Способы использования отходов алюминиевой промышленности

Утилизация изношенной футеровки электролизера (ИФЭ) – большая экологическая проблема вследствие того, что она пропитывается фторсодержащими солями и другими компонентами, которые входят в состав электролита. Изношенную футеровку можно разделить на две большие части – угольную и огнеупорную. Угольная футеровка содержит 30% углерода, 26 – глинозема, 13- криолита, 8 –фтористого натрия, 3–фтористого кальция,6 – соды, 3 – кварца и 11% остальных примесей. В огнеупорную футеровку входит 55-70 % оксида кремния, а остальное – глинозем и фторсодержащие соли.

Изношенная футеровка с добавками известняка оказалась хорошим заменителем плавикого шпата при производстве серого чугуна в вагранках. Также может быть заменителем в дуговых печах (уровень цианидов с дымовыми газами не изменился).

Большинство печей для производства цемента работает при температуре около 1500°С и поэтому в них можно сжигать почти любой вид топлива. Поскольку печи работают на угле, часть топлива можно заменить измельченной угольной футеровкой. Лабораторные испытания показали, что можно применять всю футеровку электролизеров. Для разрушения цианидов в изношенной футеровке и превращения фторидов в невыщелачиваемые вещества наиболее перспективным оказалось сжигание ИФЭ в кипящем слое толщиной 900 мм при температуре 760 °С. Как показали результаты исследований, при такой температуре сгорает 99,99 % цианидов, 99% фторидов остается в кипящем слое в невыщелачиваемом виде, а газообразный фтор улавливается рукавным фильтром влажного скруббера.

Способы использования отходов алюминиевой промышленности

При производстве глинозема по методу Байера в качестве побочного продукта образуется красный бокситовый шлам – мелкодисперсное вещество следующего состава, %

Fe2O3	CaO	SiO2	Al2O3	MgO	TiO2	S	P2O5	Na2O
40-55	8-11	5-15	14-16	0,5-1,4	2-5	до 2	0,2-0,5	до 2

Содержание влаги в таком продукте составляет 40-60%. Из-за отсутствия эффективных технологий переработки основная масса красных шламов не используется и складируется в специальных шламохранилищах, где их накопилось около 1 млрд.т и которые оказывают отрицательное воздействие на окружающую среду. Плавильный агрегат "МАГМА" пригоден для пирометаллургической переработки красных шламов методом жидкофазного восстановления оксидов железа углеродом по одностадийной схеме либо двухстадийным процессом в сочетании с дуговой электропечью. Тепло, снимаемое с корпуса агрегата жидкометаллическим теплоносителем, используется для обезвоживания (сушки) исходных красных шламов.Загружаемый в агрегат подсушенный шлам проплавляется в жидкой шлаковой ванне. Содержащиеся в красном шламе оксиды железа восстанавливают углеродом (углем), загружаемым на поверхность расплава. Восстановленное железо  в виде чугуна оседает на подине агрегата. Состав переплавленного и восстановленного шлака корректируется добавками флюсов исходя из схемы дальнейшего его использования. При одностадийном процессе переработки красного шлама получаемыми продуктами являются чугун, сырье для дополнительного извлечения глинозема или клинкер для получения глиноземистого цемента, при двухстадийном процессе возможно получение ферросилиция.

Переработка красных шламов в АПМ "МАГМА" является полностью безотходным процессом, так как уловленная в газоочистке пыль возвращается (вдувается) инжекторами в плавильную камеру агрегата, в шлаковый расплав. Производительность типового агрегата "МАГМА" по переработке осушенного до влажности 15% красного шлама составляет 350-380 тыс. т в год. Из 1 т переработанного красного шлама производится до 0,35 т чугуна, до 0,5 т глиноземистого клинкера. Удельный расход энергоносителей на переработку 1 тонны красного шлама: энергетический уголь до 200 кг; природный газ до 50 м³; кислород технический до 100 м³. Разработана технология комплексной переработки красных шламов, предусматривающая плавку спеченного, окатанного или сбрикетированного сырья в электропечи с получением высококачественного чугуна и шлака, пригодного для извлечения титана, алюминия, циркония, лантана, скандия, иттрия и других рассеянных элементов.Разработаны и другие методы с плавкой во вращающихся печах по способу Эуленштейна и Крууса. При этом в первой вращающейся печи шихту подогревают, обжигая известняк. Во второй восстановительной печи шихта восстанавливают, формируя металл и шлак.

Особенностями процесса по сравнению с доменным являются более низкая температура восстановительной зонs, окислительный характер печных газов, наличие высокоосновных шлаков. В связи с этим замедляется и затрудняется восстановление оксидов фосфора, марганца, кремния, титана и обеспечивается возможность получения малофосфористого и малотитанистого чугуна при существенном содержании этих компонентов в исходном сырье. Плавку ведут на высокоосновных шлаках, которые выгружаются из печи, не расплавляясь в твердом состоянии.

В ФРГ опробован в промышленном масштабе способ получения железа из красного шлама. Влажный шлам смешивают с отбросной угольной пылью и размолотым известняком, обжигают во вращающейся и подвергают плавке в подовой печи, из которой шлак непрерывно удаляется, гранулируется и используется для дорожного покрытия. Металлический расплав, со держащий 1,5 % С; 0,05 % i; 0,35 % 8; 0,15 % Сг и 0,08 % Р, может выпускаться из печи непрерывно или периодически и является полупродуктом для получения стали и чугуна.

Пирометаллургические методы извлечения железа из глиноземистых материалов,в том числе красных, шламов, без получения жидкого металла и шлака ориентируются на получение губчатого железа или крицы. Предложено красные шламы подвергать фильтрованию с добавкой коагулирующих агентов, сушке, обжигу во взвешенном состоянии при 500-900^О охлаждению восстановленного материала, измельчению, магнитной сепарации губчатого железа с последующим изготовлением брикетов, извлечению оксидов других металлов из немагнитного продукта щелочными и кислотными растворами.

Большинство методов ориентировано на первичное выделение железа. При этом происходит существенное обогащение остатка по глинозему, упрощается и удешевляется тёхнология выщелачивания глинозема. В схемах, предусматривающих получение жидкого металла, в последние годы все большее внимание уделяется подготовке шихты к разделительной плавке. При этом наряду с такими видами подготовки как окускование, с одновременным офлюсованием, все большее внимание уделяется предварительному восстановлению шихты.

Медная промышленность удерживает второе место по объему вы­плавки в цветной металлургии после алюминия, несмотря на растущую конкуренцию последнего в машиностроительных производствах (электротехнических изделиях в первую очередь). Месторождения мед­ных руд, сильно различающихся по качеству, имеются во всех регионах мира, но в Западной Европе они невелики. Однако по объему добы­ваемой медной руды регионы и страны отличаются очень сильно. По­ловину всей добываемой в мире руды (по содержанию меди) дают всего три страны Южной и Северной Америки — Чили, США, Канада.

Производственный цикл медной промышленности отличен от алюминиевой. Содержание меди в рудах и медных концентратах не­велико (не более 15-25% в концентратах). Это делает не очень вы­годными их дальние перевозки. Поэтому в местах добычи руды и ее обогащения выплавляют черновую медь. Лишь часть концентратов вывозится за пределы мест их получения. Первичный металл (черно­вая медь) подвергается рафинированию — очистке от примесей, в том числе благородных металлов. Это делает процесс рафинирования эко­номически очень эффективным. Отсюда в медной промышленности производственный цикл тоже разорван в пространстве, хотя и в мень­шей степени, чем в алюминиевой.

Концентрация выплавки рафинированной меди по регионам очень велика: в 1995 г. на Северную и Южную Америку приходилось 45% ее получения в мире. Специализация этих регионов на медной промышленности устойчива: в 1950 г. они также давали около 45% меди. Западная Европа и Азия суммарно производили 37% этого ме­талла. Все территориальные сдвиги в отрасли обусловлены преиму­щественно ростом выплавки меди в Азии, особенно в Японии, кото­рая практически не располагает сырьевой базой. В целом же страны, не имеющие месторождений меди, дают до 1/4 этого металла в мире. Восточная Европа до 1991 г. была одним из мировых лидеров медной промышленности. С распадом СССР и СЭВ в большинстве стран ре­гиона выплавка меди упала в 2-3 раза. В 1995 г. Россия по производ­ству меди отодвинута на 7-е место в мире.

Наиболее перспективным и приоритетным направлением в развитии автогенных процессов в первую очередь в металлургии меди является плавка с получением в одну стадию “белого матта” (черновой меди).

- факельно-барботажная плавка (ФБП). Это принципиально новые способ плавки и агрегат для его реализации, сочетающий в полной мере все достоинства как факельных, так и барботажных процессов.

Технология базируется на следующих вновь предложенных и исследованных приемах: разделение реакционного объема на последовательные зоны с индивидуальным подводом газообразного окислителя, бесфлюсовое окисление сульфидов до штейна в головной факельной зоне, доокисление расплава до “белого матта” (черновой меди) в следующей барботажной зоне с подачей в нее флюсов и формированием комбинированного силикатно-кальциевого шлака, который подвергается внутрипечному барботажному обеднению в специальной зоне. Технология внедряется на Алмалыкском комбинате (Узбекистан), где сооружается печь ФБП мощностью до 120 тыс. т меди в год.

На комбинате “Североникель” сульфидные концентраты, полученные при разделении файнштейна, обжигают в печах кипящего слоя (КС). На трубчатой печи для восстановления огарка в интервале температур 850÷1100°С используется разработанная технология получения высокоактивного никеля с суммарной степенью металлизации по Ni и Со 90 %. В производстве анодов получаемого чернового никелевого порошка методом дуговой электроплавки за счет увеличения степени металлизации и активности порошка удалось снизить на 7 % удельный расход электроэнергии и на 9,3 % расход электродов.

Для переработки различного металлургического техногенного сырья разработана печь постоянного тока с поляризацией жидкометалльной донной фазы (штейна, металла) ПДФ (рис. 3).

Печь ПДФ позволяет перерабатывать экологически безопасным способом металлургическое техногенное сырье – забалансовые и труднообогатимые полиметаллические руды, текущие и накопленные нецелевые промпродукты с достаточно высоким содержанием ценных металлов (шлаки, шламы, кеки, клинкеры и др.), а также вторичное сырье и практически любые отходы при температуре до 1800°С с отгонкой летучих и переводом нелетучих ценных металлов и серы в донную фазу.

Технология впервые в указанной области позволяет реализовать в промышленном масштабе преимущества электролиза расплавленных сред, включая электрохимическое восстановление металлов, интенсификацию их осаждения в донную фазу и отгонки летучих компонентов, резко повысить извлечение ценных металлов, решить проблему избыточного настылеобразования в шлаковых электропечах.

Катализаторы, используемые в нефтеперерабатывающей промышленности, содержат такие ценные компоненты как рений, платина, палладий, молибден, кобальт, никель.

Технологическая схема переработки катализаторов, содержащих молибден, никель, кобальт включает удаление органических веществ из сырья, селективный перевод молибдена в раствор на первичной операции с последующим сорбционным извлечением, концентрированием и очисткой от примесей, получением товарной молибденовой продукции.

На комбинате “Североникель” освоена технология переработки платинорениевых катализаторов, по которой получают платиновый концентрат и перренат аммония. Извлечение рения в перренат аммония составляет 93-94 %. Технология включает перевод рения в жидкую фазу пульпы и сорбционную переработку растворов с использованием ионитов высокой сорбционной емкости.

Разработаны новые технологии извлечения платины, палладия, родия из дезактивированных катализаторов. Эти технологии позволяют извлекать платиновые металлы совместно и раздельно в виде металлических порошков. Получение порошков платины и палладия основано на процессах реагентного восстановления солей этих металлов в условиях гетерогенной реакции. Содержание основных компонентов в порошке составляет 99,80-99,99 %. Извлечение платины – 96-99,2 %.

Цинковая и свинцовая промышленность. Новым высокоэффективным процессом являются усовершенствованная кислородно-факельная плавка: - кислородно-факельная плавка (КФП) в агрегатах с вертикальными шихтово-кислородными горелками с наведением высокоосновных саморассыпающихся ферритно-кальциевых шлаков, которые затем подвергаются глубокому флотационному обезмеживанию - снятию шликеров, образующ. на поверхности ванны при охлаждении расплава и введением свинцового сульфидного концентрата в ванну рас-плавленного свинца и удалением при 370 °С всплывающего сульфида меди в виде шликеров, являющихся оборотным продуктом. Шлак успешно флотируется с извлечением более 87% меди в концентрат и получением отвальных хвостов с содержанием менее 0, 29% Сu и КИВЦЭТ (Кислородно-взвешенная циклонная электротермическая плавка)

КИВЦЭТ - процесс является чрезвычайно гибким в отношении состава шихты и способен перерабатывать широкий диапазон свинцовых сульфидных концентратов.

Из-за более низкого объёма циркулируемой пыли (сульфатов свинца и цинка), чем в других процессах прямой плавки, сульфатные и оксидные соединения могут направляться в печь без использования дополнительного топлива. Это позволяет перерабатывать кеки от выщелачивания, пасту аккумуляторного лома, другие вторичные свинецсодержащие материалы. В Порто-Весме кеки составляют около 20 % шихты. Идет дальнейшее изучение предварительной обработки кеков в целях увеличения их доли по сравнению с концентратами. Эта особенность КИВЦЭТ - процесса означает, что он отлично совместим с электролизным цинковым заводом и установкой дробления кислотно-свинцового аккумуляторного лома. Кивцэтная технология позволяет объединить первичный и вторичный сектора свинцового производства и полностью решить таким образом проблему экологии.

КИВЦЭТ – процесс- способ переработки свинцово –цинковых, медных, медно-цинковых, медно-никелевых, медно-пиритных, медно-оловянных руд и концентратов. КИВЦЭТный способ переработки свинецсодержащего сырья основан на совмещении процессов обжига-плавки шихты в распыленном состоянии с применением кислорода, восстановлении оксидного расплава в слое углеродного материала и отстаивании обедненного расплава в электропечи, непрерывно проводимых в одном агрегате оригинальной конструкции. Шихту обжигают и плавят в атмосфере кислорода, а образовавшийся оксидный расплав подвергают углетермическому восстановлению с высоким извлечением: свинца и благородных металлов - в черновой свинец, меди - в штейн, цинка - в возгоны или в шлак, серы - в богатые  газы. Первоначально КИВЦЭТ-процесс был разработан для переработки сульфидного медно-цинкового и свинцово-цинкового сырья. Затем процесс продолжал совершенствоваться, что позволило использовать его для переработки материалов сложного состава: свинцово-серебряных, свинцово-медно-цинковых концентратов и окисленного сырья, например, кеков от выщелачивания цинкового огарка и автоклавной переработки цинковых концентратов, кеков ярозит- и гетит-процессов, конверторных пылей, аккумуляторной пасты и других промпродуктов.

Схема КИВЦЭТ - печи

Шихта для плавки крупностью менее 5 мм, предварительно подсушивается до 1 % влаги, через эжекционное устройство в смеси с кислородом со скоростью < 100 м/с поступает в циклон. Образующиеся в циклоне смесь расплава и газов выводится из отверстия в нижнем торце циклона и попадает в разделительную камеру, сообщающуюся с электропечью, а газыиз этой камеры после охлаждения и очист-ки поступают на производство H₂SO₄. Шлак после отделения от штейна восстанавливают коксом, в результате Zn и частично Pb возгоняются и в виде парогазовой смеси направляются в конденсатор, из которого Zn выпускается в виде чернового металла. Основные технико-экономические преимущества этой технологии: использов. тепла от окисления сульфидов с извлечением меди (< 98 % Си и 97 % благор. металлов) в штейн; Zn, Pb, Cd и др. летучих компонентов - в возгоны; S - в богатые по содержанию SO₂ (до 80 %) газы. Производительность труда по сравнению с отражательной плавкой повышается в 1,3-1,5 раза, а эксплуатационные затраты снижаются до 30 %.

Предварительно высушенная шихта из свинцовых концентратов и флюсов вместе с восстановителем (обычно коксиком) вдувается с техническим кислородом (92 % О₂, Р = 105 Па) через горелку в реакционную шахту печи. Окисленный расплав получается в виде мелких капель, содержащих как оксид свинца, так и металлический свинец, образованный в результате реакций между сульфидами свинца и его оксидами. Взвешенная плавка шихты в атмосфере технического кислорода легко переводит летучие сульфиды свинца в свинцовые оксиды и силикаты с более низким давлением пара. Таким образом, меньше свинца улетучивается с технологическими газами, получаемыми в процессе взвешенной плавки, чем в условиях процесса плавки в ванне. Захватывание сульфида свинца технологическими газами в процессе плавки в ванне дает значительный поток рециркулируемой пыли и создает также нежелательное явление дожигания в газоохладительном стояке (котле-утилизаторе).

Технологические газы покидают ванну печи и поступают в вертикальный охладительный стояк с мембранными трубчатами стенками для циркуляции испаряющейся воды. После охлаждения газов до тем-пературы 480-500 °С они очищаются от пыли в электрофильтре, затем охлаждаются и очищаются на промывной установке. При меньшем объёме пыли в технологических газах и меньшем объёме отходящего газа газопромывная установка гораздо более компактна и проблем со шламами на заводе не существует.

Триоксид железа, который образуется в факеле, восстанавливается до закиси железа в коксовом слое. Температуры 1300°С достаточно для поддержания расплава в жидком состоянии, за счёт чего сохраняется пористость коксового фильтра. Непрерывное добавление тепла от продуктов плавки достаточно для обеспечения эндотермических реакций восстановления свинца на высоком уровне.

Такой восстановительный коксовый фильтр позволяет иметь в печи ванну с очень низкой концентрацией оксида свинца, в отличие от других процессов плавки, в которых технический кислород вдувается в ванну печи через фурмы. В КИВЦЭТ- процессе концентрация оксида свинца в ванне быстро снижается до 1-2 % в электротермической части, где завершаются реакции его восстановления. В процессах плавки в ванне, наоборот, концентрация оксида свинца составляет 35-45 %. Эта особенность КИВЦЭТ-процесса обеспечивает следующие преимущества перед другими процессами прямой плавки: 1) снижается агрессивное воздействие ванны на огнеупоры; 2) зона восстановления свинца имеет небольшие размеры; 3) значительно меньше оксида свинца захватывается сернистыми газами восстановительной зоны.

Разделительная стенка в агрегате установлена в газовом пространстве до расплава в целях сохранения окислительной атмосферы в реакционной шахте и восстановительной атмосферы в электропечи. Восстановительные условия в электропечи завершают восстановление свинца, а также обеспечивают возможность извлечения цинка. В принципе, извлечение цинка может быть повышено до остаточной концентрации цинка в шлаке 4 % за счёт добавления углерода в ванну электропечи и повышения температуры расплава за счёт подачи электроэнергии на электроды.

Газы электропечи охлаждаются (с использованием тепла для сушки шихты) и затем очищаются от пыли в высокоэффективном рукавном фильтре, где отделяются цинковые оксиды.

Особенностью кивцэт-печи является то, что в отличие от других процессов прямого восстановления цинковые оксиды содержат очень мало свинца и не содержат хлор и фтор.Очищенные от пыли газы электропечи содержат менее 5 мг/нм³ пыли и следы диоксида серы, поэтому могут выпускаться в атмосферу. Свинец собирается на подине печи и перетекает через сифон в котлы рафинирования.Бла-годаря полной десульфуризации в факеле реакционной шахты, в черновом свинце содержится менее 0,05 % серы.Другие плавильные процессы приводят к значительно большему содержанию серы в свинце.

Температура свинца, который переливается через сифон печи (500-600 °С), лишь немного выше, чем в других плавильных процессах, поэтому здесь нет вредных возгонов или выбросов в атмосферу рабочих мест. Шлак при температуре порядка 1250 °С очень жидкий и перетекает непрерывно и регулярно в грянуляционный канал, не образуя мешающих потоку настылей.

Работа кивцэтного завода. Свинцовый завод в Порто-Весме входит в состав свинцово-цинкового металлургического комплекса, включающего также завод по технологии Империал Смелтинг и электролизный цинковый завод. Состав перерабатываемой шихты, %: 62-72 низкосортных концентратов (48-52 % свинца, 18-22 % серы,5-7 % цинка, 6-8 % железа), 18-22 % кеков от выщелачивания и высушенных на солнце оксидов (18-24 % свинца), 10 -14 % флюсов (кремнезем и известняк).Технологические показатели: производительность по шихте-24 т/ч; средний состав шихты, %: 43,7 свинца; 5 цинка; 0,26 меди; 6 железа; 6,7 оксида кальция; 7,5 оксида кремния; 16,6 серы; 600 г/т серебра; 0,26 сурьмы и 0,2 мышьяка. Черновой свинец (выход 10,4 т/ч) содержит, %: 97,5 свинца; 0,48 меди; 0,02 серы; 1370 г/т серебра. Средняя температура выпуска свинца 600°С. Оксид цинка (выход 950 кг/ч) содержит, %: 20 свинца; 60 цинка; 0,1 меди; 0,1 закиси железа; 0,25 оксида кальция; следы фтора и хлора.

Средний состав шлака (выход 6,9 т/ч), %: 1,7 - 2 свинца; 7-9 цинка; 0,16 меди; 26 закиси железа; 22,7 оксида кальция; 25,1 оксида кремния; 1,4 серы; 5 г/т серебра. Средняя температура выпуска шлака 1250°С.

Количество образующего сернистого газа составляет 13000 нм³ /ч, содержание в нём сернистого ангидрида – 21 %, запыленность – 50 мг/нм³ (на выходе из электрофильтра). Температура газа, °С : на входе котла-утилизатора – 1280, на выходе из котла – 480; на выходе из электрофильтра – 380.

Рециркулированная пыль (выход 1200 кг/ч) содержит, %: 55 свинца; 5 цинка; 10 серы. Её периодически удаляют в течение 4-5 ч каждые 10 дней в целях поддержания уровня кадмия в них ниже 4-5 %. Показатели извлечения, %: свинец в черновой металл 97; общее извлечение свинца 98,5; серебро в черновой металл 99,5; сурьма в черновой металл 92; медь в черновой металл 80; сера в сернистый газ 97; мышьяк в сернистый газ 3; Удельный расход на 1 т шихты: кислород (100 % О₂), нм³ 165; коксик(100 % С), кг 45; электроды, кг 1; электроэнергия (на электроды), кВт·ч 170.

Газы, выпускаемые в атмосферу, имеют температуру от 36 до 100 °С, запыленность 2,5-4,5 мг/нм³, содержание свинца в пыли 25-50 %. Концентрация свинца в атмосфере завода менее 50 мкг/нм³. Термические процессы в технологии свинца являются сложными, многостадийными и громоздкими комплексами, экологически опасными, с тяжелыми условиями труда. К другим технико-экономическим недостаткам необходимо отнести: - необходимость высокого содержания свинца в исходном сырье - концентратах (не менее 30%), - недостаточно высокое извлечение свинца (на передовых компаниях составляет 91- 93%), - капиталоемкость систем пылегазоочистки - дополнительные затраты на самостоятельную и сложную переработку и утилизацию S-газов и шлаков.

Разработанная сегодня гидрометаллургическая схема переработки сульфидных свинцовых концентратов с выделением свинца методом электроэкстракции обладает значительными преимуществами перед КИВЦЭТ-ЦС-процессом. При производительности завода 117 тыс. т. концентрата свинца в год капитальные вложения на строительство завода меньше в 3 раза, товарной продукции больше на 8%, выше рентабельность производства на 56%.

География добычи олова имеет свои специфические особен­ности. Месторождений оловянных руд сравнительно немного. Наи­более крупные из них находятся в Азии, особенно в государствах Юго-Восточной ее части, в Южной Америке и в меньшей степени в Африке и Австралии. Эти регионы традиционно дают подавляющую часть олова в мире. Ведущими продуцентами первичного олова в 1995 г. были страны Азии: из 206 тыс. т они выплавили 152 тыс. т, т.е. 74% этого металла в мире. Среди государств по получению олова на первое место вышла КНР (до 30% мирового производства), опередив Индо­незию и Малайзию. В прошлом они производили в основном кон­центраты, а в последние десятилетия выпускают чистый металл. Он стал основным идущим на экспорт товаром. Главными его потреби­телями были и остаются промышленно развитые государства Север­ной Америки, Западной Европы, а также Япония. Помимо первич­ного олова они получают из лома значительное количество вторич­ного металла.

В мировой добыче благородных металлов в 1950-1995 гг. быстрее росло получение платины (с 11 до 150 т) и платиноидов. Гораздо мед­леннее увеличивалось производство золота (с 735 до 2200 т) и серебра (с 5500 до 14 500 т). Это отражало колеблющийся спрос на золото и серебро. В добыче золота в 1995 г. впереди по-прежнему Африка (в 1995 г. до 25%), где лидер в мире — ЮАР, Второй крупный проду­цент — Северная Америка (22%) с ведущей ролью США. Австралия — третий производитель (15%). Основной поставщик серебра — Север­ная Америка (36%), а лидером была Мексика. Первенство в добыче платины у ЮАР (3/4 в мире). Россия вторая в мире по производству платины, шес­тая - золота и не входит даже в первую десятку государств по добыче серебра.

Основой разработанных комбинированных схем переработки труднообогатимых руд цветных металлов является получение на переделе обогащения высококачественных селективных концентратов, в которых сосредотачиваются легкообогатимые минералы, и коллективных промежуточных продуктов, которые перерабатывают по химико-металлургическим технологиям. По существу решение сложных задач повышения эффективности переработки рудного сырья переходит в сферу более тесной интеграции процессов обогащения и металлургии, способных не только повысить комплексность использования сырья, но и решить проблемы охраны окружающей среды и сохранения природных ресурсов. Такой подход к переработке рудного сырья обеспечивает как эффективную концентрацию ценных компонентов на стадии обогащения, так и экологически безопасное производство цветных металлов. Например, молибденсодержащие руды достаточно легко и с высоким извлечением металлов обогащаются с получением коллективного концентрата. Однако селективная флотация идет неэффективно, с высокими затратами, по сложной схеме. Установлено, что молибденсодержащие промпродукты (от 5 до 20% молибдена) могут экономически выгодно перерабатываться по схеме: автоклавное окислительное выщелачивание (с дофлотацией кека) – фильтрация – очистка – селективная сорбция молибдена и рения. Сквозное извлечение этих металлов не менее 98%, медь остается в кеках и перерабатывается как медный концентрат. Полиметаллические руды представляют собой наиболее сложное сырье для обогащения, так как необходимо получить не менее трех товарных концентратов. Разработанная для этих руд комбинированная схема включает коллективную флотацию сульфидов (при отсутствии цикла селекции суммарное извлечение трех металлов составило 270%), автоклавное окислительное выщелачивание (до сульфатов), фильтрация, флотация из кеков благородных металлов и свинца. Извлечение из концентрата меди и цинка в раствор составило 98%, свинца в ценный продукт флотации 85%. Медно-цинковый раствор может быть переработан известными способами. Аналогичные результаты получены и на свинцово-цинковых труднообогатимых рудах.

Р ЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ МЕТАЛЛИЧЕСКИХ ОТХОДОВ

Т радиционные способы переработки металлических отходов часто не отвечают современным экологическим требованиям, или являются недостаточно эффективными по техническим и экономическим соображениям. Например, чугунная стружка обычно переплавляется в металлургических печах. Из-за присущей чугуну хрупкости стружка плохо брикетируется, а переплав рассыпной стружки или слабоспрессованных брикетов сопровождается значительным угаром металла (до 40%) и выбросом в атмосферу больших количеств дисперсных оксидов, сажи и вредных газов. Дорогостоящими являются операции сбора стружки и транспортировки от мест образования к местам переплава. Перечисленные проблемы приводят к тому, что значительная часть чугунной стружки вообще не перерабатывается и скапливается в отвалах, засоряя землю. Стружка и кусковые отходы хрупких металлических материалов перерабатываются в порошки способом механического измельчения. Способом механического измельчения получены порошки осколочной формы из чугунной стружки, стружки инструментальных сталей и кусковых отходов твердых сплавов на основе карбида вольфрама. Для переработки отходов из пластичных металлов и сплавов разработана комплексная технология, включающая в себя подготовку отходов к переплаву и переплав с центробежным распылением жидкого металла в порошок. При подготовке к переплаву стружечных отходов, последние измельчаются, очищаются от посторонних примесей и брикетируются с плотностью 0,6-0,7 от теоретической. Высокая плотность брикетов резко снижает угар металла при переплаве. Оригинальная конструкция центробежной распылительной установки и ее малые габариты делают процесс центробежного распыления высокопроизводительным и наиболее экономичным по сравнению с существующими способами распыления жидких металлов газом или водой. Обеспечивается сферическая форма частиц с гладкой поверхностью. Размер частиц легко регулируется изменением скорости вращения распыляющего устройства. При затвердевании частиц скорость их охлаждения достигает 10 К/с, что создает в распыленных частицах уникальную микрокристаллическую структуру с дисперсным и однородным распределением примесей и упрочняющих фаз. Эта особенность структуры распыленных частиц позволяет получать из них высокопрочные и износостойкие порошковые материалы при минимальном содержании дорогих и дефицитных легирующих элементов, а в некоторых случаях и без них. Например, можно получить белый порошковый чугун, легко поддающийся горячей пластической деформации с пределом прочности при растяжении 1500 Мпа. Способом центробежного распыления получали порошки из отходов алюминия, меди, различных сплавов на основе железа и никеля. Сопоставляя цены порошков и отходов, и учитывая стоимость металлургического передела, можно ориентировочно прогнозировать экономическую эффективность производства порошков из отходов. Результаты прогнозных расчетов, приведены к 1 тонне порошковой продукции для разных металлических отходов, представлены в таблице.

Металл или сплав	Цена отходов,$ /т	Стоимость передела,$ /т	Себестоимость порошка,$ /т	Цена порошка, $ /т	Ожидаемая прибыль,$ /т
Алюминий	990	400	1390	4070	2680
Медь	1640	450	2090	3600	1610
Чугун (стружка)	20	300	320	650	330
Нержавеющая сталь	475	900	1375	4180	2805

А алюминиевые деньги лежат под ногами. Рост производства алюминиевой тары для пиво-без-алкогольной промышленности создает как высокий спрос на заготовки для выпуска этой тары, так и ставит проблему ее утилизации. По Украине ежегодно выбрасывается около 60 тыс.т банок. Стре-мительный рост потребления напитков в баночной таре в ближайшие 2-3 года приведет к двойному увеличению ежегодного баночного производства - до 10 млрд. штук. Но из-за отсутствия налаженной системы сбора большая часть банок просто выбрасывается. В конечном итоге все эти банки оказываются у нас «под ногами», что несет непоправимый ущерб городской экосистеме и здоровью населения, а бюджет теряет ежегодно $300-400 млн. в виде недополученного НДС. Переработка одной алюминиевой банки по сравнению с производством ее из первичного алюминия экономит электроэнергию, достаточную для работы телевизора в течение 3 часов.

Электронно-ионно-плазменные технологии позволяют наносить на внутренние и внешние рабочие поверхности износо- и коррозионно-стойкие и декоративные покрытия, в том числе алмазоподобные, наплавленные слои из различных материалов, как металлов, так и неметаллов. Применение, в частности, метода комбинированной обработки рабочих поверхностей, сочетающего ионную химико-термическую обработку, имплантацию высокоэнергетических частиц и синтез покрытий, позволяет значительно увеличить долговечность и надежность покрытий. Технологии являются экологически чистыми. При использовании для создания режущего, вспомогательного, медицинского инструмента, штамповой оснастки, электронно-ионно-плазменные технологии повышают срок их службы в 2-15 раз, в деталях трения машин, турбинных лопатках - увеличивают ресурс их работы в 1,5-3 раза. Она обеспечивает значительную экономию материальных и энергетических ресурсов, например , 2-3 тыс. тонн твердого сплава ежегодно, экологическую чистоту производства, замещение вредных химико-термических технологий, увеличение ресурса работы деталей машин в 3-4 раза. Возможно нанесение токопроводящих и диэлектрических слоев на изделия электронной, электротехнической промышленности.

ПОРОШКОВАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ – относительно новая отрасль науки и техники, позволяющая решать задачи по созданию новых материалов и оборудования, соответствующих современным требованиям. Начало современно порошковой металлургии относится к первой четверти девятнадцатого века (1826г.), когда по поручению Российского монетного двора инженер П.Г.Соболевский разработал методику приготовления монет и изделий из платинового порошка. Основные направления развития порошковой металлургии связаны с преодолением затруднений в осуществлении процесса литья порошковых тугоплавких металлов, с возможностями производства металлокерамическим методом материалов и изделий со специфическими свойствами, не достижимыми другими технологическими способами, типа псевдосплавов (W Cu , W Ag), твердых сплавов на основе карбидов, пористых подшипников, фильтров и т.д. Методами порошковой металлургии (П.М.) можно изготавливать некоторые типы изделий из обычных материалов и с достижением обычных свойств, но с более высокими технико-экономическими показателями производства по сравнению с литьем.

Порошковая металлургия (ПМ) - охватывает производство металлических порошков, а также изделий из них или их смесей и композиций с неметаллами.

С помощью ПМ решаются 2 задачи:

1. Изготавливаются материалы и изделия с обычными составами, структурой и свойствами, но при значительно более выгодных экономических показателях их производства.

2. Изготавливаются материалы и изделия с особыми свойствами, составом, структурой, которые недостижимы другими способами производства.