Share to Facebook Share to Twitter Share to Twitter More...

Разработка экологичного и рентабельного процесса добычи железорудного магнетита

Сегодня перед горнодобывающей промышленностью стоит ряд проблем, связанных с энергопотреблением, поэтому вопросы его оптимизации актуальны как никогда. Процессы добычи и особенно обогащения различных руд (основных металлов, железной руды, бокситов, платины и т. д.) значительно отличаются, как и энергопотребление и возможности по его снижению. Железная руда занимает в глобальной горнодобывающей промышленности особое место, что обусловлено объемами перерабатываемой руды и потреблением энергии.

Хорошо известно, что выработка энергии связана с выбросами CO2 (см. график 1, данные предоставлены www.ceecthefuture.org). На графике видно, что почти 50% от общего объема выбросов CO2 обусловлено процессами дробления и измельчения. Вследствие этого внедрение новых технологий на этапе планирования имеет исключительную важность для разработки оптимальных технологических схем или подбора оптимальной конфигурации схемы измельчения.

Более того, в некоторых странах уже сегодня введены налоги на выбросы парниковых газов, что, безусловно, отрицательно сказывается на стоимости производства. На Графике 1 приведено количество выбрасываемого CO2 для каждой из операций, связанной с проведением горных работ и обогащения минерального сырья.

В большинстве случаев производство стали основывается на использовании железной руды из месторождений высокосортного гематита, однако значительная часть сырья также поступает и из магнетитовых месторождений. По сравнению с не требующим обогащения гематитом, добываемым из верхних реголитов, руда магнетитовых месторождений требует существенного обогащения, что, как правило, подразумевает ее дробление до состояния, когда частицы магнетита высвобождаются из силикатного компаунда. Многие месторождения железистого кварцита имеют очень мелкозернистую структуру, и для производства концентрата из такого материала нередко требуется дробление до размеров P80 – 25–35 мкм (см. кривую выхода магнетита на графике 2). Количество энергии, требуемое на этих месторождениях для преобразования магнетита в продукт, который можно продавать в качестве концентрата железной руды, на порядок выше, чем в случае не требующих обогащения штуфов (< 32 мм > 6 мм) и мелких (< 6 мм) фракций гематита.

Затраты, связанные с обработкой тяжелого, высокодисперсного, богатого силикатами магнетита, рассматриваются в этой статье с упором на различные схемы измельчения. Цель – оценить различные возможности применения технологий измельчения с точки зрения потребления энергии, операционных и капитальных расходов. Для этого использована стандартная нишевая методология оценки, применяемая проектными организациями.

 

Цели

Основные цели данного исследования:

  • Оценка различных экологически эффективных схем измельчения железорудного магнетита.
  • Определение уровня операционных и капитальных затрат по каждой из технологических схем.
  • Сравнение преимуществ различных технологических схем с экономической точки зрения.
  • Инновации и разработка эффективных технологий, которые обеспечат экономическую жизнеспособность проекта.

 

Сбор и анализ информации по измельчению магнетитовой руды

При измельчении магнетитовой руды применялись различные технологические схемы. В частности:

  • Стандартное трех- и четырех стадийное дробление с последующими первичным и вторичным измельчением.
  • Первичное дробление с последующим применением технологий мокрого измельчения в МПСИ или МСИ, а также шарового или галечного помола.
  • Измельчение в МСИ с воздушной сепарацией (при грубом помоле).

Исторически самые низкие затраты при переработке тонкодисперсной руды были достигнуты при мульти-стадийном процессе самоизмельчения (Koivistoinen et al, 1989) с магнитной сепарацией после каждой стадии. Основное преимущество мульти-стадийного процесса самоизмельчения состоит в том, что оно не подразумевает затрат на стальные мелющие тела, а также не требует улавливания стального шарового скрапа в процессе измельчения критического класса. Внедрение сепарации между стадиями измельчения приводит к последовательному уменьшению количества обрабатываемого материала и в ряде случаев снижению абразивных свойств концентрата.

Несколько из наиболее известных компаний, использующих самоизмельчение, – это дочерние предприятия Cleveland-Cliffs Inc. в Северной Америке. В своей первоначальной версии процесс самоизмельчения состоял в применении мельницы самоизмельчения, магнитной сепарации, измельчения магнитного концентрата, финальной магнитной сепарации и флотации силикатов. В таком виде он был реализован на Empire Mines в 1963 году (Weiss, 1985). С тех пор было произведено три значительных усовершенствования, и в 1990-х на Empire Mines работали 24 независимых обогатительных линии, а общая мощность производства составляла 8 млн метрических тонн окатышей в год. Выход продукции крупностью минус 500 меш (32 мкм) составляет 90–95 %, что зависит от качества руды и условий обработки (Rajala et al., 2007). На графике 2приведена кривая выхода магнетитовой руды для данного конкретного случая.

 

Новые технологии

Существенное снижение затрат, связанных с процессом измельчения, было достигнуто в 80–90 е годы прошлого века, когда были увеличены размеры и улучшены конструкции дробилок и мельниц. Тем не менее серьезных прорывов в плане энергоэффективности операций измельчения не произошло.

Принцип разрушения частиц в ходе дробления и измельчения оставался в основном неизменным, при этом по мере уменьшения размеров конечного продукта снижалась и энергоэффективность измельчения.

Только в последние 20 лет удалось внедрить в промышленных масштабах более эффективные с точки зрения энергопотребления технологии, такие как валковые прессы высокого давления (HPGR) (Dunne, 2006) и вертикальные мельницы (Gao et al., 2003) для тонкого измельчения. Использование более эффективных технологий измельчения открыло возможности для дальнейшего сокращения уровня операционных затрат, связанных с этим этапом переработки. На Empire Mines для измельчения критического класса были установлены валковые дробилки высокого давления, в результате пропускная способность первого этапа рудоподготовки выросла на 20 % (Dowling et al., 2001). Использование технологии тонкого измельчения Vertimill в Hibbing Taconite Company позволило работать с бедной рудой и увеличить выход концентрата (Pforr, 2001).

В последние десять лет отмечается резкий рост применения валковых дробилок высокого давления и вертикальных мельниц, что обусловлено их более высокой энергоэффективностью и надежностью. Высказано предположение о том, что потенциально имеется возможность сокращения потребления энергии в районе 30–45 % (Valery and Jankovic, 2002), однако после проведения тщательных технологических исследований на двух крупных медных рудниках была достигнута значительно меньшая экономия – 9–13 % (Seidel et al. 2006). Это явно указывает на то, что выигрыш от применения новых энергоэффективных технологий зависит от каждого конкретного случая, и цель данной статьи – показать потенциал процесса обогащения магнетитовой руды.

 

Исходные условия

Исследование проводилось на примере обогатительной фабрики производительностью 10 млн тонн в год. Фабрика выполняла переработку тяжелой, мелкодисперсной, богатой силикатами магнетитовой руды. В ходе исследования особое внимание уделялось операциям измельчения. Предполагалось, что фабрика находится на расстоянии не более 100 км от порта, пригодного для поставок соответствующего оборудования. Также предполагалось отсутствие ограничений на пространственное размещение оборудования, и что обрабатывающие мощности установлены на плотных геологических формациях. Затраты на последующую утилизацию хвостов, очистку воды и выполнение сопутствующих технических требований не учитывались.

Параметры процесса измельчения, учитываемые в данном гипотетическом исследовании, приведены в таблице 1:

Массовая доля извлечения магнетитового концентрата, удельный вес SG (specific gravity), показатель абразивного износа (abrasion index), железа и диоксида кремния описываются следующими формулами:

Тонкодисперсная природа данной гипотетической руды приводит к относительному смещению кривой выхода. Основополагающие свойства магнетитовой руды определяют схему ее обработки и, следовательно, применяемые методы.

Для сравнения было выбрано четыре таких метода (McNab et al, 2009). Использованы следующие сокращения, указывающие на главные процессы в каждом из них:

COS – отвал неизмельченной руды; SC– вторичное дробление; HPGR – валковая дробилка высокого давления; AGC– мельница самоизмельчения, работающая в замкнутом цикле с циклонами и дробилкой критического класса; RMS – грубая магнитная сепарация; CMS – перечистная магнитная сепарация; CMS2 – вторичная магнитная сепарация; PM – галечная мельница; PC – первичная дробилка; SM – вертикальная мельница; TSF – хвостохранилище.

 

 

 Метод 1. PC/AGC/RMS/PM/CMS

Первичное дробление – мельница самоизмельчения в замкнутом цикле с гидроциклонами и дробилкой додрабливания критического класса-основная магнитная сепарация-измельчение в галечной мельнице-перечистная магнитная сепарация.

Метод 1 напоминает известную схему полного самоизмельчения LKAB и Cleveland Cliffs с низкими операционными расходами. Одна из основных причин низких расходов – отсутствие стальных мелющих тел. Необходимость управления галечной мельницей и транспортировки гальки, а также требования к хранению усложняют данную процедуру.

 

Метод 2. PC/AGC/RMS/BM/CMS/SM/CMS2

Первичное дробление – мельница самоизмельчения в замкнутом цикле с гидроциклонами и дробилкой додрабливания критического класса-основная магнитная сепарация-шарова мельница-первая перечистная магнитная сепарация-третья стадия измельчения с использованием вертикальной мельницы-вторая перечистная магнитная сепарация.

В методе 2 по сравнению с методом 1 задействованы дополнительные этапы измельчения и магнитного сепарирования, но он считается простым в разработке и управлении. Заключительная стадия измельчения осуществляется на энергоэффективных вертикальных мельницах. Использование стальных мелющих тел существенно увеличивает стоимость операций.

 

Метод 3. PC/C SC/C HPGR/RMS/BM/CMS1/SM/CMS2

Первичное дробление – вторичное дробление в замкнутом цикле - HPGR в замкнутом цикле-основная магнитная сепарация-шаровая мельница-первая перечистная магнитная сепарация-третья стадия измельчения с использованием вертикальной мельницы-вторая перечистная магнитная сепарация.

В методе 3 вторичное дробление и HPGR эффективно заменяют процессы самоизмельчения и дробления материалов критического класса. Применение HPGR, вертикальной мельницы и дополнительного магнитного сепарирования сокращают энергозатраты по сравнению с методами 1 и 2.

 

Метод 4. PC/SC/O HPGR/PM1/RMS/PM2/CMS1/SM/CMS2

Первичное дробление – вторичное дробление – грохочение – HPGR в первичное измельчение в галечной мельнице-основная магнитная сепарация-галечная мельница второй стадии-первая перечистная магнитная сепарация-третья стадия измельчения с использованием вертикальных мельниц-вторая перечистная магнитная сепарация.

Метод 4 – это попытка разработать цикл с наименьшими затратами и большей энергоэффективностью, что должно быть достигнуто за счет трех этапов магнитной сепарации, традиционного самоизмельчения, использования HPGR и вертикальных мельниц. В этом концептуальном процессе не используются стальные мелющие тела. Сложность цикла частично компенсируется за счет применения вторичного дробления по открытой схеме, измельчения в HPGR и перемешивающих мельницах, однако на выходе получается три потока материалов различной крупности, которые требуют ресурсов для их контроля и хранения.

 

Обсуждение результатов по энергопотреблению

Исключив модуль первичного дробления, который наличествует во всех случаях, была сделана оценка общей подводимой мощности к схемам измельчения, классификации и магнитного сепарирования, применяемым в каждом из методов. На данном этапе исследований не учитывались энергозатраты, связанные с механической транспортировкой материалов между производственными участками при помощи насосов. Сравнительные данные по энергозатратам каждой из схем приведены на графике 3.

Для методов 3 и 4, в рамках которых применяются HPGR и вертикальные мельницы, прогнозируется значительное сокращение энергозатрат. Разница в энергопотреблении между наиболее энергоэффективным методом (4) и наименее энергоэффективным методом (1), где используется мельница самоизмельчения, работающая в замкнутой схеме с циклонами и дробилкой критического класса, составляет примерно 33 %. Отметим, что часть экономии энергии обусловлена тем, что на каждой стадии применяется наиболее подходящий для него метод измельчения, таким образом, вертикальная мельница обеспечивает большую эффективность тонкого измельчения по сравнению с барабанной мельницей. Также можно отметить, что в методах 3 и 4 присутствует дополнительный этап сепарирование первой стадии, что сокращает количество материала, требующего мелкого помола.

Как указано в работе Seidel et al. (2006), основные энергетические требования по измельчению руды в контуре HPGR в Боддингтоне на 14 % меньше, чем при использовании МПСИ, однако общее энергопотребление, куда входят транспортировка, грохочение и другие операции, меньше на 9 %. Золотосодержащая медная руда Боддингтонского месторождения имеет примерно такие же свойства, как и та, которая рассматривается в данном исследовании, что позволяет установить четкие различия между процессами измельчения, направленными на высвобождение минералов флотацией, когда руда имеет полностью мелкодисперсную структуру, и теми процессами, в рамках которых происходит ступенчатое удаление силикатов. В последнем случае разница в энергопотреблении между методами организации технологической схемы может оказаться более значительной.

 

Эксплуатационные затраты (OPEX)

В отношении изучения эксплуатационных издержек, связанных с реализацией каждого метода организации производства, был проведен довольно подробный анализ. Для каждого случая оценивались параметры расхода энергии, амортизация оборудования и потребление расходных материалов. Учтены также денежные и материальные расходы по обслуживанию и оплаты труда. Исследование учитывало процессы от первичной подачи материала до конечного магнитного сепарирования концентрата или магнитного сепарирования хвостов. Затраты на дальнейшие операции с концентратом или хвостами, их фильтрацию или хранение как таковые не рассматривались. Для простоты были опущены такие незначительные расходы, как расходы на металлургическое тестирование и анализ, которые являются общими для всех методов.

Расходы на энергию, поставки мелющих тел, амортизацию и оплату труда приведены в среднем – по базе данных GRD Minproc для проектов аналогичного масштаба и местоположения. Для оценки расходов по ремонту и обслуживанию была применена факторизация прямых капитальных затрат. Базовые исходные положения приведены в таблице 2. Все суммы приведены в австралийских долларах по состоянию на I квартал 2009 года.

 

Налог на выбросы углекислого газа

В ближайшем будущем ожидается введение налога на выбросы углекислого газа, что сделает производство ощутимо дороже. Для данного исследования проведена упрощенная оценка влияния этого фактора. Предположительно данный налог будет применяться к общему количеству израсходованной энергии, к расходу стальных мелющих тел и футеровок измельчительного оборудования. При оценке величины налога на выбросы углекислого газа использовались следующие критерии: Выброс CO2, 5 т на 1 т стальных материалов (Price et al, 2002) Выброс CO2, 1,0 кг на кВт∙ч электроэнергии. Налог на CO2, $23 за т CO2 (правительство Австралии, 2008).

Сводка оценок приведена ниже, возможное отклонение составляет ±35 %. Удельные издержки подробно представлены на графике 4.

 

Метод 1: 6,17 $/т, метод 2: 6,42 $/т, метод 3: 6,66 $/т, метод 4: 5,38 $/т

Факторы, оказывающие наибольшее влияние на величину операционных расходов (OPEX) при реализации данных методов производства, связаны с расходованием энергии, потреблением мелющих тел и заменой футеровок. Расходы на энергообеспечение при реализации двух методов, в рамках которых применяются мельницы самоизмельчения, в среднем на 27–32 % выше, чем при реализации метода 4, в котором применяются более энергоэффективные решения.

Расходы на мелющие тела и футеровки составляют от 0,41 до 1,82 $/т. Стоимость мелющих тел и футеровок в рамках метода 3 значительно выше за счет использования двух шаровых мельниц мощностью 8,8 МВт, требующихся для измельчения RMS-концентрата крупностью P80 2,3 мм до P80 75 мкм, выход которого составляет 8 млн т в год. Общая величина OPEX для метода 3 оказывается выше по причине более высоких затрат, связанных с амортизацией мелющих тел и футеровок.

В таблице 3 приведена сводка по расчетным данным, связанным с выбросами углекислого газа и влиянием соответствующего налога на величину OPEX. Как видно из таблицы, введение налога в размере 23 $/т увеличивает OPEX на 9–11 %. Выбросы углекислого газа главным образом обусловлены потреблением электроэнергии, в то время как наибольшее косвенное влияние на объем выбросов оказывает потребление мелющих тел. В рамках тех методов, где применяется измельчение в шаровых мельницах, эта величина может составить 5–16 % (методы 2 и 3).

 

Капитальные затраты (CAPEX)

Исследование опиралось на схему поэтапного разбиения процесса, разработанную специально для данной работы, и учитывало процессы от первичной подачи материала до конечного магнитного сепарирования концентрата или магнитного сепарирования хвостов.

Оценка CAPEX базируется на том, что производство осуществляется на материковой части Западной Австралии. Все суммы приведены в австралийских долларах по состоянию на I квартал 2009 года. Возможное отклонение составляет ±35 %, что соответствует требованиям по точности к высокоуровневым процессам рассматриваемого характера. Подробности оценки издержек рассмотрены в McNab et all, 2009. Общие капитальные издержки выглядят следующим образом:

  • Метод 1 – 346,6 млн $
  • Метод 2 – 356,9 млн $
  • Метод 3 – 321,3 млн $
  • Метод 4 – 312,6 млн $

Общая величина CAPEX составляет до 14 % для каждой из рассмотренных схем. С учетом точности данного исследования это свидетельствует о том, что ни в одном из случаев капитальные издержки не играют определяющей роли. Для сравнения: проектные CAPEX месторождения золотосодержащих медных руд в Боддингтоне (Seidel et al. 2006) при использовании HPGR были на 7 % выше, чем при использовании мельницы самоизмельчения. Таким образом, можно сделать вывод, что внедрение более энергоэффективных технологий измельчения магнетита не оказывает серьезного влияния на уровень CAPEX.

 

Финансовое обоснование

Высокоуровневая чистая приведенная стоимость до уплаты налогов (NPV) для методов 1–3 вычислена по отношению к базовому методу 4 с учетом 10 % скидки в течение 12 лет работы. Метод 4 выбран в качестве базового, потому что его реализация сопряжена с минимальными операционными и капитальными расходами и, таким образом, NPV. Методы 1 и 3 дают сходные значения NPV с дефицитом 94–95 млн AUD по сравнению с методом 4. Метод 2 показывает наименее впечатляющий результат – минус 118 млн $ по сравнению с методом 4. В данном случае имело место сочетание значительных операционных и капитальных затрат. Данная финансовая оценка свидетельствует о том, что цикл энергоэффективного самоизмельчения предлагает наиболее значительные финансовые преимущества для крупных разработок магнетита, где требуется тонкое измельчение.

 

Заключение

В данной работе было установлено, что технологическая схема энергоэффективного самоизмельчения имеет значительные преимущества для крупных разработок магнетита, где требуется тонкое измельчение.

Использование традиционных МСИ, а также схем, основанных на применении галечных мельниц или оборудования, имеющего высокий расход мелющих тел, оказывается менее эффективным из чисто экономических соображений. Технологические схемы, в которых используются многоуровневая магнитная сепарация и энергоэффективное оборудование для самоизмельчения, хотя и являются более сложными, с большей вероятностью обеспечат дополнительную прибыль. Для рассмотренного типа руды применение HPGR и вертикальных мельниц означает снижение энергопотребления до 25 % по сравнению с традиционными схемами в барабанных мельницах.

Можно найти немало других существенных факторов, однако операционные расходы, связанные с энергопотреблением и затратами на мелющие тела, всегда будут определяющими, даже в случае ожидаемого введения налога на выбросы углекислого газа. Использование HPGR в сочетании с галечными и перемешивающими мельницами обеспечивает реализацию очень эффективного производственного цикла с точки зрения капитальных и операционных затрат. Можно ожидать, что наиболее энергоэффективные схемы самоизмельчения будут дальше разрабатываться и все активнее применяться на практике.

Статьи