготовительными выработками. При этом варианте требуется также относительно меньший объём подготовительных работ.

На руднике Сулливан было пробурено около 1500000 м глубоких скважин. Расход заправок алмазных коронок составил в среднем одну на 12 м скважин, а заточек карбид-вольфрамовых коронок – одну на 4,2 м скважин. Линия наименьшего сопротивления для скважин равна 2,1 м. При этом выход руды равен 10 т на пог. м скважины.

Скреперные штреки проходятся с таким расчётом, чтобы скреперовать руду, как из камер, так и из целиков. Когда угол падения рудного тела превышает 400, проходится один скреперный штрек в нижней части блока. На участках, где угол падения рудного тела относительно пологий, количество скреперных штреков увеличивается максимально до восьми параллельных штреков.

На нижних горизонтах ширину камер принимают 22,5 м и целиков 18,0 м. В определённых условиях ширина камеры может быть принята 15 м. В этом случае ширина цeликa должна быть 25,5 м.

 

Выемка целиков.

Выемка целиков становится важным видом очистных работ и ведётся в крупном масштабе.

На основании испытаний и расчётов были сделаны следующие выводы:

1.         Руда и порода, оставленные в целиках, могут выдерживать давление 390 кг/см3.

2.         Таким образом, там, где мощность пород висячего бока по вертикали не превышает 60 м, в целиках достаточно оставлять 10 % руды. Можно произвести расчёты количества руды в целиках для различной мощности пород висячего бока.

3.         Целики высотой более 15 м можно извлекать только после того, как будет произведена закладка окружающего выработанного пространства,

4. Если 25 % объёма целика извлечено подготовительными  выработками, образовавшееся свободное пространство достаточно для размещения при одновременном взрывании всей оставшейся части целика.

5. Извлечение целиков необходимо производить в отступающем порядке, который должен быть выработан для всего рудника.

6.         Были разработаны различные методы извлечения целиков в гравиевой закладке.

7.         Для нижних горизонтов рудника дешевле и лучше применять закладку из сцементированной породы.

8. Постоянно ведётся тщательный геологический контроль, так как местные условия в значительной степени влияют на работы по извлечению целиков.

 

Методы выемки целиков.

Выемкe подлежат целики, имеющие различные размеры и форму. Каждый целик представляет из себя особую проблему и требует значительного проектирования, для его извлечения, но большинство целиков относится к одному из указанных ниже видов:

1.  Целики в обрушенном пространстве или в гравийной закладке.

2. Целики в открытом пространстве или примыкающие к обрушенному пространству или к гравиевой закладке.

3. Целики в закладке из сцементированной породы.

I. Целики в обрушенном пространстве или гравиевой закладке извлекаются с помощью проходки восстающих и скреперных штреков в лежачем боку под целиком, проходки выпускных дучек к руде и подготовительных выработок в целике для его разбуривания. Центральная часть целика выбирается, а бока остаются, чтобы держать закладку. Для того, чтобы создать свободное пространство для обрушения оставшейся в целике руды, внутри целика должно быть вынуто не менее 25 % руды. Фактическое количество руды сверх 25 % извлекаемой для создания компенсационного пространства, регулируется местными условиями. Разубоживания руды, выпускаемой из центральной части целика, не происходит. При извлечении руды из остальной части целика наблюдается увеличение разубоживания, так как при выпуске руда смешивается с закладкой.

2.         Целики, расположенные в открытом пространстве или примыкающие к обрушенным породам или гравиевой закладке, извлекаются многими способами, в зависимости от местных условий. Где позволяют породы висячего бока, эти целики отрабатываются до полного извлечения или до обрушения, и руда скреперуется к выпускным дучкам в открытом пространстве. В этих условиях потери, в связи с обрушением, очень малы. Там, где породы или другие факторы недостаточно благоприятны, применяются методы, аналогичные тем, которые используются для извлечения целиков, расположенных в закладке, о той разницей, что наружная часть целика, объём которой сводится до минимума, не извлекается, а взрывается, чтобы вызвать обрушение. Там, где целики примыкают к заложенным участкам,  но не полностью окружены ими, очень удачно применяется метод извлечения с верхней подсечкой. Подготовительные работы ведутся те же, что для извлечения целиков в закладке, с проходкой восстающего к висячему боку. Из этой точки извлекаются верхние 2,1 м целика, и руда отскреперовывается, причем оставляются лишь небольшие столбы руды для того, чтобы поддерживать висячий бок. Эти столбы затем распиливаются, висячий бок обрушается, и обрушенные породы полностью окружают целик. После этого остаток целика отрабатывается, как целик, расположенный в закладке.

3. Извлечение целиков, окружённых закладкой из сцементированной породы, ещё не производилось. Намереваются извлекать руду из этих целиков через восстающие в лежачем боку, расположенные через определённее интервалы, с отступлением по восстанию. С некоторым интервалом после извлечения будет производиться закладка через восстающие висячего бока. Отступление по восстанию будет проходить между потолочными целиками при основном отступлении по простиранию.

 

Оборудование для отработки целиков.

Для отработки целиков применяется следующее оборудование:

а/ для отработки целиков, содержащих до 20000 т руды, применяется электрическая двухбарабанная скреперная лебедка мощностью 22 кВт и скрепер гребкового типа шириной 1050. мм со стальным канатом диаметром 19 мм. Хвостовой блочок диаметром 800 мм прикрепляется к забитому в породу болту с проушиной. Направляющие ролики диаметром 150 мм устанавливаются с интервалами не более чем 12 м.

б/ Для отработки целиков, содержащих свыше 20000 т руды,, применяется двухбарабанная электрическая скреперная лебёдка мощностью 44 кВт и скрепер гребкового типа шириной 1500 мм со стальным канатом диаметром 22 мм. Хвостовой блок диаметром 600 мм устанавливается на вертикальных стойках. Направляющие ролики диаметром 150 мм также устанавливаются с интервалами не более 12 м.

в/ Для целиков, расположенных в открытом пространстве, применяются трёхбарабанные электрические скреперные лебедки мощностью 22 кВт,. Для скреперования в открытом пространстве наиболее подходящие является зубчатый скрепер шириной 1100 мм со стальным канатом диаметром 16 мм. Хвостовые блочки применяются диаметром 225 мм.

 

Буровое оборудование применяется такое же, как и на обычных очистных работах.

Мелкий инструмент, требующийся для различных рабочих мест стандартизирован, полный запас его имеется на рабочем месте и контролёр еженедельно проверяет этот запас по списку требующегося мелкого оборудования.

 

Горные Работы.

Для обрушения руды некоторых больших целиков требовались крупные взрывы. Самый большой взрыв был произведен в целике, Т-образной формы, при котором было взорвано 535000 т руды, В 3000 скважин было помещено 50 т взрывчатого вещества. При взрывании крупных целиков требуется тщательный технический надзор.

Для заряжания глубоких скважин применяются патроны 75 % Форсайта различных диаметров, Для хорошего дробления при первичном взрывании в  камерах или целиках требуется 82 грамма ВВ на тонну руды. На подземных взрывных работах применяются исключительно электродетонаторы с коротким замедлением. В подходящих условиях на открытых работах иногда применяется взрывание детонирующим шнуром, также о электродетонаторами с коротким замедлением. Питание энергией осуществляется от силовых линий напряжением 220 и 550 в или от взрывных машинок «Битховен». Вторичное дробление практически производится полностью накладными зарядами. Когда скреперование производится в открытом пространстве, установки грохотов не требуется, так как руда должна бить раздроблена до такой степени, чтобы она могла доставляться скрепером шириной 1100 шт. В скреперных штреках устанавливаются грохоты сечением 300 х 300 мм, изготовленные из дерева и стали, с отверстиями 0,6 х 1,8 м. .

Выпуск руды, отбитой в целиках, контролируется техническим отделом рудника. Два раза в месяц спускается график выпуска руды по каждой выпускной дучке. Во время выпуска берутся пробы руды из вагонеток, и отборщиками проб под надзором инженера производственного отдела ведётся визуальный осмотр выпускных дучек.  Данные наблюдения, после проверки их техническим отделом рудника, дают возможность определить время окончания выпуска.

На каждом рабочем месте работает бригада из двух человек, за исключением особых случаев, все горные работы ведутся по договору.

 

Разработка открытым способом.

Разработка открытым способом ведётся на участке бедной руды у юго-западной границы рудного тела. Этот участок имеет площадь 54 м2, угол падения 200 к, востоку и среднюю мощность 21 м, в юго-западной части руда выходила на поверхность, а в северо-восточной части была покрыта наносами максимальной мощностью 48 м. Экономическое сравнение возможных способом разработки показало, что разработка открытым способом будет дешевле, чем подземным.

Для отработки 2.000.000 т руды фирмой, с которой был заключён договор, было снято около 228000 м3 гравия и 760000 м3 коренных пород. Угол откоса уступов равнялся 650. С горизонта 1170 м на высоту 195 м, до дна карьера был пройден под углом 650 рудоспуск сечением 3,0×3,0 м, с параллельным контрольным ходовым восстающим, который через каждые 9 м сбивался с рудоспуском.

Отработка руды ведется уступами высотой 7,8 м вкрест простирания. Скважины бурятся вертикальные глубиной 8,7 м. Расстояние между скважинами в ряду 2,7 м, расстояние скважин от бровки уступа или линия наименьшего сопротивления – 1,8 м. Для взрывания применяется полустуденистое взрывчатое вещество. Расход ВВ составляет 163 грамм на тонну руды. Нижняя треть скважин заряжается патронами диаметром 38 мм  и длиной 200 м, а остальная часть – диаметром 44 мм и длиной 400 мм. Взрывание скважин производится с помощью электродетонаторов с коротким замедлением, помещаемых на глубине около 3 м от дна скважин, или с помощью детонирующего шнура, соединяющего в ряди, и электродетонаторов с коротким замедлением, с замедлением до 15 тысячных секунды. Для отбойки новых уступов применяются призматические врубы, расположенные через 1,5 м, а ширина уступа также составляет 1,5 м.

Бурение производится перфораторами о диаметром поршня 100 им, смонтированными на буровых тележках и приспособленными для смен буровой стали через 3 м. Применяются буровые штанги длиной 3,6 и 9 м. Карбид-вольфрамовые буровые коронки диаметром 57 мм выдерживают 13 заправок и бракуются при диаметре около 47 мм, после того, как ими пробурено 51 м скважин. Скорость бурения составляет 60 м на машино-смену. На каждом станке работает один бурильщик, с помощником на каждые два перфоратора.

Отбитая руда грузится электрическим экскаватором о ковшом, ёмкостью 5,3 м3 в дизельные автосамосвалы, с задним опрокидом, грузоподъёмностью 15 т. Для поддержания дорог постоянно используются большой бульдозер и грейдер. Они также зачищают, почву у экскаватора и подготавливают, площадки уступов для бурения. Работы ведутся только в дневную смену. Производительность рабочих на открытых работах, включая небольшой ремонт оборудования, составляет 140 т на человеко-смену.

 

Закладка.

Закладка производится для того, чтобы свести к минимуму оседание пород и для облегчения извлечения целиков. Применяется четыре типа закладочного материала:

1.         Обрушенные породы висячего бока.

2.         Порода из подготовительных работ.

3.         Валунная глина.

4.         Сцементированная пустая порода от установки для обогащения в тяжёлых суспензиях.

 

В начале разработки месторождения горные работы вызвали некоторое обрушение пород, и в 1953г. начали производить закладку выработанного пространства. Извлечение целиков в открытом пространстве достигло допустимых пределов, и было начато принудительное обрушение.

 

Обрушение породы висячего бока.

В зависимости от размеров целиков применяется два метода принудительного обрушения.

Небольшие целики оставляются на пологопадающих неглубоких участках жил, где приблизительно 90% руды извлекается системой открытого забоя. Распалка целиков приводит к обрушению висячего бока, что снижает давление пород на соседние целики.

Большие целики оставляются там, где состояние кровли требует дополнительного поддержания. Принудительное обрушение производится созданием верхней подсечки или выемкой верхнего слоя в одном или более целиках. В верхней подсечке оставляются небольшие временные целики, до тех пер, пока не будет произведен окончательный взрыв, который обрушит кровлю и окружит целики обрушенной породой. Выемка целиков затем производится системами с отбойкой руды глубокими скважинами алмазного бурения.

До настоящего времени общее количество закладки из обрушенных пород висячего бока составляет около 2, 4 млн.м3.

 

Закладка породой из подготовительных работ.

Порода из подготовительных работ применяется для закладки на руднике там, где применение её целесообразно и объем составляет 5% от общего объема закладки.

 

Закладка из валунной глины.

На участках жил с большой мощностью обрушение непригодно, вследствие опасности воздушных ударов. Эти участки закладываются валунной глиной из отдельных залежей её, находящихся над горными выработками. В карьерах добывают гравий, содержащий менее 15% глины, к которому в пункте разгрузки добавляется 10 % воды; закладка поступает в камеры по длинным восстающим. Всего через 15 таких восстающих было уложено около 4,5 млн. м3 закладки. Указанная смесь может растекаться под почти горизонтальными углами на расстояние 450 м. Это давало возможность уложить через каждый восстающий до 360000 м3 закладки.

Гравий удерживается в камерах с помощью закрытия выходов железобетонными перемычками, в которые заделывают дренажные трубы. Избыток воды постепенно вытекает из закладки, в результате чего она усаживается приблизительно на 1%.

Закладку гравием начали производить в 1935 г. Первым методом, который был испробован для добычи закладки, было скреперование, но участки орштейна были слишком вязкими и требовали значительного объёма бурения и взрывных работ. Скреперы были заменены бульдозерами, а для отбойки орштейна применялся плуг тяжёлой конструкции. Два бульдозера RD – 8, работая так, что их скребки примыкали друг к другу, показали хорошие результаты работы при. расстоянии доставки до 120 м. Для больших расстояний доставки применялись тягачи  Ле-Турно ёмкостью 8,6 и 10 м3, С перечисленным выше оборудованием за 6,5 месяцев было уложено 312000 м3 закладки.

Чтобы увеличить скорость закладочных работ были приобретены экскаватор с ёмкостью ковша 5,3 м3 и десять самосвалов емкостью 9,4 м3, о задним опрокидом. Это оборудование давало среднюю производительность 2300 м3 закладки в смену, а всего за семь месяцев с помощью его было уложено 1,1 млн.м3 гравиевой закладки.

 

Закладка из сцементированной породы.

Сцементированная порода для закладки появилась в результате плана сооружения установки для обогащения в тяжелых суспензиях на обогатительной фабрике. Опыт закладки на руднике Норанда и исследования с местными материалами показали, что сцементированная закладка может, быть получена путём добавления в породу хвостов с сульфидами железа. Преимущество этой закладки по сравнению с гравиевой закладкой заключалось в том, что при этом достигалось лучшее поддержание кровли, в результате чего выемку целиков мокко было производить о меньшим разубоживанием и с меньшими потерями.

Порода крупностью минус 38 мм с 7 % железистых хвостов и 2,5 % влаги цементируется приблизительно в течение шести месяцев. В этом материале на руднике были пройдены подготовительные выработки. Была произведена закладка породой с 4-5 % хвостов, чтобы определить, будет ли эта смесь давать достаточную цементацию.

Закладка из пустой породы была впервые произведена в 1949 г. и  до 31 декабря 1953 г. было уложено 792000 м3 такой закладки; она применяется на участках, расположенных ниже горизонта 1170 м. Железистые хвосты добавляются к породе на обогатительной фабрике в виде кека, который разгружается с барабанного фильтра Оливер. Порода проходит под фильтром на ленточном конвейере.

Транспортирование закладки к руднику производится в рудных вагонетках ёмкостью 5,.8 м0. С помощью крупного опрокида на пять вагонеток, установленного на горизонте 1100 м, закладка разгружается в бункер ёмкостью 3500 т.

Из бункера она поступает к системе конвейеров на горизонте 1171 м с помощью пяти ленточных конвейеров и поднимается в бункер для породы ёмкостью 4500 т, находящийся выше горизонта 1170 м. С этого горизонта закладка подаётся в камеры. Состав при откатке закладки состоит из 12 вагонеток Гренби емкостью 3,6 м3.

Подача закладки в камеры осуществляется через небольшие уклоны, сечение которых составляет в среднем 0,9х0,9 м. Они проходятся с помощью алмазного бурения с горизонта 1170 м и достигают длины 24 м, как описано выше.

 

Приблизительно 80 % закладки размещается под действием собственного веса. Остальная часть размещается скреперованием. Проводились опытные работы по пневматической подаче закладки.

Железистые хвосты состоят приблизительно из 66 % пирротина и 12% пирита. Остальные 22 % составляет, главным образом, нерастворимый материал. Цементация породы происходит благодаря окислению сульфидов. При этом образуются очень едкие газы SO2 тепло и кислотная вода, которые быстро разъедают незащищенные вентиляторы и вентиляционные трубопроводы. Были испытаны многочисленные защитные покрытия, и до настоящего времени хорошо противостояли влажным газам резина, свинец и асфальт. Бетон и торкретбетон медленно разрушались. Чтобы отсасывать газы на поверхность, была пройдена система специальных подэтажных выработок. При этом воздух отсасывается вентилятором с резиновым покрытием.

Спустя от одного до шести месяцев после того, как были начаты закладочные работы, кое-где появились газы, и поэтому закладку некоторых камер нужно производить по стадиям. Камеры изолируются бетонными или торкрет-бетонными перемычками, и это приводит к резкому снижению содержания кислорода. Благодаря периодическому открыванию и закрыванию камер, содержание кислорода колеблется между 5 % и 15%. Заложенные камеры сохраняли тепло в течение двух лет, но в настоящее время предусматривается сократить этот период до шести месяцев или менее с помощью нагнетания в камера большого количества охлаждающего воздуха после того, как закончится наиболее бурный период реакции.

 

Транспортировка

Откатка на горизонтах. По всему руднику поддерживается около 58 км откаточных путей на 13 горизонтах, исключая откаточный горизонт 1110 м, который соединяет подземную дробильную установку с обогатительной фабрикой Сулливан. За исключением небольшого количества путей с колеёй 450 мм на трёх верхних горизонтах, стандартная колея принята 900 мм.

Вся подземная откатка осуществляется контактными электровозами. Контактный провод питается постоянным током напряжением 250 В и подвешивается на подвесках, соединённых со стержнями из мягкой стали диаметром 25 мм, которые заклиниваются в шпуры, пробуренные в кровле штрека. Вес электровозов от 4 до 12 т. При весе электровоза 4 т он имеет два электродвигателя мощностью по 7 кВт и колею 450 мм, при весе 12 т – два электродвигателя мощностью по 44 кВт. Электровозы весом 12 т применяются в парном соединении на горизонтах, где большой тоннах руды транспортируется на длинные расстояния. Электровозы весом б т, оборудованные двумя электродвигателями мощностью по 14 кВт и весом 8 т, оборудованные двумя электродвигателями мощностью 18 кВт, применяются там, где они могут служить как для откатки руды, так и для откатки породы, а также для откатки всей породы от погрузочных машин. На всех электровозах применяются контроллеры и ручные тормоза обычных типов.

Рудничные вагонетки в соответствии с весом электровозов применяются: при колее 450 мм – опрокидные ёмкостью 1,1 м3, а там, где применяются большие электровозы – типа Гренби ёмкостью 4,2 м3. Наиболее распространённой вагонеткой для откатки руды и породы, а также для работы с погрузочными машинами, является вагонетка Гренби ёмкостью 2,3 м3. На каждом горизонте имеются также необходимые вспомогательные вагонетки, как, например; платформы для доставки вспомогательных материалов и оборудования и вагонетки для перевозки взрывчатых материалов,

 

Люки.

На руднике везде применяется стандартный деревянный погрузочный люк с покрытием из мягкой стали толщиной 15,5 м. Люковой затвор гильотинного типа поднимается и опускается о помощью пневматического цилиндра. Для того, чтобы дать возможность рабочему работать на полке, расположенном на высоте 2,1 м над уровнем головки рельсов, делается необходимая высечка.

Имеется два типа стандартных устройств для разгрузки руды и породы в перепускные восстающие. Для опрокидных вагонеток, разрушающихся вручную, требуется отверстие длиной 3,6 м и шириной 0,9 м, Когда разгрузка не производится, это отверстие перекрывается шиберной задвижкой, сделанной из труб диаметром 25 мм. Для более крупных вагонеток типа Гренби разгрузочные отверстия имеют длину 10-м и ширину 0,9 м. Такое отверстие перекрывается задвижкой, сделанной из труб диаметром 50 г.м. Заслонка закрепляется на полке, расположенном над отверстием, и приводится в движение пневматическим цилиндром, который поднимает таксе и опускает разгрузочный блок и отрегулирован таким образом, что, когда заслонка закрыта, разгрузочный блок опущен.

 

Регулирование движения.

На горизонте 1170 м, где на откатке руды и породы и на доставке материалов работает много электровозов, необходимо, чтобы движение всех составов регулировалось диспетчером по транспорту. Регулирование движения с помощью системы СЦБ производится диспетчером по транспорту из центрального диспетчерского пункта около места разгрузки на горизонте 1170 м. Отсюда диспетчер по транспорту регулирует красные и зелёнке световые сигналы, имеющиеся  у всех разминовок на главном направлении откатки. В сочетании со световой сигнализацией применяется система магнитофонов, и машинист состава, въезжающего на главный путь, должен первым сигнализировать диспетчеру по транспорту, чтобы получить сигнал, разрешающий въезд.

Бригада состава состоит, из двух человек; машиниста электровоза и стрелочника. Когда производится погрузка вагонеток, один человек работает на полке погрузочного люка, другой управляет электровозом, подставляя вагонетки подлюк, и помогая первому рабочему только при шуровке и взрывании руды и в люках. Большая часть работ по откатке руды и породы оплачивается по прогрессивной системе.

Откатка на горизонте 1170 м включает доставку бригад подземных рабочих. Доставка рабочих производится в людских вагонах вместимостью по 18 человек. Для доставки рабочих на участки работ и обратно требуется четыре состава из 10 вагонов каждый.

 

Подземный конвейерный транспорт.

Выдача всей руды на поверхность и подъём пустой породы для, закладки производится с помощью ленточных конвейеров. Руда из бункера, расположенного под дробильной установкой горизонта 855 м, поднимается конвейерами к дробильной установке горизонта 1140 м, где она смешивается с рудой с верхних горизонтов для окончательного дробления. Пустая порода для закладки поднимается из бункера, расположенного ниже горизонта 1110 м, к другому бункеру над горизонтом 1170 м.

В галерее сечением 2,1 х 4,8 м, где с одной стороны проложена вспомогательная колея, установлено восемь ленточных конвейеров шириной 900 мм. Эта система конвейеров имеет следующую техническую характеристику:

 

Уклон – 17°.

Полная наклонная длина – 1809 м.

Полная высота подъёма – 346 м.

Длина шести верхних конвейеров – 104-132 м.

Длина двух нижних конвейеров – 258 и 289 м.

Производительность подъёма  - 450 т/час.

Скорость ленты – 120 м/мин.

 

Ленты верхних шести конвейеров шестислойные из грубой парусины весом 3,9 кг/пог. м с покрытием несущей поверхности слоем резины толщиной 11 м и нижней поверхности слоем резины толщиной 2,4 мм. Ленты двух нижних конвейеров из холста весом 5,5 кг/пог. м с таким же покрытием из резины.

 

Два более длинных ленточных конвейера приводятся в движение электродвигателями мощностью 140 кВт, 900 об/мин, с автоматическими центробежными муфтами и двухступенчатыми редукторами. Руда подаётся на конвейер с помощью цепного питателя; закладка производится через люк под действием собственного веса.

 

Шахтный подзём.

Вся порода из подготовительных, работ  ведущихся ниже горизонта 1170 м, поступает по рудоспускам на горизонт 855 м, откуда она подаётся в бункер шахты № 1 расположенной недалеко от юго-восточного края рудного тела. Она пройдена сечением 3 х 6,3 м, с наклоном 390 и имеет два подъёмных отделения и одно лестничное. Шахта оборудована скипами ёмкостью 8 т и клетями на 24 человека, смонтированными на одной раме. Разгрузочные устройства установлены на горизонте 1170 м и на поверхности. Производительность подъёма с горизонта 855 м до поверхности составляет 200 т/час. Скорость каната равна 8,1 м/сек.

 

Крупное дробление на руднике.

Руда, добываемая ниже горизонта 1170 м, поступает с каждого горизонта в систему рудоспусков, которая ведёт к дробильной установке, расположенной между горизонтами 915 и 855 м. Руда подаётся на грохот Росса, размером 1524 мм, с помощью расположенного над ним цепного питателя. Верхний продукт с грохота поступает в исковую дробилку с приёмным отверстием

900 х 1200 мм. Это оборудование размещено в первой камере.

Нижний продукт грохочения и дроблёная руда поступают па конвейер шириной 925 мм, который транспортирует руду на расстояние 22,5 м по горизонтали и 6 м по вертикали к камере вторичного дробления, расположенной над бункером дроблёной руды ёмкостью 1400 т. Над головным шкивом подвешен магнит Дингс размерами 750 х 750 мм. Конвейер разгружает руду на грохот Росса размером 1200 мм. Нижний продукт грохочения поступает в бункер, дробленой руды, а верхний продукт поступает в конусную дробилку Трэйлор с приёмным отверстием 900 мм, руда, из которой разгружается непосредственно в бункер дроблёной руды.

 

Вспомогательные работы

Обслуживание электромеханического оборудования на подземных работах осуществляется небольшими бригадами электриков или механиков, которые следят за эксплуатацией и производят ремонт оборудования под руководством мастера. Мастер подчиняется начальнику участка, на котором ведутся ремонтные работы. За качеством ремонта следят два мастера-электрика и два мастера-механика, которые подчиняются соответственно главному энергетику и главному механику.

Водоотлив производится в целях осушения работ и для поддержания источников снабжения водой. Рудничные воды выше, горизонта 1050 м загрязнены кислотными водами, поступающими из обрушенных камер и камер, заложенных пустыми породами от обогащения в тяжёлых суспензиях и железистыми хвостами. Там, где производится откачивание таких вод, применяются насосы из кислотоупорной нержавеющей стали. Рудничные воды с четырёх нижних горизонтов не загрязнены кислотными водами. Они собираются в водосборники и откачиваются из него для снабжения водой горных работ по всему руднику. Диаметр водопровода изменяется от 150 мм на главных магистральных линиях до 25 мм у забоев. Питьевая вода поступает в подземные выработки из скважин алмазного бурения, пройденных на границе горных работ. От скважин вода подаётся к местам установки питьевых фонтанчиков по оцинкованным трубам диаметром 19 мм.

Сжатый воздух используется на подземных работах для перфораторного бурения, станков алмазного бурения, тягальных лебёдок, части скреперных лебёдок, насосов, распылителей воды для борьбы с пылью, различных пневматических инструментов и для подачи сигналов при производстве взрывных работ. Производительность всех  остановленных компрессоров составляет 650 м3 воздуха в минуту. Диаметр магистральных воздухопроводов 350, 250 и 200 мм; диаметр ответвлений от магистральных воздухопроводов снижается до 50 мм у забоев. Сигнал о производстве взрывных работ дается за 45 минут до конца смены путём перекрытия всех питающих воздухопроводов от компрессоров в одном центральном месте в руднике. При этом давление в ответвляющихся воздухопроводах понижается до нуля путём открытия предохранительного клапана. Затем предохранительный клапан закрывается, а питающие клапаны открываются, пропуская сжатый воздух ко всем забоям. Это сигнал о взрывании всех комплектов шпуров.

Подземная телефонная сеть состоит из 100 аппаратов как телефонных, так и магнитофонных систем, а также нескольких двухлинейных установок, которые требуются для некоторых работ, как например: заливки бетона и крепления восстающих. Автоматическая телефонная система обслуживается 26-парным термопластичным кабелем с меньшими ответвляющимися кабелями.

Имеется семь систем магнитофонов для обслуживания различных мест, как например: шахт, конвейеров и этажных откаточных штреков. Они связываются между собой, а также присоединяются с помощью распределительного щита, который расположен в центральном месте рудника и управляется работником службы первой помощи.

Сигнальные системы подъёма питаются переменным током напряжением 110 В, который передаётся по электрическим проводам, помещённым в кабелепроводе диаметром 19 мм,

с концевыми муфтами на каждом горизонте. Каждый рудничный двор, оборудован кнопочным переключателем, который подаёт световой и звуковой сигналы на каждый горизонт и в камеру подъёмной машины. Каждое отделение оборудовано пружинным переключателем, который включает свет на каждом горизонте, а также свет и звонок непосредственно перед машинистом подъёма. Этот сигнал может быть дан только стволовым. Для операций по подъёму применяется местная магнитофонная система.

Электроэнергия поступает на рудник Сулливан под напряжением 60000 В и питает три расположенные на поверхности подстанции общей мощностью 9900 кВа, которые могут принять пиковую нагрузку в 6840 кВт от присоединённых потребителей общей мощностью 12138 кВт. Все стационарные подземные электродвигатели питаются трёхфазным током напряжением 550 В, 60 циклов (Герц). Исключение составляют электродвигатель подъёмной машины мощностью 350 кВт и два мотор-генератора контактной сети, мощностью по 300 кВт, которые питаются током напряжением 2300 В.

Контактная сеть питается постоянным током напряжением 250 В, который поступает от двух мотор-генераторов, находящихся на расстоянии около 1200 м друг от друга и оборудованных автоматическими выключателями. На руднике работает 61 электровоз общей мощностью 3090 кВт. Подземная осветительная сеть питается переменным током напряжением 220 В.

Главная поверхностная подстанция находится около устья вспомогательной шахты на отметке 1314 м, около 2413 м к северу от устья штольни горизонта 1170 м. Установленные на этой подстанции два трансформатора мощностью по 1500 кВа питают током напряжением 2300 В электродвигатель подъёмной машины шахты № 1, мощностью 625 кВт, и два находящихся рядом электродвигателя компрессоров, мощностью по 441 кВт каждый. Отсюда ток под напряжением 2500 В по бронированному кабелю поступает на горизонт 1170 м и дальше, через шахту № 1, к расположенным выше 12 подземным подстанциям. Мощность этих подстанций, которые питают током напряжением 500 В скреперные лебёдки, вентиляторы и насосы, общей установленной мощностью 2876 кВт, составляет от 50 до 300 кВа.

Второй силовой кабель напряжением 2300 В, идущий к трансформаторам, которые питают шесть верхних ярусов восьмиярусной конвейерной системы, проложен в рудник через скважину алмазного бурения длиной 180 м.

На главной поверхностной подстанции имеется также три трансформатора мощностью по 1000 кВа и напряжением 6900 В, которые с помощью двух кабелей, проложенных по шахте № 1, питают энергией пять подземных подстанций, расположенных ниже горизонта 1170 м. На самой крупной из этих подземных подстанций установлено три трансформатора мощностью по 333 кВа, питающих дробильную установку горизонта 1140 м. Остальные подстанции, питающиеся током с напряжением 6900 В, оборудованы трехфазными трансформаторами мощностью 300 кВа каждый. На каждом трансформаторе установлены соответствующие групповые масляные плавкие предохранители. В этих трансформаторах применяется невоспламеняющаяся охлаждающая жидкость.

 Каждый трансформатор питает энергией определённый участок, но для того, чтобы обеспечить энергией тот участок, на котором трансформатор вышел из строя, все подстанции соединяются электрическим кабелем напряжением 500 В.

Этот кабель подводится к распределительному центру на каждом горизонте и обычно снабжает энергией каждый горизонт.

От этого распределительного центра энергия к отдельным рабочим местам подводится обычно с помощью трехжильного кабеля с неопреновой изоляцией.

Вторая поверхностная подстанция мощностью 3000 кВа расположена недалеко от устья штольни горизонта 1170 м и питает током напряжением 2300 в пять электродвигателей компрессоров общей мощностью 2406 кВт. Отсюда также получают энергию поверхностные мастерские, конторы и генератор мощностью 300 кВт, питающий поверхностную контактную сеть.

Третья поверхностная подстанция мощностью 900 кВа расположена на расстоянии около 1600 м к северу от устья штольни и снабжает током напряжением 2300 В четыре главных всасывающих вентилятора, общей мощностью 294 кВт, и экскаватор о ковшом ёмкостью 5 м3 мощностью 276 кВт.

 

Технический отдел рудника

Технический отдел рудника делится на пять подотделов или секций: проектных работ, подземных работ, поверхностных работ, бурения глубоких скважин и секцию закладки. Каждая из этих секций возглавляется начальником, который подчиняется главному инженеру рудника. Организация и функции отдельных секций описаны ниже.

 

Секция проектных работ

Секция проектных работ состоит из старшего инженера-проектировщика, семи инженеров проектировщиков, одного инженера, находящегося на обучении, чертёжника, секретаря и семи отборщиков проб. Инженеры-проектировщики имеют большой опыт работы в различных секциях технического отдела рудника, и шесть из них ведут все проектные работы рудника. Седьмой проектировщик ведёт, работу, связанную с извлечением целиков, и контроль за добычей. В этой работе ему помогают находящийся на обучении инженер, секретарь и отборщики проб.

 

Планы горных работ.

Планы горных работ составляются на периоды в 25 лет, 5 лет и один год. План на 25 лет отражает в основном контрольные цифры и положения, которые ложатся в основу всех проектных работ по более коротким планам на 5 лет и на один год. Он обеспечивает правильную последовательность ведения горных работ. Пятилетние и годовые планы отличаются только более детальным планированием подготовительных и очистных работ.

В пятилетних планах составляются предварительные схемы отработки наиболее крупных камер и целиков, которыми руководствуются при проектировании подготовительных работ. Последние должны обеспечивать требуемую производительность рудника и опережать очистные работы. Годовые планы отражают окончательные проекты отработки камер и целиков, которые будут отрабатываться или подготавливаться в текущем году, и служат основой для всех годовых расчётов обеспеченности рудника и финансовых расчётов.

 

Расчёты обеспеченности рудника.

Для каждого целика или камеры, подготовка или разработка которых запланирована в годовом плане, определяется объём работ. Сумма этих объёмов для всего рудника является годовым объёмом работ, который распределяется по месяцам между различными участками и отделами рудника. Эти объёмы наносятся на графики и даются производственному отделу для определения, требующихся рабочих и оборудования. Фактические объёмы подготовительных и очистных работ вносятся ежемесячно на эти графики и посылаются для руководства в производственный отдел.

 

Проекты.

Проектирование системы разработки для отработки камеры или извлечения целика производится секцией проектирования горных работ совместно с другими отделами и секциями, а именно: с производственным и геологическим отделами и с секциями бурения глубоких скважин и вентиляции. Различные методы, которые можно использовать для подготовки и отработки камеры или целика, подвергаются изучению и из них выбирается лучший в техническом и экономическом отношениях. Окончательный проект состоит из плана с различными продольными и поперечными разрезами для того, чтобы показать подготовительные и очистные работы. Для того, чтобы облегчить чтение планов и разрезов, они раскрашиваются стандартными красками. Основные показатели, такие, как тоннаж, содержание, стоимость подготовительных работ на тонну и порядок ведения подготовительных и очистных работ, указываются на чертежах или в прилагаемой пояснительной записке. Затем проект направляется на согласование начальникам различных отделов и после этого утверждается главным геологом, главным инженером, помощником директора рудника и самим директором. После утверждения проект размножается и направляется в секции подземных работ технического отдела и исполнителям для производства работ.

 

Специальные проекты.

Специальные проекты, как например, проекты камер дробления, рудоспусков и породой спусков, конвейеров, шахт и схем общерудничной вентиляции, составляются с учётом перспективного развития рудника.

При составлении этих проектов активное участие принимает механический отдел. В других отношениях, проектирование ведется аналогично проектированию очистных блоков, за исключением, того, что при специальных проектах составляются более подробные сметы.

Извлечение целиков и контроль добычи. Работами, связанными с извлечением целиков и контролем добычи, занимается один инженер проектировщик. С целью получения максимального извлечения целиков при минимальном разубоживании руды, каждый месяц составляются графики выпуска руды из  дучек. На графиках показывается количество руды, подлежащей выпуску и порядок выпуска.

Отборщики проб прикрепляются к участкам, где они берут вагонеточные пробы всей руды, добытой из целиков. Результаты обработки этих проб в сочетании с результатами опробования, сделанного находящимся на обучении инженером, при осмотре им отдельных выпускных дучек, определяют момент, когда выпуск руды из целика должен быть прекращён,

 

Данные о количестве и содержании руды, выпущенной из каждого целика, сохраняются, и ежемесячно составляется отчёт, в котором указывается процент извлечения металла на данное число и разубоживание выпущенной руды.

 

Бюджетная контрольная статистика.

Для целей составления бюджета, планируемый ежегодный объем проходки каждой выработки указывается с соответствующим стандартным сечением и типом пород. Для этих же целей, планируемая годовая добыча подразделяется на добычу из блоков с запасами менее и более 20000 т.

Каждый месяц, фактические объёмы подготовительных и очистных работ разбиваются в соответствии с теми же категориями, которые используются для составления бюджета, так что можно сравнивать плановые и фактические расходы.

 

Секция подземных работ технического отдела

Секция подземных работ состоит из 22 человек.

Сюда входят: инженер подземных работ, четыре инженера, семь маркшейдерских бригад и три человека, занимающихся черчением к выполняющих различные другие конторские работы. Работой этой технической секции руководит инженер подземных работ. Он распределяет работу между четырьмя инженерами, каждый из которых руководит подземными маркшейдерскими работами на одном из четырёх действующих участков рудника и имеет от одной до трёх маркшейдерских бригад, работающих непосредственно под его руководством. Каждая маркшейдерская бригада состоит из двух человек, маркшейдера и его помощника.

Секция подземных работ отвечает за все подземные маркшейдерские работы, необходимые для проведения подготовительных выработок, очистных работ, алмазного бурения, и различные другие технические работы для геологического отдела и секций вентиляции, проектирования и закладки. Эта секция отвечает за то, чтобы подготовительные и очистные работы велись в соответствии с проектами, составленными секцией проектирования горных работ. Инженеры секции являются связующим звеном между начальником участка, сменными мастерами и техническим отделом рудника. Они могут также делать небольшие исправления в проектах, необходимые в связи с изменениями в условиях разработки.

Маркшейдер отвечает за съёмку всех подготовительных выработок на своём участке. Он также производит съёмку камер и других выработок, а также всех разведочных скважин алмазного бурения и комплектов взрывных скважин. Каждая маркшейдерская бригада отвечает за все вычисления и за вычерчивание и пополнение всех маркшейдерских съёмок. Подвигание, всех подготовительных выработок, объёмы выработок и все другие работы, которые производятся по договору, как например, крепление лесом, бетонирование и так далее, замеряются маркшейдером., Семь маркшейдерских бригад отвечают за съёмку каждый год около 11100 пог. м подготовительных выработок.

 

Маркшейдерские работы.

По всему руднику поддерживается сеть контрольных реперов, и все другие съемки ведутся от реперов этой контрольной съёмки, что даёт возможность исправлять, съёмки, ведущиеся от одного горизонта к другому или от одного участка к другому. Маркшейдерские контрольные реперы представляют собой стальные штифты со свинцовой пломбой в центре. Реперы для всех других съёмок представляют собой деревянные клинья со стальными маркшейдерскими гвоздями, К каждому реперу прикреплена штампованная бронзовая бирка, показывающая номер репера. Бирки используются с порядковыми номерами. Все реперы засекаются дважды: горизонтальными и повторно вертикальными углами. Горизонтальные углы измеряются азимутом.

Подготовительные выработки проходятся в нужном направлении и с нужным уклоном, который определяется с помощью цепей, подвешенных на расчётной длине к двум установленным реперам. В восстающих, которые проходятся под углом 600 или более, трудно производить съёмку вследствие наличия деревянных полков, и правильное направление и угол при проходке их поддерживаются с помощью трубы, Труба устанавливается таким образом, что она проходит через полки к сохраняет правильное направление и уклон. Свет, проходящий через трубу, позволяет отмечать забой восстающего.

Съёмка открытых камер производится путём выбора ряда точек по лежачему боку и измерения вертикального расстояния от этих точек до кровли камеры. В высоких камерах для измерения расстояния до кровли применяются шары, наполненные водородом и прикреплённые к шнуру, намотанному на катушку. По этим расстояниям определяются контуры каждой камеры.

 

Деление рудника на участки и номенклатура рабочих мест.

Подземные работы делятся на два главных участка работ: участок выше горизонта 1170 м и участок ниже горизонта 1170 м. Каждый участок подразделяется на секции, а каждая секция на выемочные участки.

Для участка рудника выше горизонта 1170 м штреки и квершлаги нумеруются по порядку. Для всех остальных мест работ для обозначения каждого рабочего места применяется система букв и цифр.

Для участка работ ниже горизонта 1170 м обозначения. рабочих мест определяются участковыми линиями, проходящими через интервалы в 15 м. К югу от этой линии идут нечётные номера, к северу – чётные.

 

Планы.

Планы, на которые подробно наносятся вое горные работы рудника, делаются на плотной белой чертёжной бумаге (711 х 1041 мм). Планы изготовляются в трёх различных масштабах: 1: 465, 1:1162 и 1:2324. Делаются точные копии этих чертежей на кальке, которые используются для размножения. Для каждой подготовительной выработки и каждой камеры изготовляются отдельные небольшие чертежи (228 х 362 мм). Через каждые четыре года, чтобы показать контуры всех камер, производится сборка калек (711 х 1041 мм).

 

Систематизация.

Все технические и геологические карты и чертежи хранятся в центральном пожаробезопасном подвале. Каждый чертеж имеет номер и маркируется по различным классификациям, в соответствии с назначением и типом работы.

Все маркшейдерские расчёты и чертежи отдельных рабочих мест, складываются по порядку в соответствии с номером рабочего места.

 

Секция поверхностных работ технического отдела.

Штаты секции состоят ив инженера поверхностных работ, двух маркшейдерских партий, по два человека в каждой, одного техника по моделированию и одного чертёжника, Старший маркшейдер является в то же время помощником инженера поверхностных работ.

Секция производит все маркшейдерские работы на поверхности вокруг рудника, обогатительной фабрики закладочной установки и вообще в районе. Каждая маркшейдерская бригада состоит из маркшейдера к его помощника, в случае необходимости в бригаду может быть добавлен рабочий из отдела труда.

 

Основные съёмки

Для составления новых планов я проверки существующих производятся основные топографические съёмки, С начала ведения открытой разработки съёмки производились периодически для геологоразведочных работ, для расположения различных уступов и дорог и для расположения скважин при вскрышных и очистных работах. По мере надобности производятся съёмки для подсчёта объёмов вынутой руды и вскрышных пород, при работе карьеров, добывающих гравиевую закладку. В них ежемесячно производятся маркшейдерские съёмки для подсчёта объёма произведенных работ.

Каждый месяц производятся контурные съёмки складов свинцового и цинкового концентратов, и подсчитывается объём концентратов на складе.

Съёмки расположения скважин алмазного бурения.

Расположение всех скважин алмазного бурения на поверхности сначала устанавливается с помощью маркшейдерской съёмки, а после того, как бурение скважины начато, расположение их переснимается.

 

Строительные работы.

Секция поверхностных работ несёт ответственность за маркшейдерские съёмки всех строительных работ в подземных выработках и на поверхности, таких как: установка конвейерных систем, дополнения к дробильному и подъёмному оборудованию и крепление ствола.

Временами может потребоваться прокладка дороги, электрической линии и линии трубопровода, могут быть составлены новые проекты жилого строительства и для любого из них потребуется выравнивание и нивелирование поверхности.

 

Точные съёмки.

Под землей на всех горизонтах устанавливаются реперы и производятся контрольные съёмки независимо от обычных рудничных съёмок. Они проводятся во всех основных подготовительных выработках. Подобные же контрольные съёмки производятся в случае надобности и на других рудниках компании.

 

Рудничные модели.

Изготовлением и содержанием рудничных моделей, которые строятся в масштабе 1:465, занимается техник по моделированию. Для того, чтобы модель соответствовала ведущимся подготовительным и очистным работам, требуется постоянное исправление её.

Контурные планы камер изготовляются через контурные интервалы в 3 м. С помощью этих контурных планов изготовляются модели камер и устанавливаются на своё место в рудничной модели. Для изображения различных типов пород руды, а также заложенных и обрушенных камер, применяются различные краски.

Модель имеет большую ценность для производственного и технического персоналов при проектировании подготовительных и очистных работ. Модель показывается лицам, посещающим рудник, и на ней им поясняются интересующие их подробности и системы разработки.

 

Секция бурения глубоких скважин

Секция состоит из старшего инженера, его помощника, четырёх маркшейдеров и двух чертёжников. Работой двух мастеров по взрывному делу с бригадами взрывников, состоящими в среднем из 14 человек, руководят совместно начальник участка и старший инженер секции.

В секции бурения глубоких скважин составляются проекты, планы и расчёты, относящиеся к бурению и взрыванию глубоких скважин, как под землей, так и на открытых работах, и ведётся учёт этих работ.

Объём буровых работ, зависящий от количества руды, которое должно быть выдано с различных участков рудника, планируется по месяцам и годам, как для перфораторного, так и для алмазного бурения. Обуренные и взорванные запасы поддерживаются в размере 50% от годового плана добычи для двух главных участков рудника и в размере 10 % для открытых работ. В 1953 г. объём запасов, отрабатываемых бурением глубоких скважин, составил 90% от всей добычи из подземных работ и 92% от всей добычи по руднику. Планы разведочного кернового бурения составляются совместно с геологическим отделом.

Маркшейдеры буровых работ размечают все комплекты скважин, устанавливают контуры всех камер и открытых работ, и учитывают производительность каждой камеры, работу, проделанную буровыми станками и коронками, и работы, ведущиеся  по договору. Бурение требует постоянного подземного наблюдения, особенно в сложных условиях выемки целиков.

Один маркшейдер осуществляет связь между геологическим, техническим к производственным отделами для того, чтобы увязать, требуемые объёмы кернового бурения с поверхности и из подземных выработок. Он ведёт такой же учёт, который ведут маркшейдеры взрывных скважин.

 

Секция закладки

Инженер по закладочным работам его помощник и, временами, два маркшейдера выполняют техническую работу, требуемую для размещения около 1000000 м3 закладки в год.

Проектирование закладочных работ начинается с того, что намечают камеры, подлежащие закладке, и определяют объёмы закладочного материала, требуемые на двухлетний период. После этого составляются планы подготовительных работ для производства закладки этих камер. Эти планы включают проходку длинных восстающих до поверхности, штреков, квершлагов, уклонов, шахт, разгрузочных камер и связанных с ними выработок, как например, бункеров для закладочного материала,

Для того чтобы найти подходящий закладочный материал, производится разведка пород над подземными горными работами. Разведка производится разведочными шурфами, которые проходят с помощью драглайна. После этого намечаются закладочные карьеры и откаточные дороги, и подсчитывается стоимость закладки. При эксплуатации гравиевых карьеров, составляются и пополняются каждый месяц планы и разрезы, Ведется контроль качества использующегося гравия, с помощью опробования, и ежемесячно записывается количество добытого гравия.

Для того, чтобы удерживать мокрый гравий в камерах, вое входы в них закрываются железобетонными перемычками. Состав и качество бетона проверяются по мере установки перемычек. Регулирование выделения газов из камер, заложенных породой от установки для обогащения в тяжёлых условиях, требует устройства и поддержания многочисленных перемычек. Чтобы отсасывать газы на поверхность, проектируются специальные выработки. Контрольные измерения предусматриваются совместно с отделами вентиляции и исследовательских работ.

 

Эксплуатационный отдел и поверхностные сооружения

Эксплуатационный отдел на руднике Сулливан возглавляется начальником эксплуатации, который отвечает за работу различных групп отдела, возглавляемых главным механиком, начальником поверхностных работ и начальником тяжёлого оборудования.

 

Поверхностные сооружения

Компрессорная. Главная компрессорная, расположенная около устья штольни горизонта 1170 м, размещается в здании площадью 14,4 х 54 м, построенном из бетона, стали и кирпича, и обслуживается трёхмоторным краном грузоподъёмностью 7,5 т.

Пять двухступенчатых компрессоров с электрическим приводом, общей производительностью 485 м3/мин, оборудованных воздухоприемными фильтрами, холодильниками и воздухосборниками, снабжают сжатым воздухом под давлением 7,1  кг/см2 подземные работы и расположенные на поверхности мастерские. Компрессорная производительностью 48,5 м3/мин, с приводом от водяного колеса, может быть использована только в течение двух или трёх месяцев в году, когда имеется достаточное количество воды. В 1949 г. в здании подъёмной машины шахты № 1 были установлены два дополнительных компрессора общей производительностью 162 м3/мин.

Механическая мастерская

 Одноэтажное здание мастерской построено из железа, бетона и кирпича и имеет площадь 585 м2, включая контору и кладовую инструмента. Главное оборудование мастерской состоит из 5 токарных станков: вертикально-сверлильного станка, радиально-сверлильного станка, фрезерного станка с ходом 675 мм, строгального станка и 200-тонного пресса для насадки колёс. Все станки имеют индивидуальный привод. Обычное количество токарных принадлежностей, небольших ручных и электрических инструментов дополняет оборудование, достаточное для содержания и ремонта разнообразной горной техники.

Небольшая пристройка, к механической мастерской используется для чистки оборудования струёй пара, для заливки баббитом подшипников и для покрытия цинком плит щековых дробилок.

 

Мастерская кузнечная, сварочная и по изготовлению буровых коронок.

Эти мастерские размещаются под одной крышей в новом железобетонном здании, с перегородками ив бетона и стекла и жесткой железной крышей. Здание имеет размеры 15 х 72 м и высоту 7,2 м. На одном его конце над сварочной мастерской имеется мезонин, разделенный на контору, столовую и душевую. Чердачное перекрытие этого здания имеет уклон к центру для, обеспечения внутреннего дренажа, который устраняет условия для образования льда в зимнее время, что является обычным в этом районе при крышах, имеющих уклон наружу. Вместо обычного мостового крана для доставки материалов эти мастерские обслуживаются подъёмной платформой с вилкообразным подъёмником грузоподъёмностью 2724 кг и подъёмным приспособлением и поворотными кранами, установленными рядом с главными станками.

Вентиляция здания осуществляется с помощью 6 установленных на чердаке вентиляторов о электроприводом и с помощью системы для удаления пыли и газов с установленным на чердаке вентилятором, который отсасывает 34 м3/мин. воздуха из каждого из девяти колпаков, расположенных над горнами, работающими на угле или нефти. Отдельный вентилятор в секции сварки отсасывает газы через гибкие трубы, смонтированные над шестью сварочными столами.

 

Кузнечная мастерская в здании имеет площадь 630 м2, которая используется для поковочных и штамповочных работ и ремонта такого рудничного оборудования как скреперы, рудничные вагонетки и люковые затворы. Оборудование мастерской состоит из одного 680-тонного пневматического молота на отдельном фундаменте, одного пневматического молота поменьше, дыропробивного пресса с конницами, гибочных валков длиной 1,8 м, двух точильных станков (для клиньев болтов с проушиной и так далее), электрической пилы, радиально-сверлильного станка, вертикально-сверлильного станка, шести работающих на угле кузнечных горнов, двух нефтяных печей и формовочной плавильной печи для отливки бронзовых и латунных деталей.

Кислород и ацетилен подаются к приёмным патрубкам оборудования по трубам, проложенным через мастерскую. Выбор пневматических обрубочных станков, клепальных станков, переносных точильных станков, пневматический и электрических дрелей, разнообразных ручных инструментов и большое количество различных ковочных штампов с пневматическими молотами, – всё это обеспечивает выполнение разнообразных работ. Оборудование для автогенной резки размещается в отдельном помещении, примыкающем к складу полосового железа, обслуживаемому поверхностным электротельфером.

Сварочная мастерская площадью 216 м2 имеет четыре сварочных агрегата постоянного тока и один сварочный агрегат переменного тока, силой тока 300 А. Кислород и ацетилен поступают к приёмным точкам для резки и сварки по трубам. Имеется электроагрегат, применяемый, главным образом для насадки бандажей на скаты рудничных вагонеток. Этот агрегат состоит из автоматической сварочной головки, смонтированной на соответствующей раме, механического устройства для поддерживания и поворачивания обрабатываемой детали, сварочного агрегата постоянного тока силой 600 А и механизма для сбивания окалины.

 

Бурозаправочная, мастерская площадью 216 м2 отгороженная в одном конце здания, оборудована различными установками, для изготовления буровых штанг и заправки съёмных карбид-вольфрамовых коронок. Оборудование мастерской состоит из двух бурозаправочных станков, ковочного горна, печи для отпуска, двух печей о соляными ваннами, обрубочного станка, горячефрезерного станка, двух токарных станков для обточки концов буровых штанг к коронкам Крейг, винторезного станка для концов специальных буровых штанг, двух токарно-шлифовальных станков для карбид-вольфрамовых буровых коронок, водяных и масляных закалочных баков, штанго-выпрямительной машины и машины для съёмки, коронок. Всего мастерская обрабатывает около 3000 карбид-вольфрамовых коронок в неделю. При взаимодействии с исследовательским отделом, значительная часть работы этой мастерской ведется постоянно в направлении улучшения буровых коронок и штанг.

 

Мастерская труб и листового металла.

Эта мастерская помещается, в здании из кирпича и бетона, площадью 143 м2, и оборудована электрическим мостовым краном, грузоподъемностью в одну тонну и газоотсасывающей системой для удаления паяльных газов. Заготовки труб производят на двух резьбонарезных станках, диаметром 50 и 200 м. Изготовление вентиляционных труб диаметром до 500 мм из листового железа упрощается применением 900 мм ножниц, механических прокатных валков № 16, прокатной машины № 45, обрезающей и огибающей машины. Небольшая бригада, работающая в этой мастерской, обслуживает вое водопроводные, воздушные и паропроводные линии на поверхности рудника.

 

Электромастерская.

Электромастерская расположена в каркасном оштукатуренном здании с бетонным полем и занимает площадь 335 м2. Она разделена на две секции, одна из которых оборудована двумя балками для ручного поворотного крана грузоподъёмностью 6 т, для ремонта рудничных электровозов.

Другая секция служит для обмотки якорей электродвигателей, производства испытаний и основных ремонтных работ. Эта секция обслуживается полноповоротным краном. Полный комплект необходимых принадлежностей, как-то: оборудования для обмотки, электрических ручных инструментов и установок для испытаний, обеспечивает возможность ремонта любого электрического, оборудования, которое может поступить в эту мастерскую, Имеются запасные электродвигатели для многих подземных установок. Головные аккумуляторные лампы горнорабочих заряжаются и ремонтируются двумя служащими электромастерской в ламповой, расположенной в здании рудоуправления и раскомандировочной.

 

Тракторный гараж.

Это здание построено из кирпича, стали и бетона и имеет площадь 210 м2. Оно оборудовано электрическим мостовым краном грузоподъёмностью 5 т. В этой мастерской производится капитальный ремонт тяжёлого оборудования. Такое оборудование состоит из четырёх тракторов, машин Турнадозер, Пэй Лоудер, грейдера, передвижного подъёмного крана Юнит и 16 самосвалов Юклид, 6 – с разгрузкой через задний борт и 10 – с разгрузкой через дно. Первые применяются на работающем круглый год рудном карьера, а вторые используются по мере надобности для доставки гравиевой закладки и размещения породы от установки для обогащения в тяжёлых суспензиях.

Каркасное здание, примыкающее к тракторному гаражу, служит гаражом для 14 легковых и трёх грузовых автомашин грузоподъёмностью 3 т, использующихся в основном для доставки материaлoв и обслуживания сооружений на поверхности, включая здания посёлка, вентиляторные, насосные и силовые линии.

Рядом о тракторным и автомобильным гаражами находится здание склада, где хранится достаточное количество запасных частей для различного оборудования.

 

Столярная мастерская.

Столярная мастерская, построенная из кирпича, стали к бетона, имеет площадь 230 м2 и оборудована коллектором для опилок, который соединён каналами с различными машинами. Деревообрабатывающее оборудование состоит из ленточной пилы, долбёжного станка, фуговочного станка с шириной строгания до 450 мм, двух продольных пил, пилы До Уолт и станка для изготовления деревянных нагелей. Ручных инструментов, таких как механические пилы, цепная пила, сверла по дереву, дрели и шлифовальный круг, вполне достаточно для производимых вне мастерской ремонтов. Основными изделиями, которые мастерская изготовляет для рудника, являются: лестницы, лотки для кернов, забойники, прокладки, подкладки под вагонетки, нивелирные рейки и опоры для контактного провода. Все ремонты в зданиях и небольшие строительные работы выполняются небольшой бригадой плотников, дополнительной к штатной бригаде мастерской.

 

Красильная мастерская.

Красильной мастерской служит небольшое здание, где специальными методами производится перекраска различных металлических и деревянных сигналов и знаков. Эта мастерская служит также для окраски установок, на поверхности и подземного оборудования, когда оно выдается на поверхность для ремонта.

 

 Отопительные установки.

Мастерские горизонта 1170 м, конторы и битовой комбинат отапливаются паром от центральной котельной, работающей на угле, в которой установлено два циркуляционных паровых котла низкого давления, размерами 1,5 м х 4,8 м, один из которых имеет механическую топку, а другой – ручную. Отдельная котельная имеет паровой котёл с механической топкой, снабжающей паром шесть зданий компании, котёл водяного отопления для отопления, кухни и прачечной, и работающий на жидком топливе котел, Обслуживающие прачечную госпиталя Кимберлей. Другие здания, удалённые от двух центральных котельных, оборудованы индивидуальными котельными, работающими или на жидком топливе или на угле. Некоторые небольшие здания имеют только электрические обогреватели.

 

Рудничные конторы, склад и быткомбинат.

Около устья штольни горизонта 1170 м находится двухэтажное здание площадью 90 х 24 м построенное из кирпича, стали и бетона, в котором помещаются рудничные конторы, склад и быткомбинат. Часть здания, занимаемая конторами, включая ламповую, имеет площадь 1210 м2 и вмещает отделы: производственный, технический, геологический, исследовательских работ и вентиляции, техники безопасности, ремонта, группы обучения, табельную и библиотеку. Склад занимает площадь 1020 м2, включая подвальное помещение, которое обслуживается элеватором. Быткомбинат, в котором размещаются шкафчики для одежды, душевые, умывальники, санитарные узлы и соляриум, занимает на двух этажах площадь 1620 м2. Пожарная машина и машина скорой помощи стоят у этого здания и обслуживаются, если потребуется, людьми из механической мастерской, которые находятся все время на дежурстве.

Грузы, доставляемые руднику компанией Канедиен Пасифик Рейлуэй, прибывают на рудничную площадку ниже устья штольни, где они разгружаются и затем доставляются или к горизонту штольни с помощью лебёдок по двум наклонным путям, или в автомашинах через посёлок.

 

Исследовательские и подготовительные работы

Исследовательский отдел был организовав в 1946 г.

С тех пор штат отдела постепенно увеличился с одного инженера исследовательских работ, работающего по совместительству, до 9 постоянных работников отдела.

До 1946 г. исследовательские работы велись инженером-совместителем, которому помогали работники технического отдела рудника, или силами того отдела, который был заинтересован в этих исследованиях.

 

Исследования

С создание» исследовательского отдела все проводимые опыты и исследования были централизованы. Это, было произведено в больших масштабах. В ведение отдела входят такие работы, как стандартизация оборудования и методов работ, наблюдение за исследованиями и рассмотрение предложений рабочих. Основная работа состоит из исследований и испытаний таких разнообразных предметов, как болтов с проушиной, типов лебёдок, деталей буровых станков и испытания бетона, и более крупных исследований, таких как применение карбид-вольфрамовых буровых коронок и изучение оборудования алмазного бурения.

Среди главных исследовательских работ, проведенных в течение последних нескольких лет, наиболее важными являются: исследование и внедрение карбид-вольфрамовых буровых коронок, перфораторного бурения глубоких скважин, изучение коронок алмазного бурения и закладки открытых камер хвостами от установки для обогащения в тяжелых суспензиях, с добавлением хвостов с сульфидами железа.

 

Карбид-вольфрамовые боровые коронки.

Съёмные карбид-вольфрамовые буровые коронки были впервые испытаны в очень твёрдых породах в 1948 г. Результаты получились очень хорошие и эти коронки сразу стали применяться в забоях подготовительных выработок, проходящихся по кремнистым породам, где бурение комплектов шпуров глубиной 0,6 – 1,2 м производилось в течение двух-четырёх смен. В большинстве случаев комплект шпуров глубиной 1,2 – 1,5м бурился с помощью карбид-вольфрамовых коронок за одну смену. Бурение в твёрдых породах приводило к преждевременному износу коронок и высокому расходу буровой стали. Исследовательские и экспериментальные работы со съёмными коронками, буровыми штангами и станками продолжались при этом без перерывов. Создание коронки для бурения чрезвычайно твёрдых кремнистых пород было трудной проблемой для конструкторов коронок, и, несмотря на то, что велись поиски наиболее экономичной буровой коронки, опыты производились практически со всеми типами и видами короной, применявшихся о различными типами буровой стали и станками различных размеров.

В течение прошедших четырёх лет техника впайки, твёрдые сплавы и конструкция коронок были значительно улучшены, о чём свидетельствует расширяющееся применение армированных коронок для всех типов пород. В настоящее время коронки, армированные твёрдыми сплавами, применяются на руднике Сулливан во всех забоях подготовительных выработок. Были проведены широкие испытания с применением пневматических колонок и сплошной буровой стали вместе с буровыми коронками, армированными карбид-вольфрамовыми пластинками. Результаты испытаний показали незначительное снижение стоимости бурения, но экономия покрывала увеличенные расходы, связанные с доставкой буров.

Пневматические колонки и съёмные карбид-вольфрамовые буровые коронки применяются при проходке подготовительных выработок на подэтажах. Самая низкая стоимость проходки подэтажных выработок и восстающих оказалась при применении лёгких телескопных перфораторов и карбид-вольфрамовых коронок.

 

Перфораторное бурение глубоких скважин.

Расходы на алмазное бурение скважин в очень твёрдых кремнистых известняках заставляли переходить на буровые коронки, армированные твёрдыми сплавами, секционные буровые штанги и перфораторы. Экспериментальные работы в этой области были начаты в 1949 г., но они проводились только для очень твёрдых пород. Рост стоимости алмазов в последние годы приводит к широкому применению перфораторного бурения глубоких скважин. В течение 1952 г. были приобретены два новых колонковых перфоратора с диаметром поршня 100 мм, и они при улучшенных буровых штангах, муфтах, коронках и водяных муфтах, вместе со специальными сконструированными для работы инструментами, снова показали очень хорошие результаты. В настоящее время применение перфораторного бурения глубоких скважин ограничивается пока более твёрдыми породами, однако, ведутся дальнейшие исследования, направленные на получение стоимости бурения в более мягких сульфидных рудах.

 

Алмазное бурение.

Увеличение стоимости алмазного бурения в течение 1951- 1952 годов сделало необходимым изучение алмазных буровых коронок как в отношении их размеров и формы, так и в отношении сорта алмазов, размеров и конструкций безкерновых коронок, размеров керновых коронок и буровых штанг. Несмотря на то, что эти исследования ещё не закончены, несколько решений уже принято:

1. Буровые штанги Е /наружным диаметром 34 мм/ и безкерновые коронки диаметром 34 мм показали себя наиболее экономичными для бурения обычных взрывных скважин.

2. Мягкая матрица показало более удовлетворительные результаты для обычного применения, чем твёрдая матрица.

Наиболее экономичные размеры алмазов и количество карат на коронку ещё не установлены. Также не установлен наиболее подходящий размер керновой буровой коронки.

 

Закладка хвостами от установки для обогащения в тяжёлых суспензиях.

Закладка камер хвостами размерами минус 50 мм плюс 1/4 меш. и 7 % железных концентратов стала производиться в декабре 1949 г. Хотя предварительно было проведено больное количество лабораторных испытаний для установления крупности закладочного материала и содержания железных концентратов, было установлено, что условия нагревания и цементации в камерах, объемом от 1350 м3 до 3780 м3, резко отличаются от результатов, полученных в лаборатории. Основными проблемами стали изоляция камер и контроль за выделением SO2. В результате этого, несмотря на то, что было заложено полностью или частично двадцать камер, каждая камера в отдельности представляет из себя по существу опытную камеру, так как при закладке каждой камеры добавлялось разное количество железных концентратов и подавалось разное количество кислорода /воздуха/. Это делало необходимым вести точные наблюдения за реакцией в каждой камере. Цементация закладки во всех заложенных камерах ещё продолжается, поэтому проценту железных концентратов, крупности хвостов и количеству закладки, укладываемой одновременно, уделяется вое ещё значительное внимание.

 

ВЕНТИЛЯЦИЯ

Вентиляционную службу, которая является необходимой для ведения горных работ, несёт штатный персонал из четырех человек. Наряду с распределением всех вентиляционных потоков, их работа включает ежемесячные замеры запыленности, измерение температуры в заложенных камерах и анализы рудничного воздуха и газов в заложенных камерах. Основной задачей службы вентиляции является регулирование главных и второстепенных воздушных потоков для создания хороших рабочих условий. В настоящее время главная система вентиляции подвергается изменению, и общее количество воздуха, циркулирующего по выработкам, будет увеличено с 217 м3/сек до 354 м3/сек. Главным нововведением является включение в вентиляцию центральной полевой шахты, которая, в сочетании с вентиляционными шахтами северного и южного флангов, будет обеспечивать комбинированную нагнетательно-всасывающую схему проветривания, полное сопротивление которой будет 102 мм вод. ст. Это влечёт за собой сооружение пяти новых вентиляционных установок, которое будет завершено в 1954г. Эти установки будут типа Джеффри «12А», с регулируемыми лопатками непосредственным приводом для каждого вентилятора. Исключение составляют лишь две установки типа Джой «НН», которые для целей дегазации имеют большой напор. Сечение основных подготовительных выработок, по которым проходят входящая и всходящая воздушные струи, составляет 5,6х4,2 м. За прошедшие 18 месяцев было пройдено всего 2880 м новых подготовительных выработок для проектируемой схемы проветривания.

Проветривание верхнего участка рудника осуществляется одной струёй воздуха, а нижнего участка – отдельными ответвляющимися по горизонтам воздушными струями. Главные вентиляционные выработки для исходящей струи воздуха, будучи расположены в северном конце каждого участка, направляют поток воздуха вкрест простирания. Дегазационная система работает навстречу этому потоку, получая своё количества воздуха из основных рудничных выработок и из отдельной штольни. Главные рудничные вентиляторы располагаются на поверхности в огнестойких зданиях. Благодаря соответствующим размерам вентиляционных выработок, параллельным, штрекам и многочисленным разветвлениям воздушных потоков, характеристика вентиляторов выгодна для их экономичной работы и регулирования. С помощью такого распределения воздуха все нежелательные утечки, называющиеся обычно потерями воздуха, сводятся к минимуму.

Пылеулавливание считается дополнением к рудничной вентиляции. Большая суточная производительность, достигаемая с помощью хорошо механизированной работы, требует постоянного улавливания пыли в конвейерной системе, дробильных установках, местах погрузки, скреперных штреках и в местах, где производится бурение. Две подземные дробильные установки оборудованы закрытыми вытяжными системами для удаления пыли и сбиты вентиляционной выработкой с вентиляционной шахтой, выдающей загрязненный воздух. Существенными мерами борьбы с пылью являются также мокрое бурение и водяные оросители местной конструкции. Проветривание скреперных штреков осуществляется самостоятельно большей частью с помощью вспомогательных вентиляторов. Все остальные места образования пыли оборудуются водяными оросителями, где это целесообразно. Взятие проб пыли осуществляется кониметрическим методом.

При глубине выработок в настоящее время в технике вентиляции не возникает проблемы охлаждения воздуха. Средняя температура воздуха составляет 12°, а температурный градиент пород равен приблизительно 0,5° на 30 м вертикальной глубины. В зимний период поступление воздуха регулируется таким образом, чтобы использовать его охлаждающее действие. Подогрев поступающего воздуха считается нецелесообразным производить в настоящее время в связи с тем, что воздух в рудник поступает по большому числу выработок и в различных объёмах.

Схема регулирования второстепенных воздушных потоков для главных участков рудника различна. Это влечёт за собой установку большого количества дверей, перемычек, регулирующих устройств, вентиляционных трубопроводов и вспомогательных вентиляторов. На руднике везде применяется два стандартных типа штрековых дверей, окрашенных в чёрный и желтый цвета и оборудованных сигнальными лампами. Для скреперных штреков изготовляются из использованной резиновой конвейерной ленты специальные двери, которые могут выдерживать сотрясение от взрывов. Деревянные двери сооружаются из круглого корабельного леса диаметром 175 мм или из брусьев сечением 50 х 250 мм, соединённых в шпунт, в зависимости от условий работы. Все применяемые вспомогательные вентиляторы имеют электрический привод. Мощность их, как осевых, так и центробежных – от 2,2 кВт до 18 кВт.

Общий текущий ремонт установок производится в подземных условиях, но крупные ремонты осуществляются в мастерских на поверхности. Материалы для службы вентиляции поступают с центрального склада. Вентиляционные трубы и арматура из оцинкованного железа изготовляются диаметром 300 или 450 мм и предпочитаются обычно вентиляционным трубам из прорезиненной ткани.

Закладка камер хвостами от установки для обогащения в тяжёлых суспензиях, с добавлением, сульфидов, из которой в различных количествах выделяются двуокись серы и тепло, требует совершенно отдельной системы проветривания.

Это осуществляется с помощью, вентилятора с резиновым покрытием, установленного на подэтажном штреке, сбитом с выходящей на поверхность шахтой. Вентилятор, имеет индивидуальные контрольные пункты у выхода из каждой заложенной камеры. Во всех дегазационных выработках применяются бетонные и торкрет-бетонные перемычки с контрольными дверьми с свинцовым покрытием и резиновыми уплотнениями. В камерах ведётся постоянная проверка закладки, наличия газов, количества кислорода и температуры. Выходящая на поверхность шахта служит также для выдачи запыленного воздуха от конвейеров, бункеров и дробильной установки.

Полная установленная мощность главных вентиляторов составляет 883 кВт. На работу главных и вспомогательных вентиляторов расходуется около 14 % всей поступающей на рудник электроэнергии. Всего на руднике на каждую тонну добытой руды поступает 3,4 т воздуха. Общая депрессия, развиваемая главным вентиляторами, не превышает 102 мм. вод. ст.,

 

Техника безопасности

Технике безопасности на руднике Сулливан всегда уделялось большое внимание. Обучение является основой организации техники безопасности. Обучение технике безопасности нового рабочего начинается с того дня, как он принят на работу, и продолжается в течение всего времени работы его на руднике.

 

За прошедшие годы на руднике Сулливан замечаются большие достижения в предотвращении несчастных случаев. За все время самое большое количество несчастных случаев с потерей рабочего времени было в 1929 г., когда оно составило 289. При этом потеря рабочих дней на 1000 отработанных смен составила 15, а частота несчастных случаев была равна I /несчастных случаев на 1000 отработанных смен/. В 1951 г. количество несчастных случаев с потерей рабочего времени составило 59, при этом потеря рабочих дней на 1000 отработанных смен равнялась 5,2, а частота несчастных случаев была 0,17. Сравнение этих цифр дает представление о достижениях в этой области. Такое же количество несчастных случаев с потерей рабочего времени было и в 1952 г., хотя на 1000 отработанных смен приходилось 7,2 потерянных дней, а частота несчастных случаев была 0,19.

Под несчастным случаем понимается такая травма, которая влечет за собой потерю рабочего времени в количестве одного или более дней. Национальный Совет Безопасности отметил достижения рудника Сулливан в 1951 г. присуждением ему самой высокой награды Премии почета за выдающиеся достижения в технике безопасности.

 

Новый рабочий.

После прохождения новым рабочим медицинского осмотра, он опрашивается представителем отдела техники безопасности. Во время этого опроса выявляют знания рабочего, полученные при его прошлой работе на рудниках, а также узнают, имеет ли он квалификационные документы взрывника, службы первой помощи или горноспасателя. Рабочему дают объяснения насчет необходимого предохранительного оборудования и сообщают, где оно может быть получено. Ему выдают «Правила техники безопасности на рудниках» и предлагают их изучить. Если рабочий направляется на подземные работы, его посылают к заведующему ламповой, который выдает ему лампу и дает подробные инструкции правильного обращения с ней. Ему объясняют, что перед тем, как идти на смену, он должен зайти снова в отдел техники безопасности, где его снабдят защитными очками и ремешком для его защитной каски.

 

Курсы техники безопасности на подземных работах.

Все новые рабочие, независимо от того, имеют ли они опыт подземных работ или нет, должны посещать курсы техники безопасности на подземных работах. Любой подземный рабочий, который был выведен с работы из-за несчастного случая, также должен посещать эти курсы. Курск работают только тогда, когда для обучения имеется достаточное количество человек (в каждом классе обучается не больше 14 человек).

В каждом классе учёба продолжается четыре дня, и все вопросы, относящиеся к предотвращению несчастных случаев, тщательно обсуждаются. Главным инструктором является представитель отдела техники безопасности. Для каждого нового класса он имеет помощника из отдела эксплуатации. Помощником инструктора является или обычный горный мастер, или мастер по уборке руды. Каждый рабочий, посещающий четыре дня курсы техники безопасности, получает такую же зарплату, как при своей обычной работе. Слушатели курсов совершают экскурсии на различные участки рудника, где им предоставляется возможность ознакомиться с различными видами работ. Все инструкторы прошли обучение на инструкторских курсах и курсах по технике безопасности. Попользуются также звуковые фильмы. Дальнейшая забота о новых рабочих возлагается на техперсонал, с которым им придётся постоянно работать. Курсы для рабочих начали работать в 1946 г. и до конца января 1953 г. на них было обучено 1779 рабочих.

Обучению помогало в качестве инструкторов 52 человека техперсонала.

 

Горноспасательное дело.

На руднике Сулливан активно проводится обучение горноспасательному делу, причём каждый год обучаются новые команды горноспасателей. Весь техперсонал подземных работ обучается на руднике технике горноспасательного дела. Для того, чтобы вызвать и поддерживать па рудниках интерес к горноспасательной работе Горное Бюро провинции Британская Колумбия проводит ежегодные конкурсы рудников по горноспасательному делу.

Первая помощь. Весной и в конце каждого года для всех рабочих устраиваются занятия по оказанию первой помощи. Весь техперсонал подтверждает свои аттестаты по оказанию первой помощи, по крайней мере, один раз в каждые пять лет,

- Пункты первой помощи имеются на поверхности и под землёй, где дежурят медицинские сёстры, которые имеют удостоверения от Пенсионерного Совета рабочих провинции Британская Колумбия. В центральных местах по всему руднику на поверхности устанавливаются аптечки первой помощи, носилки, одеяла и т. д.

Для поддержания интереса к работе по оказанию первой помощи через год проводятся конкурсы.

Система предупреждения остропахучими веществами у камеры-убежища. В соответствии с правилами для металлических рудников провинции Британская Колумбия рудник Сулливан оборудован системой предупреждения остропахучими веществами. Чтобы известить работающих под землёй о необходимости быстро покинуть рудник, в воздухопроводы вводится этил-меркаптан. Аварийные станции предупреждения остропахучими веществами устроены в центральных местах по всему руднику. Когда запах обнаруживается, рабочие немедленно сообщают об этом на ближайшую аварийную станцию.

Станции-убежища сооружены на нижних горизонтах рудника и оборудованы газонепроницаемыми дверьми, питьевой водой, сжатым воздухом, телефоном и медикаментами для первой помощи.

Комитет и собрания по технике безопасности. Комитеты по технике безопасности и промышленной гигиене организуются для работ на поверхности и под землёй. Они состоят из представителей профсоюза и компании. Регулярно через каждые две недели проводятся собрания по технике безопасности, которые имеют большое значение в программе борьбы с несчастными случаями на руднике Сулливан. Большую пользу имеют фильмы и дискуссии о том, как предотвратить несчастные случаи и предусмотреть опасности.

 

Сотрудниками отдела техники безопасности производится расследование всех несчастных случаев, Специальное расследование всех серьёзных несчастных случаев производится с представителями из производственного отдела, местного профсоюза и отдела техники безопасности.

В дополнение к ежедневному осмотру техперсоналом всех рабочих мест производится регулярный осмотр рабочих мест сотрудниками отдела техники безопасности и членаш4 комитетов по технике безопасности.

 

Поощрительные премии.

Для создания и поддержания заинтересованности в предупреждении несчастных случаев применяется следующая система поощрения. Горные работы на руднике Сулливан разбиваются на пять участков; отработав 100 дней без несчастных случаев с потерей рабочего времени, каждый участок получает денежную премию в размере 100 долларов, за 200 дней – 200 долларов, за 300 дней  300 долларов и 300 долларов за каждые последующие 100 дней сверх 300 дней. Кроме того, выдается особая премия в размере 50 долларов за улучшение существующего рекорда. Денежная премия распределяется на участке согласно пожеланиям работающих. Обычно это делается в форме лотереи, путём выпуска выигрышных билетов. Чтобы информировать рабочих о достижениях по технике безопасности, на их участке, вывешивается доска показателей несчастных случаев. Рабочие проявляют большой интерес к этой доске и, несомненно, это делает их более сознательными в отношении техники безопасности.

Месяц май считается месяцем техники безопасности, и в течение этого месяца выдаются специальные премии за достижение хороших результатов по технике безопасности.

«Месяц техники безопасности» проводится каждый год в надежде на то, что, будучи активным в отношении техники безопасности в течение этого месяца, каждый рабочий на работе будет постоянно развивать привычки в отношении соблюдения правил техники безопасности.

 

Список использованной литературы

БЕРЧЕТТ У.К.,  «Откpытиe рудника Сулливан», «Бестерн Майнер», 1944, т. 17, № 8,

ДЭЙЛИ Р.Э. «Геологический обзор Канады», «Мемуар», 1912, 38, стр. 221.

ДУР Э.И. «Издание университета в Висконсине», США, 1929 г.

ПЕНТЛЭНД Э.Дж, «Залегание олова на руднике Сулливан», Труды “Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи”, 1943, т.46, стр. 17.

PAЙC Х.М.Э. «Геологический обзор Канады», Мемуар, 1937, 207.

СКОФИЛД С.Дж. «Геологический обзор Канады», Мемуар, 1915, 76.

ШВАРЦ Дж. М. «Микроскопические особенности руды месторождения Сулливан», Инджиниринг энд Майнинг Джорнел, 1926, сентябрь, № 4.

«Подготовительные работы на руднике Сулливан». Труды “Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи, 1924, т.27, стр.306. (Автор: инж.технические работники рудника Сулливан).

СВЭНСОН К.О. «Геология рудника Сулливан».

Ганнинг Х.К. Труды “Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Иеталлурджи».1945, т.48, стр. 645.

БЕРЧЕТТ У.К. «Открытие рудника Сулливан». Вестерн Майнер,1944, август, т.17, стр. 37

ЧИСХОЛМ K. Д. M. «Закладочные работы на руднике Сулливан».

Труды «Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи», 1941, т.44, стр. 93; также Вестерн Майнер, 1940, декабрь, стр. 23.

 

УОЛДМ Ф.М. «Система подземных конвейеров на руднике Сулливан». Труды «Тзи Кенедиен Инститьют оф майнинг энд Металлурджи». 1945, январь, т.48, стр.1.

Чисхолм К.Д.М. «Алмазное бурение глубоких взрывных скважин на руднике Сулливан». Труды «Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи, 1946, февраль, т, 49, стр. 63.

КОЛТОРПИ И.Дж. «Проходка ствола шахты № 1 на руднике Сулливан», Вестерн Майнер, 1947, май, стр. 40.

БЭРРЭТТ Р.Т. «Оборудование шахты № 1 на руднике Сулливан», «Вестерн Майнер», 1947, т. 20, стр. 39.

БЛУМЕР Р.Т. «Извлечение целиков на руднике Сулливан». «Тзи Кенедиен Майнинг энд Металлурджикел Бюллетин», 1948, январь, № 429, стр.2, также «Вестерн Майнер», 1948, май, т.21,стр, 51.

УЭЙТМЭН О.И. «Восстающий 42136 на поверхность на руднике Сулливан», «Тзи Кенедиен Майнинг энд Металлурджикел Бюллетин», 1 48, октябрь, т. 41 стр. 573.

СТРИС, НЭЙЖЛ и НАЙТОН «Последние усовершенствования в горных работах рудника Сулливан». Труды «Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи», 1950, т. 53.

ДЖИДЖЕРИЧ Дж.Р. «Подземная доставка руды конвейерами на руднике Сулливан», Труды «Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи»,1951, т. 54.

ДЖИДЖЕРИЧ Дж.Р. «Обзор практики работ на руднике Сулливан». Труды «Тзи Кенедиен Инститьют оф Майнинг энд Металлурджи», 1952. т. 55.

Фотографии рудника Сулливан

Pиc. 1. Здания на поверхности у устья штольни горизонта 1170 м, рудник Сулливан.

Pиc. 1. Здания на поверхности у устья штольни горизонта 1170 м, рудник Сулливан.

Рис. 2. Полосчатая руда, рудник Сулливан

Рис. 2. Полосчатая руда, рудник Сулливан

 

Рис. 3. Геологический план поверхности рудника Сулливан и окрестностей. 1. Выходы рудного тела на поверхность. 2. Контуры лежачего бока рудного тела. 3. Геологические контакты. 4. Обнажение сбросов. 5. Горизонтали 6. Ручьи. 7. Интрузивные породы: диоритовые включения и дайки.  8. Нижняя седловина: серо-зеленые кварциты с аргиллитами. 9. Верхняя формация Ордридж: окисленные выветренные аргиллиты и кварциты. 10. Нижняя формация Ордридж: окисленные аргиллиты немного кварцитов. 11. Ледниковые отложения: ил, песок и гравий. 12. Ручей Мэрк. 13. Ручей Лойс. 14. Ручей Сулливан. 15. Сброс Сулливан. 16. Восточный сброс. 17. Сброс Кимберлей. 18. Сброс Лойо. 19. Сброс Хэйг. 20. Сброс Хидден Хэнд.

Рис. 3. Геологический план поверхности рудника Сулливан и окрестностей.
1. Выходы рудного тела на поверхность. 2. Контуры лежачего бока рудного тела. 3. Геологические контакты. 4. Обнажение сбросов. 5. Горизонтали 6. Ручьи.
7. Интрузивные породы: диоритовые включения и дайки. 8. Нижняя седловина: серо-зеленые кварциты с аргиллитами. 9. Верхняя формация Ордридж: окисленные выветренные аргиллиты и кварциты. 10. Нижняя формация Ордридж: окисленные аргиллиты немного кварцитов. 11. Ледниковые отложения: ил, песок и гравий. 12. Ручей Мэрк. 13. Ручей Лойс. 14. Ручей Сулливан.
15. Сброс Сулливан. 16. Восточный сброс. 17. Сброс Кимберлей. 18. Сброс Лойс. 19. Сброс Хэйг. 20. Сброс Хидден Хэнд.

Pис. 4. Геологическая колонна пород на руднике Сулливан 1.Условные обозначения. 2. Кварциты. 3. Алевролиты.  4. Аргиллиты.  5. Глинистые кварциты.  6. Глинистые алевролиты.  7. Илистые аргиллиты. 8. Сульфидная руда.  9. Тонкослоистые породы. 10. Полосчатая текстура.  11. Конгломераты. 12. Верхние кварциты: кварциты с включением аргиллитов. Кварциты не относятся к определённому горизонту. 13. Тонкослоистые породы висячего бока: пласты толщиной от нескольких сантиметров до нескольких метров. 14. Верхняя рудная зона висячего бока. Горизонт сульфидов с полосчатой текстурой, 15. Верхние алевролиты висячего бока: видны кварциты и глинистые кварциты с зёрнами кварца, прослеживающимися на несколько метров. 16. Небольшой прослоек алевролита "НИ".  17. Конгломераты висячего бока: расположены в южной а восточной частях рудника. 18. Алевролиты висячего бока: в алевролитах редкие скопления зёрен кварца. 19. Промежуточные алевролиты: обычно заметны зёрна кварца. 20. «В» - два слоя аргиллита толщиной 50-300 мм, разделяющие три узких слоя сульфидов. 21. Главная полосчатая руда: сульфиды от сплошных до полосчатой текстуры. 22. Сланцы лежачего бока. 23. Зоны пород полосчатой текстуры лежачего бока.  24. Конгломераты лежачего бока. 25. Тонкослоистые породы лежачего бока. 26.  Руда «НИ».  27. Небольшой прослоек верхних алевролитов висячего бока. 28. Руда висячего бока. 29. Руда промежуточных алевролитов. 30. Алевролит «С». 31. Главная полосчатая руда.

Pис. 4. Геологическая колонна пород на руднике Сулливан
1. Условные обозначения.
2. Кварциты.
3. Алевролиты.
4. Аргиллиты.
5. Глинистые кварциты.
6. Глинистые алевролиты.
7. Илистые аргиллиты.
8. Сульфидная руда.
9. Тонкослоистые породы.
10. Полосчатая текстура.
11. Конгломераты.
12. Верхние кварциты: кварциты с включением аргиллитов. Кварциты не относятся к определённому горизонту.
13. Тонкослоистые породы висячего бока: пласты толщиной от нескольких сантиметров до нескольких метров.
14. Верхняя рудная зона висячего бока. Горизонт сульфидов с полосчатой текстурой,
15. Верхние алевролиты висячего бока: видны кварциты и глинистые кварциты с зёрнами кварца, прослеживающимися на несколько метров.
16. Небольшой прослоек алевролита “НИ”.
17. Конгломераты висячего бока: расположены в южной а восточной частях рудника.
18. Алевролиты висячего бока: в алевролитах редкие скопления зёрен кварца.
19. Промежуточные алевролиты: обычно заметны зёрна кварца.
20. «В» – два слоя аргиллита толщиной 50-300 мм, разделяющие три узких слоя сульфидов.
21. Главная полосчатая руда: сульфиды от сплошных до полосчатой текстуры.
22. Сланцы лежачего бока.
23. Зоны пород полосчатой текстуры лежачего бока.
24. Конгломераты лежачего бока.
25. Тонкослоистые породы лежачего бока.
26. Руда «НИ».
27. Небольшой прослоек верхних алевролитов висячего бока.
28. Руда висячего бока.
29. Руда промежуточных алевролитов.
30. Алевролит «С».
31. Главная полосчатая руда.

 

 

Pис. 5. Сложный геологический разрез пo месторождению Сулливан. 1. Условные обозначения. 2. Верхние кварциты. 3. Верхние алевролиты висячего бока. 4. Алевролиты висячего бока. 5. Промежуточные алевролиты. 6. Конгломераты лежачего бока. 7. Кварциты лежачего бока. 8. Наносы. 9. Сбросы. Водоносные трещины. 10. Турмалинизация. 11. Хлоритизация. 12. Альбитизация. 13. Сульфидная руда, 14. Пирротин. 15. Диорит. 16. Гранофир. 17. Гранитизированный диорит. 18. Сброс Сулливан 19. Сброс Бёрчет. 20. Главная водоносная трещин

Pис. 5. Сложный геологический разрез пo месторождению Сулливан.
1. Условные обозначения.
2. Верхние кварциты.
3. Верхние алевролиты висячего бока.
4. Алевролиты висячего бока.
5. Промежуточные алевролиты.
6. Конгломераты лежачего бока.
7. Кварциты лежачего бока.
8. Наносы.
9. Сбросы. Водоносные трещины.
10. Турмалинизация.
11. Хлоритизация.
12. Альбитизация.
13. Сульфидная руда,
14. Пирротин.
15. Диорит.
16. Гранофир.
17. Гранитизированный диорит.
18. Сброс Сулливан
19. Сброс Бёрчет.
20. Главная водоносная трещин

.

Pис. 6. Часть большой камеры на руднике Сулливан о её размерах можно судить по лестнице, расположенной на заднем плане, слева.

Pис. 6. Часть большой камеры на руднике Сулливан о её размерах можно судить по лестнице, расположенной на заднем плане, слева.

 

Рис. 7. Камера, отрабатываемая системой с массовой отбойкой руды скважинами алмазного бурения. Применяются кольцевые комплекты скважин, отбиваемых на отрезную щель, и кольцевые комплекты скважин для выравнивания стенок целиков. 1. Камера с указанием порядка отбойки руды скважинами алмазного бурения. 2. Отрезная щель пять рядов по 4-5 скважин, ширина 2,7 м. 3. Подсечка пять кольцевых комплектов скважин высота 9 м. 4. Часть камеры, отбиваемая с отступлением по восстанию - ширина 10,5 м, линия наименьшего сопротивления 2,1- 2.4 м. 5. Кольцевые комплекты выравнивающих скважин. 6. Часть камеры, отбиваемая с отступлением по простиранию. 7. Разрез В-В. 8, Целик в почве камеры. 9. Скреперный штрек. 10. Откаточный штрек. 11.Разрез А-А. 12. Буровой восстающий. 13.Место бурения выравнивающих скважин. 14. Рудоспуск. 15.Отрезной восстающий

Рис. 7. Камера, отрабатываемая системой с массовой отбойкой руды скважинами алмазного бурения. Применяются кольцевые комплекты скважин, отбиваемых на отрезную щель, и кольцевые комплекты скважин для выравнивания стенок целиков.
1. Камера с указанием порядка отбойки руды скважинами алмазного бурения.
2. Отрезная щель пять рядов по 4-5 скважин, ширина 2,7 м.
3. Подсечка пять кольцевых комплектов скважин высота 9 м.
4. Часть камеры, отбиваемая с отступлением по восстанию – ширина 10,5 м, линия наименьшего сопротивления 2,1- 2.4 м.
5. Кольцевые комплекты выравнивающих скважин.
6. Часть камеры, отбиваемая с отступлением по простиранию.
7. Разрез В-В.
8, Целик в почве камеры.
9. Скреперный штрек.
10. Откаточный штрек.
11.Разрез А-А.
12. Буровой восстающий.
13.Место бурения выравнивающих скважин.
14. Рудоспуск.
15.Отрезной восстающий

 

Рис. 8. Различные стадии отработки камеры системой с массовой отбойкой руды скважинами алмазного бурения. 1. Камера, отрабатываемая массовой отбойкой руды скважинами алмазного бурения. Наклонные кольцевые комплекты скважин отбиваемых на отрезную щель, и вертикальные кольцевые комплекты скважин для выравнивания стенок целика. 2. Условные обозначения. 3. Рудоспуск. 4. Ходовой восстающий. 5. Буровой восстающий. 6. Высечка для бурения выравнивающих скважин. 7. Кольцевые комплекты скважин для образования отрезной щели. 8. Кольцевые комплекты выpaвнивaющиx сквaжин. 9. Разрез А-А. 10. Масштаб.

Рис. 8. Различные стадии отработки камеры системой с массовой отбойкой руды скважинами алмазного бурения.
1. Камера, отрабатываемая массовой отбойкой руды скважинами алмазного бурения. Наклонные кольцевые комплекты скважин отбиваемых на отрезную щель, и вертикальные кольцевые комплекты скважин для выравнивания стенок целика.
2. Условные обозначения.
3. Рудоспуск.
4. Ходовой восстающий.
5. Буровой восстающий.
6. Высечка для бурения выравнивающих скважин.
7. Кольцевые комплекты скважин для образования отрезной щели.
8. Кольцевые комплекты выpaвнивaющиx сквaжин.
9. Разрез А-А.
10. Масштаб.

 

Рис. 9. Отработка целиков с отбойкой руды скважинами алмазного бурения. 1. Стадия 1: Бурение, взрывание и извлечение центральной части целика. 2. Стадия 2: Бурение и взрывание остальной части целика. 3. Разрез А-А. 4. Висячий бок. 5. Заложенная камера. 6. Подэтажная выработка  цель для алмазного бурения. 7. Отрезная цель проходится с помощью скважин алмазного бурения. 8. Периферийная часть целика. 9. Лежачий бок. 10. Выпускные дучки. 11. Рудоспуск. 12. Подэтажные скреперные выработки. 13. Место для разбуривания периферийной части целика. 14. Откаточный штрек. 15. Кольцевые комплекты скважин алмазного бурения в центральной части 16. Подэтажная выработка для бурения скважин алмазного бурения в центральной части целика. 17. Отрезная цель (проходится с помощью скважин алмазного бурения). 18. Подсечка. 19. Ходовой восстающий. 20. Центральная часть целика.

Рис. 9. Отработка целиков с отбойкой руды скважинами алмазного бурения.
1. Стадия 1: Бурение, взрывание и извлечение центральной части целика.
2. Стадия 2: Бурение и взрывание остальной части целика.
3. Разрез А-А.
4. Висячий бок.
5. Заложенная камера.
6. Подэтажная выработка цель для алмазного бурения.
7. Отрезная цель проходится с помощью скважин алмазного бурения.
8. Периферийная часть целика.
9. Лежачий бок.
10. Выпускные дучки.
11. Рудоспуск.
12. Подэтажные скреперные выработки.
13. Место для разбуривания периферийной части целика.
14. Откаточный штрек.
15. Кольцевые комплекты скважин алмазного бурения в центральной части
16. Подэтажная выработка для бурения скважин алмазного бурения в центральной части целика.
17. Отрезная цель (проходится с помощью скважин алмазного бурения).
18. Подсечка.
19. Ходовой восстающий.
20. Центральная часть целика.

 

Рис. 10. Взрывание периферийной части целика. 1. Количество руды, подлежащей взрыванию - 535000 т. 2. Общая длина заряжаемых скважин - 30000 п.м. 3. Количество электродетонаторов с коротким замедлением - 3000. 4. Замещение электродетонаторов, как показано от 0 до 18 тысячных сек. 5. Количество ВВ  - 50 т. 6. Напряжение тока - 550 В. 7. Максимальные размеры: высота - 90 м, длина - 90 м, ширина - 45 м. 8. Разрез В-В. 9. Целик. 10. Открытая камера. 11. Разрез А-А. 12. Висячий бок. 13. 8алодввная камера. 14. Цифры показывают замедление электродетонаторов с коротким замедлением. 15. Замедление 0 - 7 тысячных сек. /целик подсечки/. 16. Лежачий бок. 17. План.

Рис. 10. Взрывание периферийной части целика.
1. Количество руды, подлежащей взрыванию – 535000 т.
2. Общая длина заряжаемых скважин – 30000 п.м.
3. Количество электродетонаторов с коротким замедлением – 3000.
4. Замещение электродетонаторов, как показано от 0 до 18 тысячных сек.
5. Количество ВВ – 50 т.
6. Напряжение тока – 550 В.
7. Максимальные размеры: высота – 90 м, длина – 90 м, ширина – 45 м.
8. Разрез В-В.
9. Целик.
10. Открытая камера.
11. Разрез А-А.
12. Висячий бок.
13. 8алодввная камера.
14. Цифры показывают замедление электродетонаторов с коротким замедлением.
15. Замедление 0 – 7 тысячных сек. /целик подсечки/.
16. Лежачий бок.
17. План.

Pис. 11. Пространственная диаграмма идеальные камеры, отрабатываемой уступами с доставкой руды собственным весом. 1. Основной метод отработки уступами с доставкой руды собственным весом к висячему боку восстающий и рудоспуск, где они соединяются подэтажным штреком. Отработка очистного блока уступами, по восстанию, начинается от рудоспуска и ведется до тех пор, пока не подойдут к лежачему боку. Часть очистного блока ниже линии с наклоном 400 отрабатывается, с помощью скреперования. 2. Пространственная диаграмма отработки камеры с доставкой руды собственным весом. 3. Новый очистной блок. 4. Рудное тело. 5. Висячий бок. 6. Лежачий бок. 7. Уступ. 8. Пустая порода. 9. Устье рудоспуска. 10. Разрез камеры, отрабатываемой уступами с доставкой руды собственным весом. 11. Руда. 12. Камера. 13. Подэтажный штрек. 14. Восстающий с наклоном 600. 15. Восстающий с наклоном 400. 16. Уклон 400. 17. Подлежит отработке. 18. План камеры, отрабатываемой уступам с доставкой руды собственным весом. 19. Штрек. 20. Целик. 21. Рудоспуск. 22. Ходовой восстающий.

Pис. 11. Пространственная диаграмма идеальные камеры, отрабатываемой уступами с доставкой руды собственным весом.
1. Основной метод отработки уступами с доставкой руды собственным весом к висячему боку
восстающий и рудоспуск, где они соединяются подэтажным штреком. Отработка очистного блока уступами, по восстанию, начинается от рудоспуска и ведется до тех пор, пока не подойдут к лежачему боку. Часть очистного блока ниже линии с наклоном 400 отрабатывается, с помощью скреперования.
2. Пространственная диаграмма отработки камеры с доставкой руды собственным весом.
3. Новый очистной блок.
4. Рудное тело.
5. Висячий бок.
6. Лежачий бок.
7. Уступ.
8. Пустая порода.
9. Устье рудоспуска.
10. Разрез камеры, отрабатываемой уступами с доставкой руды собственным весом.
11. Руда.
12. Камера.
13. Подэтажный штрек.
14. Восстающий с наклоном 600.
15. Восстающий с наклоном 400.
16. Уклон 400.
17. Подлежит отработке.
18. План камеры, отрабатываемой уступам с доставкой руды собственным весом.
19. Штрек.
20. Целик.
21. Рудоспуск.
22. Ходовой восстающий.

 

Рис. 12. Восстающий для закладки пустой породой под действием собственного веса проходится о помощью скважин алмазного бурения. 1. Бурение: 8 скважин алмазного бурения небольшого диаметра, одна скважина алмазного бурения диаметром 161 мм. 2. Взрывание: стадия I - скважины 1,2,3,4 взрывались участками по направлению к скважине диаметром 161 мм; стадия 2 – скважины 5,6,7,8 взрывались на полную длину. 3. Откаточный горизонт, по которому доставляется закладка. 4. Восстающий. 5. Максимальное расстояние 24 м. 6. Открытая камера. 7. Разрез А-А.

Рис. 12. Восстающий для закладки пустой породой под действием собственного веса проходится о помощью скважин алмазного бурения.
1. Бурение: 8 скважин алмазного бурения небольшого диаметра, одна скважина алмазного бурения диаметром 161 мм.
2. Взрывание: стадия I – скважины 1,2,3,4 взрывались участками по направлению к скважине диаметром 161 мм; стадия 2 – скважины 5,6,7,8 взрывались на полную длину.
3. Откаточный горизонт, по которому доставляется закладка.
4. Восстающий.
5. Максимальное расстояние 24 м.
6. Открытая камера.
7. Разрез А-А.

 

Рис. 13. Измерение расстояния от почвы до кровли в большой открытой камере.

Рис. 13. Измерение расстояния от почвы до кровли в большой открытой камере.

Рис. 14.т Алмазное бурение скважин.

Рис. 14. Алмазное бурение скважин. Рис. 15. Шуровка руды в дучке скреперного штрека. Рис. 16. Вид карьера.

Рис. 17. Погрузка породы для закладки экскаватором с ковшом ёмкостью 5 м3 в автосамосвал ёмкостью 9,35 м3.

Рис. 17. Погрузка породы для закладки экскаватором с ковшом ёмкостью 5 м3 в автосамосвал ёмкостью 9,35 м3. Рис. 18. Подготовительная выработка, пройденная в сцементировавшейся закладке из пустой породы от установки для обогащения в тяжелых суспензиях.

 

Рис. 19. Спаренные электровозы и большие вагонетки Гренби у портала штольни горизонта 1170 м.

Рис. 19. Спаренные электровозы и большие вагонетки Гренби у портала штольни горизонта 1170 м.

Рис. 20. Разгрузочная станция на пять вагонеток на обогатительной фабрике Сулливан.

Рис. 20. Разгрузочная станция на пять вагонеток на обогатительной фабрике Сулливан ёмкостью 5 м3 в автосамосвал ёмкостью 9,35 м3.

Pис. 21. Погрузочная камера с пневматическим люковым затвором,  1. Защитное устройство от вывалов.  2. Прокладка из досок.  3. Брус 100х100 мм или накатник.  4. Ограждение.  5. Нижний борт размером 200 мм.  6. Стойка размером 200 х 250 мм.  7. Стойка размером 200 х 300 мм.

Pис. 21. Погрузочная камера с пневматическим люковым затвором.
1. Защитное устройство от вывалов.
2. Прокладка из досок.
3. Брус 100х100 мм или накатник.
4. Ограждение.
5. Нижний борт размером 200 мм.
6. Стойка размером 200 х 250 мм.
7. Стойка размером 200 х 300 мм.

Рис. 22. Пневматический люковой затвор Рис. 23 Внутренняя часть горизонта 1170,6 м. Рис. 24. Погрузочная станция на горизонте 1110 м.

Рис. 22. Пневматический люковой затвор
Рис. 23 Внутренняя часть горизонта 1170,6 м.
Рис. 24. Погрузочная станция на горизонте 1110 м.

Рис. 25. Состав с рудой, направляющийся на обогатительную фабрику, выходит из штольни горизонта 1110  м.

Рис. 25. Состав с рудой, направляющийся на обогатительную фабрику, выходит из штольни горизонта 1110 м.

Pис. 27. Старая гравийная закладка, размытая новым гравием.            горизонта 1170 м.

Pис. 27. Старая гравийная закладка, размытая новым гравием.

 

Рис. 28. Людские вагоны у портала штольни горизонта 1170 м.

Рис. 28. Людские вагоны у портала штольни горизонта 1170 м.

 

Рис. 29.

Рис. 29. Здание

Рис. 30. Подземный круговой опрокид на 5 вагонеток для разгрузки закладки из пустой породы от установки для обогащения в тяжелых суспензиях.

Рис. 30. Подземный круговой опрокид на 5 вагонеток для разгрузки закладки из пустой породы от установки для обогащения в тяжелых суспензиях.

Рис. 31. Соединение проводов для зажигания комплекта глубоких скважин в камере.

Рис. 31. Соединение проводов для зажигания комплекта глубоких скважин в камере.

 

postheadericon Свинцово-цинковый завод Кокл-Крик Австралия, 1963 год. Перевод “Mining World”, 1963, v. 25, № 1, р. 16-19

Время чтения статьи, примерно 8 мин.

oblozkaГосударственный Комитет по черной и цветной металлургии при Госплане СССР. ГИПРОЦВЕТМЕТ ОТРАСЛЕВОЕ БЮРО НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКОЙ ИНФОРМАЦИИ

Перевод №  161 1963

Свинцово-цинковый завод Кокл Крик (Австралия), Mining World, 1963, v. 25, № 1, р. 16-19

Число страниц 14

Иллюстраций нет

Переводчик Шлосберг М.А.

Редактора Леонов Е.С., Бендик О.В.

Дата выполнения – апрель 1963 г. [Москва, 1963]

АННОТАЦИЯ

В статье дается описание завода Кокл Крик /Новый Южный Уэльс/, работающего по известному методу завода Эвонмаут. Метод включает: агломерацию смешанных свинцовых и цинковых концентратов, шахтную плавку полученного агломерата, конденсацию паров цинка и очистку газов, выходящих из конденсатора. Дается характеристика применяемого оборудования и получаемой продукции и приводятся технические показатели по заводу.

На заводе Кокл Крик компании Сульфид корпорейшн /Новый Южный Уэльс/ в шахтной печи, работающей по методу завода Эвонмаут /Англия/,перерабатывают агломерат смеси богатых цинковых и свинцовых концентратов с добaвкoй известняка и кварца, с целью одновременного получения металлического цинка марки Прайм вестерн и серебросодержащего чернового свинца. Общее извлечение металлов из концентратов составляет: цинка в виде чушкового металла – 90-93% и свинца в виде товарного продукта – 92-94%.

Расход углерода в шахтной печи завода Кокл Крик составляет 110 тонн/сутки против 65 тонн/сутки на заводе Эвонмаут и 94 тонн/сутки на заводе Суонси /Англия/. Завод Кокл Крик был первым предприятием за пределами Англии, применившим метод завода Эвонмаут. Шахтная печь завода Эвонмаут была впервые описана С. Морганом в октябрьском номере журнала Mining World за 1957 год.

На заводе Кокл Крик в течение многих лот производили цветные металлы, серную кислоту и минеральные удобрения /фосфаты/. Выплавка и рафинирование свинца и в меньшем масштабе дистилляция цинка из концентратов обогатительной фабрики Брокен Хилл производились на заводе Кокл Крик с 1897 по 1922 г.; затем по экономическим соображениям концентраты фабрики Брокен Хилл стали перерабатывать на заводе Порт Лири, и металлургический цех завода Кокл Крик прекратил работу.

Посла реконструкции (в 1961 г.) на заводе Кокл Крик стали получать значительнее количество сернистых газов от агломерации свинцовых и цинковых сульфидных флотационных концентратов; эти газы направляют на сернокислотную установку производительностью 90 тыс. тонн моногидрата в год, построенную в 1960 г.; до 1961 г., когда был пущен реконструированный завод, сырьем для производства серной кислоты служила сера. Постройка новой сернокислотной установки позволила демонтировать камеры и небольшие контактные установки, построенные до второй мировой войны.

На реконструированном заводе Кокл Крик имеется три основных цеха:

1/ сернокислотная установка производительностью 90 тыс. тонн моногидрата в гад;

2/ агломерационный цех для агломерации цинковых и свинцовых концентратов фабрики Брокен Хилл;

3/ плавильный цех с шахтной печью и вспомогательным оборудованием для получения металлического цинка и чернового свинца.

Кроме того, имеются кадмиевая установка для извлечения кадмия из агломерационных пылей и цех для переработки различных растворов и осадков, получаемых на разных стадиях процесса.

Для доставки сырья и отгрузки продукции с завода имеются железнодорожные пути. Была построена новая, оборудованная современными приборами лаборатория для проведения полярографических, спектрографических и спектрофогометрических анализов. Кроме того, имеются спектроскопические приборы, работающие по принципу атомной адсорбции.

Посла реконструкции на заводе Кокл Крик начали перерабатывать значительную часть свинцовых и цинковых концентратов с обогатительной фабрики Брокен Хилл, которые до этого перерабатывали на заводе Порт Пири компании Брокен Хилл ассошиетэд омелгеро /Южная Австралия/ и на заводе Эвонмаут компании Нешнл смелтинг /Англия/.

Рудники компаний Зинк корпорейшн и Нью Брокен Хилл консолидейтэд выдали в 1962 г. 247 тыс. тонн свинцовых и 276 тыс.г цинковых концентратов /сухой вес/. Предполагают, что завод Кокл Крик, который в 1962 г. работал не на полную мощности, будет перерабатывать около 25% приведенного выше количества цинковых концентратов и около 9% свинцовых. Расстояние от Брокен Хилл до Кокл Крик по железной дороге составляет около 1250 км.

В шихту свинцовых и цинковых концентратов агломерационного цеха завода Кокл Крик в качестве флюсов добавляются тонкоизмельченный известняк и кварц.

Шихта шахтной печи состоит только из агломерата и кокса. Применяемый кокс должен обладать достаточной прочностью, компактностью и низкой зольностью, а также низким содержанием серы и водорода. Крупность кусков кокса должна соответствовать крупности кусков агломерата.

Процесс агломерации

Агломерация производится на машинах с дутьем снизу в соответствии с современной мировой практикой;

Рабочая длина машины – З9 м. Палеты, изготовленные из литой стали шириной 2400 мм а длиной 830 мм, передвигаются по рельсам с особой системой смазки, расположенным с обеих сторон машины с уплотнением для предотвращения разбавления агломерационных газов воздухом и их просачивания.

Агломерационная машина оборудована 16 воздушными камерами и предусмотрена возможность рециркуляции газов. В настоящее время рециркуляция газов не практикуется, и поэтому работают только 8 камер. Шихту распределяют по машине в 2 слоя: зажигательный /толщиною около 25,4 мм/ и основной слой /толщиной до 254 мм/. Зажигание шихты производится при помощи сжигания мазута и прососа воздуха. Просос воздуха применяется только на этой стадии процесса.

В агломерационном цехе имеются следующие отделения:

I/ отделение приготовления шихты, где установлены весовые питатели для каждого компонента шихты;

2/ отделение смешения, где свежая сырая шихта смешивается о дробленным и охлажденным оборотным агломератом, чтобы обеспечить достаточное снижение содержания серы в свежей сырой шихте, о целью создания оптимальных условий для горения и удаления серы ИБ слоя шихты в процессе агломерации. На практике содержание серы в шихте агломерации снижают примерно до 6,5%; при. этом содержании серы отношение оборотного агломерата к свежей шихте, составляет 4:1.

3/ отделение дробления, грохочения и охлаждения агломерата, где получают агломерат крупностью минус 127 мм, плюс 19 мм, поступающий в шахтную печь, и достаточно мелкий охлажденный агломерат /в основной минус 6,3 мм/, возвращаемый в качестве оборота в отделение смешения.

Агломерационный цех почти полностью автоматизирован. Управление основными установками осуществляется из центрального пункта, оборудованного большим количеством контрольно- измерительных приборов и мнемонической схемой, отражающими Рабату установок, расположенных в различных отделениях агломерационного цеха.

Шахтная плавка

Конструкция шахтной печи, работающей по методу завода Эвонмаут, аналогична во многих отношениях конструкции стандартной шахтной печи, например свинцовоплавильной. Основным отличием от этой печи является работа с закрытым колошником и подогрев кокса и дутья.

Шахта шахтной печи завода Кокл Крик имеет прямоугольное сечение с закругленными торцами, площадь ее – 18 м. Наружный кожух печи изготовлен из малоуглеродистой стали; печь футерована теплоизоляционным и огнеупорным кирпичом. Шахта печи поддерживается особыми опорами, расположенными выше охлаждаемых водой кессонов, через которые проходят 26 фурм, также охлаждаемых водой.

Под печи выложен из литого огнеупорного бетона и футерован изнутри специальным кирпичом в виде обратного свода, образующего основание, используемое как емкость для ванны жидких шлака и свинца, которые скопляются здесь и периодически выпускаются из печи.

Шихта шахтной плавки, поступающая в печь из почти полностью автоматизированной установки для приготовления шихты, состоит из свинцово-цинкового агломерата и подогретого металлургического кокса. Точная дозировка компонентов шихты производится с помощью весового дозатора; изменение дозировки осуществляется из центрального пункта и управления контроля. Загрузка шихты в печь производится сверху через двойной конус, создающий надлежащее уплотнение между находящимися под давлением печными газами л наружным воздухом. Для обеспечения удовлетворительного распределения загружаемого материала по уже находящейся в печи пихте применяются два таких конусных устройства.

Загружаемый в шахтную печь кокс подогревается до температуры 800° в вертикальных огнеупорных шахтных подогрева гелях, обогреваемых отходящими из шахтной печи газами. Агломерат подается в шахтную печь в горячем состоянии из агломерационного цеха из расходных бункеров установки для приготовления шихты. Воздух также подогревается отходящими газами в трубчатом рекуператоре, в котором температура воздуха может быть доведена до 750°. Вводимым таким образом в печь теплом поддерживается тепловой баланс печи и создаются условия, способствующие уменьшению обратимости реакции /Zn + CO2 = Zn + СО/ в верхней части печи.

Через определенный промежуток времени шлак и свинец, выпускаемый вместе из печи в передний горн через шпуровое отверстие о водяным охлаждением, расположенное в нижней части печи. В переднем горне осуществляется разделение шлака и свинца, а также в случаях их наличия-штейна и шпейзы. Черновой свинец выпускается из переднего горна, а шлак сливается, гранулируется водой и поступает по желобу в отстойный зумпф, откуда его забирают для последующего использования.

Выпускаемый из шахтной печи черновой свинец содержит 98% Рb и по составу аналогичен свинцу, получаемому при стандартной свинцовой плавке. Часть чернового свинца подвергается обезмеживанию для удаления основной части меди и серы.

Получаемый обезмеженный свинец содержит 93% Рb; шликера содержат около 60% Рb и 20% Сu .

Расход углерода, определяющий производительность печи, находится в прямой зависимости от количества подлежащего возгонке цинка и от общего количества шлакуемых компонентов пустой породы. Отношение количества углерода в топливе к количеству цинка в загружаемых в печь материалах, как правиле, составляет от 0,7 до 0,8. Значительное увеличение содержания свинца в загружаемом в печь агломерате почти не влияет на это отношение.

Конденсация паров цинка в конденсаторе

Конденсатор  прямоугольной формы, с основанием в виде обратного свода, который используется как емкость для ванны жидкого свинца. С помощью роторов специальной конструкции, смонтированных на вертикальных валах, которые проходят через крышку конденсатора и надлежащим образом уплотнены, обеспечивается непрерывное опрыскивание газов жидким свинцом. Отходящие газы с содержанием 5-7% паров цинка и 12-14% CO2 выходят из печи около колошника и поступают при температуре 1000° в конденсатор, где подвергаются охлаждению разбрызгиванием жидким свинцом. Это необходимо для обеспечения возможно более быстрого охлаждения газов в критическом интервале для предотвращения обратного окисления цинка. Далее происходит конденсация паров цинка и растворение в свинце сконденсировавшегося цинка. Свинец с содержанием 2,4% цинка при температуре 550° непрерывно выкачивается из конденсатора в количестве около 3 тыс. тонн/час. Во время прохождения горячего свинца по наружному кессонированному охладительному желобу температура свинца снижается примерно до 450° и охлажденный металл возвращается в конденсатор о содержанием около 2,2% цинка.

По мере охлаждения цинкосодержащего свинца на поверхность поднимаются шарики цинка. В конце желоба свинец выпускается сперва в ванну с флюсами, расположенную непосредственно перед основной разделительной ванной, где нежелательное окисление цинка предотвращается ввиду образования на поверхности свинца слоя флюса из хлористых аммония и цинка. Дроссы, которые в охладительном желобе имеют тенденцию к разделению, также скопляются в этом флюсе. Металл с помощью направляющей лопатки подается в разделительную ванну, где завершается разделение цинка и цинкосодержащего свинца; из этой ванны цинк непрерывно выпускается через сливной порог в ванну цинка. Следующей операцией является удаление мышьяка из металлического цинка натрием, посла чего цинк разливают на разливочной машине в чушки весом по 25,4 кг.

Выходящие из конденсатора газы почти не содержат цинка, если не считать цинка, механически увлеченного с парами. Чтобы эти потери довести до минимума, температуру газов поддерживают на сравнительно низком уровне. Газы направляются в вытяжную трубу конденсатора, где увлеченные капельки цинкосодержащего свинца и более крупные частицы дроссов могут осесть до поступления газов в мокрый скруббер при температуре около 460°.

К.п.д. конденсатора и устройств для отделения цинка определяется количеством получаемого цинка, выраженным в процентах от количества возгнанного из шахтной печи цинка. На заводе Кокл Крик этот к.п.д. составляет около 85%.

Скрубер

Скруббер предназначен для очистки газов, выходящих из конденсатора. Газы после очистки в скруббере могут быть использованы в качестве топлива в других цехах завода, главным образом, в подогревателях воздуха и кокса. В зависимости от типа загрузки и способа ведения плавки теплотворная способность газов, выходящих из конденсатора, составляет от 445 до 623 ккал/м3. Последняя цифра составляет 40% от теплотворной способности исходного кокса.

Очистка газов включает следующие операции:

1/ спрыскивание водой в магистральном трубопроводе большого диаметра, соединенном с вытяжной трубой конденсатора; при этом температура газов падает ниже 100° и происходит удаление наиболее крупных частиц;

2/ удаление из газов некоторого количества более мелких частиц; улавливание частиц в капельках влаги в скруббере;

3/ удаление наиболее мелких частиц в дезинтеграторе типа Тейзена;

4/ окончательное удаление увлеченной влаги в влагоуловителе циклонного типа.

Типичный анализ газов /в % /: СO2 – 12; СО – 20; H2- 1,0; N2 /по разнице/ – 67.

Продукция металлургического цеха завода Кокл Крик

Получаемый на заводе Кокл-Крик металлический цинк содержит около 98,6% Zn, что соответствует цинку марок G.O.B. /Англия/ и Прайм вестерн /США и Канада/. Основной областью применения цинка с завода Кокл Крик в настоящее время является гальваностегия /на сталелитейных заводах в Ньюкастле, Перт Кембла и в Новом Южном Уэльсе/.

Черновой свинец завода Кокл Крик содержит: Pb – около 99,3% и Ag – 622-933 г/г.

Средний состав шлака шахтной плавки следующий /в %/: Zn – 7; Рb – 0,5; СаО – 29; Si02 – 21; FеО – 27.

Медно-cвинцовые шликера содержат около 20% меди; количеств шликеров составляет около 15 г в неделе. В настоящее время заключено соглашение об их экспорте в Японию.

На заводе Кокл Крик получают также цинково-свинцовые дросса и пусьеры. Эти продукты возвращают в шахтную плавку, обычно после соответствующей обработки в агломерационном цехе за исключением дроссов от флюсовой ванны, которые поступают прямо в шахтную печь. Такой метод переработки оказался очень подходящим, ввиду сравнительно высокого содержания мышьяка в этих дроссах. Другие дроссы удаляют из внутренних и наружных конденсационных устройств; пусьеру удаляют при промывке газов в скруббере. Дроссы и пусьера представляют собой в основном окисленный металл с общим содержанием свинца и цинка от 25 до 50%.

Технические показатели завода Кокл Крик

Состав свежей шихты агломерации – тонн/час /мокрый вес/

Цинковые концентраты /52% Zn / – 12,5

Свинцовые концентраты /76% Рb/ – 3,8

Известняк – 2,4

Кварцевый песок – 0,3

Всего: 19,0

Coстав агломерата /сентябрь 1962 г./

Zn – 40%

РЬ – 20%

CаО – 9%

SiO2 - 4%

Сера /общая/ – 1,1%

Состав шихты шахтной плавки

Агломерат – 370-380 тонн/сутки.

Подогретый кокс – 135-145 тонн/сутки.

/соответствует  110 – 120 тонн углерода/

Производительность печи

Металлический цинк – 120-140 тонн/сутки

Черновой свинец – 50-69 тонн/сутки

Шлак – 110-120 тонн/сутки

Анализ получаемых металлов /в %/

Элемента

Продукты

Цинк

Черновой свинец

Zn                   98,6 0,002
Рb                   1,2 99,3
Cd 0,07 0,001
Сu - 0,18
0,02 -
Аs 0,003 0,01
Bi 0,005 0,26
Ag - 622-933 г/тонн

 

Перевела М.Д. Шлосберг. Редактировали Е.С. Леонов и О.В. Бендик. Тираж 105 экз. Цена 51 коп.

postheadericon Сульфатостойкий портландцемент на сырье Норильского месторождения. 1954 год

Время чтения статьи, примерно 7 мин.

scan00midi2Центральная лаборатория Управления предприятий строительных материалов

Отчет по теме № 46/54

«Сульфатостойкий портландцемент на сырье Норильского месторождения»

Главный инженер  Управления предприятий стройматериалов Алфименко

Начальник Центральной лаборатории Финогенова

Руководитель научно-исследовательской Якубович

Работа начата: 1953 год

Работа окончена:  1954 год

Норильск

ВВЕДЕНИЕ

Цель темы – получение сульфатостойкого портландцемента на местном сырье.

Получение сульфатостойкого портландцемента имеет большое значение для строительства при возведении сооружений (фундаментов, перекрытий и прочих железобетонных и бетонных конструкций), призванных служить в условиях высокой сульфатной агрессии.

Сульфатостойкий портландцемент по своим качествам обладает свойствами сопротивления химической агрессии сульфатных вод и физическим факторам “агрессии”,что очень важно для таких бетонных сооружений, которые находятся на переменном уровне воды, где бетон одновременно подвергается также постоянному многократному увлажнению и высыханию, многократному замерзанию и оттаиванию.

Отличительными показателями сульфатостойкого портландцементного клинкера являются: минимальное содержание (с точки зрений технологии производства) трехкальциевого алюмината и максимальное содержание силикатов, так как длительное наблюдение за бетонами, подверженными действию сульфатных сред, показали, что портландцементу, богатые глиноземом, отличаются меньшей устойчивостью к химическим агрессивным воздействиям, чем портландцемента с низким содержанием глинозема; также было установлено, что портландцемента, богатые кремнеземом, обладают стойкостью к воздействию агрессивной среды.

В результате многолетних изучений в области получения cульфатостойкий портландцементов, главным образом, учеными Советского Союза (проф. З. Я. Юнг и др.), а также работ Гипроцемента  Механическим управлением МШМ СССР были приняты и утверждены следующие технические условия, которым должен удовлетворять сульфатостойкий портландцементный клинкер:

Содержание  Al2O3 не более 5,0%.

- Fe2O3 не более 6,0%.

- C3O не более 5,0%.

- глиноземистый модуль не менее 0,7%

- коэффициент начисления не более 0,85.

Цемент должен содержать 10-15% гидравлических добавок. Как видно из приведенных норм на сульфатостойкий портландцемент, для его получения требуется подбор исходных сырьевых мате риалов, обеспечивающих получение портландцементного клинкера с заданным содержанием окислов алюминия и железа и с максимальным содержанием трехкальциевого и двухкальциевого силикатов, сумма которых должна быть доведена до 76-81% при максимальном содержании трехкальциевого силиката.

II. ПОДБОР СЫРЬЕВЫХ МАТЕРИАЛОВ

В качестве основного сырья для сульфатостойкого портландцемента нами была принята сырьевая 2-компонентная смесь – известняки рудника Каларгон и аркоэовый песчаник рудника 2/4.Возможный второй вариант компонентов шихты для сульфатостойкого портландцемента: кварцевый дудинский песок, хвосты МОФ и известняки, отпал, так как запасы дудинского песка кончились.

 

III. РАСЧЕТ СЫРЬЕВОЙ 2-КОМПОНЕНТНОЙ СМЕСИ (известняки Коларгона + песчаник рудника 2/4)

  1. Химсостав компонентов:

Лабораторные работы

Лабораторные испытания заключались в определении спекаемости клинкера в зависимости от помола сырьевой смеси при температуре обжига близкой к производственным условиям Цементного завода = 1450°С и пробных обжигов клинкера при температуре = 1430°, 1450°, 1475°С.

а) Приготовление брикетов размером Ø 25 мм l = 35 мм из сырьевой смеси

Компоненты смеси – известняк, аркозовый песчаник, шлак и окалина в соотношениях по расчету измельчались в шаровой лабораторной мельнице. Всего было сделано 3 помола и изготовлены брикеты, которые обожжены в криптоловой печи при температуре 1450°С.

Таблица 1

1

Результаты пробного обжига (см. таблицу № 1) показали, что при температуре в 1450°С полное спекание клинкера получается при тонком помоле сырьевой смеси до 0,8% остатка на сите 270 меш. (9300 отв./см2).

Пробный обжиг клинкера на лабораторных образцах в криптоловой печи при резких температурах дал следующий результат (см. таблицу № 2).

2

Свободной СаО – нет.

Полученный лабораторным способом клинкер при температурах 1430-1450°С по внешнему виду хорошего качества.

 

Получение опытной партии сульфатостойкого портландцементного клинкера полузаводским способом

Для получения опытной партии сульфатостойкого портландцемента было использовано нижеследующее оборудование:

а) Для дробления и помола компонентов – щековая дробилка и однокамерная шаровая мельница.

Для обжига брикетов сырьевой смеси – полугазовая печь. Топливо – уголь норильского месторождения.

 

Расчет загрузки шаровой мельницы на 400 кг сырьевой смеси и приготовление брикетов

1)         Известняк – 97,40 х 400/130,24 = 38960/130,24 = примерно 298,45 кг.            

2)         Аркозовый песчаник – 28.22 х 400/130,24 = примерно 86,67 кг.                      

3)         Шлак  4,62 х 400/130.24 = 14,18 кг

Итого: 399,30 кг

плюс 1% железа от намола в шаровой мельнице: 399,30 + 393,3 x 4/100 = 403,3 кг

 

В мельницу было загружено 403 кг смеси и 1 тонна шаров. Помол мокрый. Продолжительность помола 13 часов.

Ситовой анализ помола дал остаток на сите 270 меш – 0,79%.

 

Из полученного шлама, отфильтрованного на фильтрпрессе, были сформованы 125 штук брикетов размером 65 х 120 х 250 мм.

Брикеты были высушены в сушилке, после чего поступили на обжиг в печь.

Химсостав сырьевой смеси из расчета на прокаленное вещество приведен в таблице № 3.

ТАБЛИЦА № 3

 3

Обжиг брикетов сырьевой смеси          

Обжиг брикетов производился в печи в капселях из хромомагнезитового кирпича. Всего в печь было загружено 125 штук брикетов. Схема расположения брикетов в печи

 scan0028

 

            Режим обжига клинкера в печи

1)         Подъем температуры до 900° по 30°/час  = 30 час.

2)         “          ” от 900° до 1200 ” 20°/час = 15 час.

3)         “          и 1200 до 1450° по 10°/час = 35 час.

4)         Выдержка при 1450°            = 2 час.

Всего: = 82 часа

 

По окончании обжига клинкер был выгружен из печи и взвешен. Всего было получено 125 кг клинкера. По внешнему виду клинкер хорошо спекшийся.

Химсостав полученного клинкера следующий:

ТАБЛИЦА №-4

 4

Коэффициент насыщения:

Кн =  с – (1,65 х А + 0,35 х F)/2.8 = 62 – (1.65 х 4,13 + 0,35 х 4,67)/2,8 х 24,92 = 0,77

Глиноземистый модуль:

Al2O3/Fe2O3 = 4,13/4,67 = 0,88

Силикатный модуль:

SO2/ Al2O3+ Fe2O3 = 24,92/4,13 + 4,67 = 2,83

Минералогический состав полученного клинкера         

1)         C3S = 3,8 х SiO2 (3КН – 2) = 3,8 х 24,92 (3 х 0,77-2) = 29,36%.

2)         C2S =  2,87 х SiO2 (3 – 3 КН) = 2,87 х 24,92 (3x3x0,77) = 49,35%

3)         C3А = 2,65 х (Al2O3 – 0,64 x Fe2O3) = 2,65 х (4,13 – 0,64 x 4,67)  = 3,02%

4)         С4 АF = 3,04 х Fe2O3 = 3,04 х 4,67  = 14,20%

Результаты химического анализа полученного клинкера и минералогический состав его показывают, что:

1)         Содержание Al2O3 = 4,13/5 и Fe2O3 = 4,67% – находятся в пределах нормы для сульфатостойкого портландцемента.

2)         Глиноземистый модуль = 0,88 – в пределах нормы.

3)         Содержание С3А = 3,02% – в пределах нормы.

4)         Коэффициент насыщения = 0,77 – в пределах нормы.

Судя по минералогическому составу полученного сульфатостойкого портландцементного клинкера и принимая во внимание полученные результаты исследований Гипроцемента (канд. техн. наук Л.С.Коган), по сульфатостойкому портландцементу можно сделать следующее заключение: лучший результат по сульфатостойкости, согласно исследованиям Гипроцемента, дали клинкера с содержанием трехкальциетного алюмината (С3А) в пределах от 3 до 5%.

Полученный в Центральной лаборатории клинкер содержит С3А = 3,02%,что дает право говорить о хорошем качестве полученного клинкера по его сульфатостойкости.

Получение сульфатостойкого портландцемента пo техническим условиям на сульфатостойкий портландцемент он должен содержать 10% гидравлических добавок.

Местных гидравлических добавок, отвечающие требованиям  ГОСТа, не имеется.

Для опытной партии сульфатостойкого портландцемента наш была использована в качестве добавки диатомитовая глина с активностью на 1 грамм добавки поглощено 70 мг CaO.

Клинкер в количестве 120 кг, предварительно пропущенный через щековую дробилку, был загружен в шаровую мельницу периодического действия. Туда же была загружена добавка – диатомитовая глина в количестве 9,6 кг и гипс 3% – 3,6 кг.

Помол цемента в мельнице производился до тонкости помола:

- остаток на сите 900 отв./см2        – 2,1 %

- прошло через сито 6200 отв./см2 – 84,8%

            Испытание полученной партии сульфатостойкого цемента

а) Физико-механические испытания

1) Водопроцентное отношение теста нормальной густоты – 22%.

2) Сроки схватывания:

а) начало – 1 ч. 13 мин. б)  конец – 2 ч. 25 мин.

3) постоянство объема – выдержал.

4) предел прочности при сжатии:

7-дневного возраста – 286 кг/см2

28-дневного возраста – 330  кг/см2

5) Предел прочности при растяжении:

- 7-дневного возраста – 17,8 кг/см2

- 28-дневного возраста – 21,7 кг/см2

6) Марка сульфатостойкого портландцемента – “300″.

б) Химический анализ сульфатостойкого портландцементе:

Таблица № 5

5

Рассматривая результаты испытаний сульфатостойкого портландцемента на механическую прочность и химсостав, можно сделать следующее заключение:

1) Полученная опытная партия сульфатостойкого портландцемента не местном сырье (известняк + аркозовый песчаник) при соблюдении принятой Центральной лабораторией технологии производства гарантирует выпуск сульфатостойкого портландцемента марки не ниже «300».

2) Все показатели химсостава портландцемента соответствуют ГОСТу на портландцемент и техническим условиям на сульфатостойкий портландцемент.

3) Разрешенная по техническим условиям гидравлическая добавка в количестве 10 % для условий Норильска может и не применяться, так как экономически выгодно выпускать сульфатостойкий портландцемент на местном сырье, не прибегая к привозкам с материка гидравлических добавок. В этом случае (баз гидравлических добавок) показатели механической срочности цемента будут выше, а также улучшатся его показатели по сульфатостойкости.

в) Испытания сульфатостойкого портландцемента методом изменения прочности при погружении образцов в агрессивные растворы

Для испытания цемента на стойкость в агрессивных средах был применен метод погружения образцов, изготовленных из смеси 1 : 3 (цемент – песок; фракция песка от 0,385 до 0,49 мм) размером 10 х 10 х 30 мм в 5% раствор Na2SO4, 1% раствор MgSO4 и 0,2% раствор CaSO4 и водопроводную воду.

Для наблюдения процесса коррозии образцов были изготовлены 60 штук образцов и погружены в растворы. Предварительно все образцы были выдержаны 28 дней твердения в воде. Пробы брались через 3 месяца, 6 месяцев, 9 месяцев, 12 месяцев и 24 месяца.

Начало испытания на коррозию – с марта месяца 1954 г.

В результате 9-месячного испытания на коррозию в агрессивных водах выявилось, что:

1)  На образцах, находящихся в 1% растворе MgSO4 изменений нет.

2)  На образцах, находящихся в 0,2% растворе CaSO4 изменений нет.

3)  На образцах, находящихся в 5 % растворе Na2SO4 частичное изменение – кромки местами выкрошились.

Одновременно для испытания сульфатостойкого цемента в бетонах в условиях службы бетона в агрессивных водах, партия цемента в количестве 50 кг была передана стройлаборатории для проверки и дачи заключения.

ВЫВОДЫ

1. Для производства сульфатостойкого портландцемента пригодно местное сырье – известняки рудника Каларгон и аркозовый песчаник рудника 2/4.

2. Выпуск сульфатостойкого портландцемента возможен на Цементном заводе УПСМ при условии соблюдения технологического процесса получения цемента, примененного Центральной лабораторией, и тщательного контроля со стороны лаборатории завода как поступаемого сырья, так и отдельных процессов производства.

3. Для окончательного решения вопроса производства в Норильске сульфатостойкого портландцемента на местном сырье необходимо выпустить опытную партию цемента в 300 – 400 тонн на цементном заводе Управления предприятий стройматериалов.


Скачать (PDF, 4.1MB)

postheadericon Сулина Р.И., Шабалин А.В. Бециановая технология разделения коллективных медно-цинково-перитных концентратов 1965 год. Ленинград, 1965. БЕСПЛАТНО. [Полный текст]

Время чтения статьи, примерно 10 мин.

Сулина Р.И., Шабалин А.В. Бециановая технология разделения коллективных медно-цинково-перитных концентратов 1965 год. Ленинград, 1965. БЕСПЛАТНО.scan002199

Государственный комитет по черной и цветной металлургии при Госплане СССР. Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт механической обработки полезных ископаемых

Доклад к У Научно-технической сессии института Механобр Сулина Р.И., Шабалин А.В. (июнь 1965 г.) Ленинград, 1965 год.

В течение многих лет проблема флотационного выделения цинка в самостоятельный концентрат из сплошных медно-цинково-пиритных руд Дегтярского месторождения не получала практического разрешения, хотя длительные исследования в этом направлении проводились рядом научно-исследовательских лабораторий (институты Гинцветмет, Уралмеханобр, лаборатория Среднеуральского медьзавода).

В 1954 г. Министерство цветной металлургии поручило Механобру, Гинцветмету и Уралмеханобру выполнить параллельные исследования по разработке технологии обогащения этих руд с получением медных, цинковых и пиритных концентратов.

В 1955 г. Г.С. Стрельцыным (Механобр) впервые в лабораторных условиях из этих руд, содержащих вторичные сульфиды меди (25 %), был получен цинковый концентрат. Этими исследованиями было доказано, что основным условием получения цинкового концентрата из данных руд является полное раскрытие сростков сульфидов и что наличие вторичных сульфидов меди (ковеллина) не является препятствием для получения флотацией кондиционного цинкового концентрата, как это утверждалось во всех предыдущих исследованиях.

Последующими исследованиями, проведенными в разное время, была подтверждена возможность выделения цинковых концентратов из руды Дегтярского месторождения.

В 1959 г. на Среднеуральской обогатительной фабрике по разработанной институтом Гинцветмет технологии прямой селективной флотации впервые в промышленных условиях из руда Дегтярского месторождения (шахта Капитальная I) был получен цинковый концентрат. На фабрике была осуществлена схема, приведенная на рисунке I.

В результате промышленных испытаний схемы прямой селективной флотации в первом полугодии 1960 г. на фабрике, при производительности секции ниже плановой на 20 %, были получены: медный концентрат с содержанием меди 14,49 %, цинка – 8,51 %, при извлечении меди в медный концентрат 75,94 %,и цинковый концентрат с содержанием цинка 16,67 % при извлечении цинка в него 27,64 %. Указанные технологические показатели получены при переработке руды с повышенным содержанием меди по сравнению с рудами, перерабатываемыми в последующие годы.

Главными недостатками технологии прямой селективной флотации были: низкое извлечение цинка в цинковый концентрат, большой расход реагентов, а также неустойчивость процесса с изменением рационального состава руды.

Институт Уралмеханобр разработал схему коллективно-селективной флотации Дегтярских медно-цинковых руд, которая, начиная с 1960 года, прошла промышленные испытания и внедрение на третьей секции фабрики. Коллективный медно-цинково-пиритный концентрат разделяется с применением цианида и цинкового купороса. Осуществленная в настоящее время на фабрике схема коллективно-селективной флотации представлена на рисунке 2.

В результате совершенствования данной технологии на смеси руд шахты Капитальная I и Капитальная 2 на секции фабрики с сентября 1963 г. по март 1964 г. (т.е. за семь месяцев работы) получен медный концентрат с содержанием меди 17,65 %, цинка 8,26 %, при извлечении меди 72,5 % и цинковый концентрат с содержанием цинка 47,5 %, меди 2,23 %, при извлечении цинка в концентрат 47,5 %.

В институте Механобр в последние годы также проводились лабораторные исследования по разработке технологии обогащения медно-цинково-пиритных руд нескольких месторождений Урала.

Исследовалась руда Дегтярского месторождения (шахта Капитальная I), руда зоны цементации Учалинского месторождения и в настоящее время проводятся исследования руды Сибайского месторождения (5 линза). Руды указанных месторождений относятся к сплошным сульфидным рудам и характеризуются тонким взаимным прорастанием сульфидов. Целесообразность применения схемы коллективной флотации для обогащения руд этих месторождений определяется тем, что пирит в этих рудах более крупно вкраплен по сравнению с сульфидами меди и цинка и поэтому для отделения значительной части его от сульфидов меди и цинка исходную руду можно измельчать несколько более крупно, чем это требуется для раскрытия сростков сульфидов меди и цинка.

Наиболее детально в институте в лабораторных условиях исследовалась руда Дегтярского месторождения шахты Капитальная I, в результате чего для обогащения этой руды была разработана принципиально новая технология коллективной флотации с последующим разделением коллективного концентрата бесциановым способом (рисунок 3).

Сущность разработанной технологии состоит в том, что необходимая степень раскрытия сростков минералов достигается благодаря стадиальности измельчения в коллективном цикле: так, руда перед коллективной флотацией измельчается до крупности 85-87 % минус 0,074 мм. При этой крупности 60 % пирита выделяется в отвальные хвосты I с содержанием меди 0,12-0,13 %. Коллективный концентрат доизмельчается до 85 % минус 0,043 мм. Промпродукты коллективного цикла обрабатываются в отдельном цикле с предварительным доизмельчением их до 95 % – 0,043 мм, после флотации промпродуктов можно выделить часть пирита в виде отвальных хвостов 2.

Ввиду отсутствия на фабрике мельницы для доизмельчения промпродуктов в отдельном цикле дополнительными лабораторными исследованиями (1960 г.) выявлена возможность флотации промпродуктов без предварительного доизмельчения с получением бедных сростков меди и цинка, присоединяемых к отвальным хвостам (хвосты 2), и богатых сростков (пенный продукт), которые совместно с черновым коллективным концентратом подвергаются доизмельчению. Коллективный концентрат совместно с концентратом промпродуктового цикла следует доизмельчать до 95 % минус 0,043 мм, после чего продукт подвергается двухкратной перечистке (рисунок 4).

По данным лабораторных исследований окончательный коллективный концентрат, поступающий в селекцию, имеет крупность 95-97 % – 25 микронов, что обеспечивает почти полное раскрытие сростков сульфидов меди и цинка и не требует дополнительного измельчения перед селекцией. Необходимость столь тонкого измельчения коллективного концентрата перед его разделением подтверждена последними исследованиями руды Дегтярского месторождения в институте Уралмеханобр.

После десорбции собирателя с поверхности коллективного концентрата сернистым натрием и последующего удаления десорбированных реагентов отмывкой селекция осуществляется без цианида с применением в качестве депрессоров сфалерита и пирита сульфита натрия и железного купороса или сульфита натрия со смесью железного и цинкового купороса (исследования 1958-59 г.).

При применении в цикле медной флотации указанных выше депрессоров сфалерита последний затем перед цинковой флотацией сравнительно легко активируется небольшими загрузками медного купороса (100-120 г/т руды).

В лабораторных условиях, по схеме рисунков 3 и 4, из руды шахты Капитальная I, получены следующие технологические показатели:

Таблица 1. Технологические показатели обогащения дегтярской руды по схеме коллективной флотации с бесциановым разделением коллективного концентрата (лабораторные исследования 1958-61 годов)

1

Таким образом бесплановая технология в сравнении с циановой технологией позволила исключить из процесса токсичный реагент (цианид), заменив его дешевым нетоксичным реагентом. По предварительным подсчетам, стоимость реагентов, применяемых при бесциановой технологии, ниже примерно на 20%. Кроме того, разработанная технология позволяла существенно повысить извлечение цинка в цинковый концентрат.

Проведенные в Механобре лабораторные исследования обогатимости руды зоны цементации Учалинского месторождения по схеме коллективной флотации с бесплановым разделением коллективного концентрата показали перспективность данной технологии для этой руды (1960 г.). Обогащение проводилось по схеме, аналогичной схеме обогащения руды Дегтярского месторождения.

Исследования проводились на пробе руды, в которой медь была представлена на 56,6 % вторичными сульфидами меди, на 7,2 % – окисленной и водорастворимой медью.

При обогащении данной пробы руды по указанной технологии был получен медный концентрат о содержанием меди 11,2 %, цинка – 8,5 %, при извлечении меди 68 %, цинковый концентрат, содержащий цинка 45,7 %, меди 1,07 %, при извлечении цинка в концентрат 69 %.

При обогащении руды Учалинского месторождения, содержащей вторичных сульфидов меди 35-45 %, на Красноуральской обогатительной фабрике в 1961 г. в промышленных условиях по схеме коллективно-селективной флотации с циановым разделением коллективного концентрата получены следующие технологические показатели: -медный концентрат с содержанием меди в нем 14,71 %, цинка 15,0 %, при извлечении меди 66,13 %, и цинковый концентрат с содержанием в нем цинка 44,26 %, меди 1,6 %; извлечение цинка в цинковый концентрат – 50,73 %.

В 1962-63 г.г. на Среднеуральской обогатительной фабрике проводились испытания разработанной в институте Механобр бесциановой технологии. Так как испытания должны были проводиться на действующей секции, естественно, пришлось использовать существующее оборудование и ряд тлеющихся коммуникаций, что вызвало целый ряд трудностей при промышленных испытаниях. Из-за недостаточного количества реагентов, необходимых для десорбции и селекции коллективного концентрата, испытания проводились в несколько коротких по времени этапов, что затрудняло регулировку процесса в целом и получение оптимальных технологических показателей. Общая продолжительность испытаний составила всего 70 суток, наибольший период непрерывных испытаний – 30 суток.

Несмотря на это, проведенные испытания показали, что бесплановая технология обеспечивает в промышленных условиях получение медного концентрата удовлетворительного качества и цинкового концентрата удовлетворительного но содержанию цинка, но с повышенным содержанием меди в нем (выше 3 %).

Вследствие, кратковременности испытаний в промышленных условиях не представилось возможным отработать и устойчиво воспроизвести некоторые основные параметры новой технологии и схемы, обеспечивающие получение технологических показателей, достигнутых в лабораторных исследованиях. Так, за время испытаний не удалось получить необходимую степень доизмельчения коллективного концентрата совместно с концентратом промпродуктового цикла: содержание класса -0,043 мм составляло всего лишь 80,5 % вместо необходимых 95 % минус 0,043 мм. 3 результате этого извлечение меди в медный концентрат за период промышленных испытаний было несколько ниже достигнутого в лабораторных исследованиях. Извлечение цинка было получено такое же, как и в лабораторных исследованиях.

За период испытаний с 17/05-63 г. по 09/06-63 г. получены следующие технологические показатели:

Таблица 2. Технологические показатели, полученные в период испытаний с 17/7-63 г. по 9/У1-63 г.

2

За последние 10 дней испытаний, с 01/06-63 г. по 09/06-63 г., в период наиболее установившегося технологического процесса, извлечение цинка в цинковый концентрат повысилось примерно на 3 %, в результате чего суммарное извлечение меди в медный концентрат и цинка в цинковый концентрат достигло 121 %.

Из общего количества 72 смен работы секции по бесциановой технологии за 21 смену извлечение меди в концентрат получено 72 %, при извлечении цинка в цинковый концентрат 48,2 %, в 27 сменах среднее извлечение цинка в цинковый концентрат составило 58,5 %, при извлечении меди в медный концентрат, равном 66,2 %. Эти данные указывали на возможность повышения технологических показателей по бесциановой технологии. Несмотря на это, из-за отсутствия реагентов, необходимых для селекции коллективного концентрата, испытания были прекращены.

На основании полученных в этот период испытаний результатов решено было в 1964 г. продолжить испытания и проводить их в течение не менее шести месяцев.

Не вызывало сомнений, что при длительных промышленных испытаниях, обеспеченных достаточным количеством реагентов и шаров, а также нормально работающим классифицирующим оборудованием, удастся достичь требуемой степени раскрытия коллективного концентрата и обеспечить получение в промышленных условиях медного концентрата с извлечением в него меди не ниже установленного планом (73 %) и цинкового концентрата извлечением в него цинка 55-57 %.

Следующий этап промышленных испытаний на Среднеуральской обогатительной фабрике был начат 29/07-64 г. Испытания продолжались до 6/10-64 г., при обеспечении их реагентами на три месяца.

В отличие от всех предыдущих исследований и промышленных испытаний в этот период на секцию фабрики поступала рудная шихта, содержащая 50 % руды шахты Капитальная 2 (ранее не испытывавшийся по бесциановой технологии), характеризующейся повышенным содержанием вторичных сульфидов меди (29 % вместо 17-19 %) и пирита, наличием окисленной меди, силикатного и окисленного цинка, ранее не обнаруживаемого.

В первоначально рекомендованную для промышленных испытаний схему (рис. 3 и 4) были внесены следующие изменения:

1)            Медно-цинковый продукт вместо присоединения его к готовому медному концентрату направлялся в операцию доизмельчения коллективного концентрата или же в рудное измельчение, так как присоединение его к готовому медному концентрату резко снижало качество последнего. Однако в ходе испытаний выяснилось, что без предварительной подготовки медно-цинковый продукт в коллективном цикле разассигновывался между соответствующими продуктами недостаточно удовлетворительно.

2)            Вследствие недораскрытия сростков в операции доизмельчения коллективных концентратов и с целью улучшения работы этого цикла из рекомендованной схемы была исключена операция межцикловой флотации и, кроме того, имелось в виду повысить степень измельчения руды с 85-87 % до 90-92 % минус 0,074 мм. В результате этих мероприятий предполагалось получить в цикле основных операций коллективной флотации черновой коллективный концентрат с меньшим количеством сростков, с тем чтобы на установленном оборудовании цикла доизмельчения достигнуть необходимую степень раскрытия сростков. С той же целью – для более полного раскрытия сростков в операции доизмельчения коллективного концентрата – гидроциклоны, установленные в операции классификации разгрузки доизмельчающей мельницы, были заменены чашевым классификатором.

Настоящие испытания проводились при ненормальной работе измельчительного отделения: шаровые мельницы работали с большим недогрузом шаров из-за перебоев в поступлении их на фабрику. Наибольший недогруз шаров (на 25 % ниже нормы) имел место 9-15 сентября. Во второй половине сентября была произведена догрузка мельницы одноразмерными шарами (60-100 мм), резко изменившая ситовую характеристику шаров.

Это привело к еще большему загрублению помола как в цикле рудного измельчения, так и в цикле доизмельчения коллективного концентрата.

В итоге испытания последнего периода характеризовались резкими колебаниями гранулометрический характеристики продуктов измельчения, и требуемая степень раскрытия сростков не была достигнута.

Помимо указанного, испытания показали, что вынужденно принятое на фабрике совместное доизмельчение коллективного концентрата и концентрата промпродуктовой флотации не целесообразно. Для получения более полного раскрытия сростков минералов необходимо раздельное измельчение коллективного концентрата и промпродуктов, как это было рекомендовано в первоначальном варианте схемы обогащения дегтярской руды (1958-59 г.).

За весь период испытаний по бесциановой технологии с 11/08-64 г. по 6/10-64 г. (в период с 29/07-64 г. по 10/08-64 г. производилось накапливание материала в отмывочном сгуститете и регулировочные работы по доводке всех узлов схемы) получены следующие технологические показатели:

Таблица 3. Технологические показатели .полученные в период испытаний с 11/07-64 г. по 6/10-64 г.

3

Таким образом за весь период настоящих испытаний произошло некоторое снижение технологических показателей по сравнению с технологическими показателями, полученными в период промышленных испытаний с 17/05-63 г. по 9/06-63 г. (см. табл.2). Основными причинами снижения технологических показателей явились изменение вещественного состава руды, поступающей на фабрику, а также загрубление помола как в рудном цикле, так и в цикле доизмельчения коллективного концентрата в основном из-за перебоев в снабжении фабрики шарами.

Несмотря на указанные выше причины в период с 11/08-64 г. по 10/09-64 г., при несколько лучшем измельчении руды (до крупности 87 % – 0,074 мм) и коллективного концентрата (до 87 % -0,043 мм) получены более высокие технологические показатели, как это следует из табл. 4.

Таблица 4. Технологические показатели, полученные в период испытаний с 11/08-64 г. по 10/09-64 г.

4

Из 30 суток указанного периода испытаний за 20 суток суммарное  извлечение меди в медный концентрат и цинка в цинковый концентрат достигло 126,87 %, при извлечении меди в медный концентрат 70,18 %, цинка 56,69 %.

5

При загрублении помола в рудном цикле до 84 % -0,074 мм и в цикле доизмельчения коллективного концентрата до 82 % -0,043 мм технологические показатели снизились и составили: извлечение меди в медный концентрат 63,4 % – 65,4 %, извлечение цинка в цинковый концентрат снизилось до 41,2-47,7 %.

6

Оценивая результаты последнего периода промышленных испытаний, можно сказать, что, несмотря на изменение вещественного состава руды при существующем на фабрике измельчительном оборудовании, но при регулярном поступлении на фабрику достаточного количества шаров и ритмичной и бесперебойной работе фабрики по всем операциям технологической схемы (как то: работа оборудования, подача в процесс селекции сернистого натрия и др.), за весь период испытаний можно было получить технологические показатели не ниже чем в период с 11/08-64 г. по 10/09-64 г., (табл.4).

7

Выводы

1. Выложенные исследования показали, что коллективные медно-цинково-пиритные концентраты, полученные из руд Дегтярского месторождения, могут успешно разделяться по бесциановой технологии с применением предварительной десорбции, отмывки реагентов и депрессии сфалерита и пирита сульфитом натрия и железным купоросом.

2. Полученные в промышленных испытаниях технологические показатели по извлечению цинка в цинковый концентрат равны или превышают достигаемые фабрикой по циановой технологии, а по извлечению меди в медный концентрат несколько ниже фабричных и значительно ниже полученных в лабораторных исследованиях по бесциановой технологии. Последнее объясняется тем, что в существующих фабричных условиях, при установленном на фабрике оборудовании цикла доизмельчения коллективного концентрата, не удалось достичь требуемой степени раскрытия сростков сульфидных минералов. Нормализация работы этого цикла и некоторое уточнение реагентного режима в цикле селекции, безусловно, позволит устойчиво получить извлечение меди в медный концентрат не ниже получаемого по циановой технологии.

3. Преимуществом бесциановой технологии по сравнению с цианидной является исключение из процесса токсичных реагентов и, кроме того, как показали расчеты, некоторое снижение удельных стоимостных затрат на реагенты.

8

 Заказ 67. Тираж 300, М—27216. 16.04.1965 г. Механобр. Отраслевое бюро технической информации института Механобр.


Скачать (PDF, 4.54MB)

postheadericon Сравнение типов флотационных машин Фагергрен и Фаренволд, 1942 год. Отчёт [Полный текст]

Время чтения статьи, примерно 6 мин.

Отчет по теме: Сравнение типов флотационных машин Фагергрен и Фаренволд, 1942 год

Часть технологическая – дополнение – 1942 год

Для продолжения работы по этой теме НИОЛ в 1-м квартале 1941 года приступил к изготовлению 6-ти камер машин Фагергрен, которые должны были быть закончены в первой половине 1942 года и установлены на ООФ для параллельной работы с машинами Фаренволд, с возможно гибким переключением их по фронту флотации.

Дооборудование ООФ машинами Фагергрен имелось ввиду решить основной вопрос – установить удельную производительность машин Фагергрен и их технические и эксплуатационные свойства на Норильской медно-никелевой руде. Длительным испытанием машин на основной флотации, контрольной и перечистках этот вопрос может быть решен полностью.

В связи с консервацией ООФ изготовление машин Фагергрен приостановлено, и возможность получения полных надежных материалов отодвинулось до осуществления намеченных мероприятий. Имея ввиду, что изготовление и монтаж, упомянутых 6-ти камер машин Фагергрен, являются делом сравнительно длинным, было решено провести ряд опробований по фронту флотации с включением 2-х изготовленных ранее камер машины Фагергрен с целью получения данных, при помощи которых можно было бы хотя бы косвенным образом определить удельную производительность машин Фагергрен. Опробование Фагергрен производилось при работе их на хвостах контрольной флотации и в голове флотации. Данные опробований приводятся ниже.

1. Работа машин Фагергрен на хвостах контрольной флотации

Схема флотации, которая была при проведении опробования показана на чертеже № 1. На этом же чертеже отмечены места взятия проб. Каждый раз опробование проводилось в течение одной смены. Продолжительность опробование не менее 6 часов. Интервалы взятия проб 15 минут. Результаты опробования сведены в таблице № 1.

Для оценки работы камер флотации данные таблицы № 1 можно пересчитать, поставив вместо абсолютных содержаний металлов в продуктах степень обеднения хвостов по фронту флотации. Под степенью обеднения хвостов мы понимаем частное от деления содержания металла в исходном продукте на содержание металлов в хвостах. Пересчет по сменам сделан только по никелю. Т.к. для никельсодержащих минералов характерна закрепленная флотация и эффективность флотомашин на контрольной флотации для никелевых минералов еще сохраняется.  Соответствующие перечеты приведены в таблице № 2.

Дата

Степень обеднения

Отношение эквивалентных объемов Фаренволд и Фагергрен

Общая по никелю на 1 м3

Фаренволд

Фагергрен

Фаренволд

Фагергрен

30.06.1941

3.0

1.70

1.11

2.85

2.56:1
08.07.1941

2.0

1.33

0.74

2.23

3.00:1
09.07.1941

2.1

2.10

0.78

3.50

4.50:1
10.07.1941

1.6

1.86

0.59

3.10

5.23:1
11.07.1941

1.94

2.25

0.72

3.75

5.20:1
12.07.1941

3.3

2.00

0.65

2.06

3.18:1
13.07.1941

2.46

1.90

0.91

3.19

3.39:1
14.07.1941

2.70

1.58

1.00

2.65

2.65:1
29.07.1941

4.0

1.40

0.74

2.35

3.16:1
Средн.

2.31

1.79

0.85

3.00

3.53:1
22.02.1942

1.78

1.94

0.66

1.62

2.45:1

Следует указать, что опробование с 30.06.41 по 29.07.41 производились в условиях неблагоприятных для машин Фаренволд. Импеллеры последних в период опробования были сильно изношены и фиктивность работы их, была невысока. Этим в значительной мере объясняется столь неблагоприятный показатель сравнения эквивалентных объемов. 1 (Один) объем Фагергрен в этот период заменял 3.5 объема Фаренволд на контрольной флотации. Опробование 28.02.1942 года было проведено, когда импеллеры имели средний износ. Роторы и статоры машины  Фагергрен были новые. В этих условиях эквивалентный объём снизился Фаренволд с 3.5 до 2.45. Надо полагать, что при новых импеллерах Фаренволды несколько улучшат своих показатели, но, по-видимому, и в этом случае эквивалентный объем на контрольной флотации не будет ниже 2-х. При сравнении имелось в виду, что степень концентрации на машинах Фагергрен и  Фаренволд получается примерно одинаковой.

К сожалению, эти цифры не могут служить прочным основанием, так как не было достаточного качества камер Фагергрен и опробований в разных условиях состояния флотомашин. Проследить динамику изменения показателей флотомашин связанную с износом импеллеров (и роторов) представляет большой практический интерес, так как выявление такой зависимости позволит более правильно вести эксплуатацию флотомашин. При изучении вопроса интенсификации флотации или сравнении типов флотомашин необходимо все время помнить о состоянии флотомашин (их износ, отрегулированность и прочее) и оценка результатов может быть правильной только в том случае, когда наряду с многократным опробованием производится учет факторов, оказывающих влияние на показатели работы флотомашин.

 

Дата

Руда

Хвосты

12 камерная

18 камерная

24 камерная

Фагергрен

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

Cu

Ni

30.06.1941

-

-

-

-

-

0.15

0.07

0.05

-

0.03

08.07.1941

0.72

0.70

-

-

0.06

0.16

0.06

0.08

0.024

0.06

09.07.1941

1.30

1.23

-

-

0.09

0.36

0.09

0.17

0.07

0.08

10.07.1941

1.36

1.16

-

-

0.08

0.24

0.06

0.15

0.06

0.08

11.07.1941

1.16

0.97

-

-

0.13

0.35

0.12

0.18

0.06

0.08

12.07.1941

0.92

0.84

-

-

0.16

0.33

0.10

0.10

0.06

0.05

13.07.1941

1.05

0.95

0.33

0.62

0.18

0.47

0.08

0.19

0.03

0.10

14.07.1941

1.30

1.24

-

-

0.15

0.51

0.06

0.19

0.06

0.12

29.07.1941

1.50

0.91

0.18

0.28

-

-

-

0.07

-

0.05