Комплексная гидрометаллургическая переработка тонких медеплавильных пылей тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 00.00.00, кандидат наук Ковязин Антон Андреевич

• Ковязин Антон Андреевич
• кандидат наук
• 2026

Оглавление диссертации кандидат наук Ковязин Антон Андреевич

Введение

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОМПРОДУКТОВ МЕДЕПЛАВИЛЬНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ

1.1. Пирометаллургические методы переработки

1.2. Гидрометаллургические методы переработки

1.3 Выводы по разделу и постановка задачи

ГЛАВА 2. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСНОВНЫХ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ ПРИ

ВЫЩЕЛАЧИВАНИИ ПЫЛИ ЭЛЕКТРОФИЛЬТРОВ ПЕЧИ ВАНЮКОВА И ПЫЛИ РУКАВНЫХ ФИЛЬТРОВ ШАХТНОЙ ПЕЧИ

2.1 Характеристика объектов исследования

2.2 Методика проведения эксперимента

2.3. Сернокислое выщелачивание медеплавильной пыли

2.4 Серно-азотнокислое выщелачивание пыли

2.5. Автоклавное окислительное сернокислотное выщелачивания пыли

2.6. Выводы

ГЛАВА 3. ПЕРЕРАБОТКА КЕКА ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПЫЛИ

3.1 Выщелачивание свинца из кека автоклавного выщелачивания металлургической пыли

3.2 Выводы

ГЛАВА 4. ОСАЖДЕНИЕ МЕДИ ИЗ РАСТВОРОВ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

ПЫЛИ

4.1 Гидротермальное осаждение меди из растворов автоклавного выщелачивания

4.2 Гидротермальное осаждение меди из растворов с повышенным содержанием мышьяка

4.2.1 Двухстадийная обработка раствора с осаждением меди и мышьяка

4.2.2 Анализ кека двухстадийного осаждения меди

4.3 Гидротермальное осаждение меди из серно-азотнокислых растворов

4.3.1 Кинетика осаждения меди из серно-азотнокислых растворов на

пирите

4.3.2 Анализ кека осаждения меди из серно-азотнокислых растворов

выщелачивания пыли

4.4.1 Флотационное разделение кека

4.5 Выводы

ГЛАВА 5. ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЫЛИ

5.1 Оптимизация процесса серно-азотнокислого выщелачивания

5.2 Выбор технологической схемы

5.3 Сравнение показателей выбираемых технологий

5.5 Выводы

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Комплексная гидрометаллургическая переработка тонких медеплавильных пылей»

Введение

Актуальность темы исследования обусловлена тем, что при работе медеплавильных печей образуется большее количество тонкодисперсной пыли. Элементный состав пыли зависит преимущественно от типа перерабатываемого сырья и используемого технологического оборудования. Тонкая пыль улавливается специальными аппаратами, работающими по схемам сухой или мокрой газоочистки. Полученная пыль (шлам) направляется на переработку или подается в шламонакопитель для захоронения. Высокая экологическая опасность металлургических отходов требует специальной, дорогостоящей их дезактивации [1], что удорожает процесс захоронения (от 100 $/т) [2]. Целесообразным решением проблемы металлургических отходов представляется более сложный путь - их переработка, подтверждением чего являются многочисленные поиски направлений, методов и конструктивных решений на отечественных и зарубежных предприятиях [3-8]. В составе тонкой пыли медеплавильных предприятий содержатся цинк, медь, свинец, представляющие практический интерес для последующего их использования в металлургических переделах, и мышьяк, являющийся основной примесью, требующий очистки [9-12]. Для переработки полиметаллических промпродуктов, какими являются в том числе пыли, используют различные физико-химическим процессы - пирометаллургические (плавка в шахтных, отражательных, вращающихся и электропечах), гидрометаллургические (кислотное, солевое, щелочное, бактериальное выщелачивание, использование органических растворителей), электрохимические (электролиз), обладающие в различной степени как достоинствами, так и недостатками: ограничения по исходному составу сырья; сравнительно большой расход топлива и электроэнергии; высокая запыленность газов, требующая сложную систему пылеулавливания; необходимость утилизации сульфат-ионов из больших объемов растворов выщелачивания; потери дорогостоящих реагентов при регенерации растворов; выделение газообразных продуктов реакции.

Ожидаемый рост производства меди в цветной металлургии к 2030 году [13] может привести к увеличению количества сопутствующих промпродуктов -медеплавильной пыли, для переработки которой на современном этапе промышленного производства определены следующие приоритетные направления: необходимость теоретического обоснования; выполнение лабораторного цикла исследований; разработка, промышленное опробование и внедрение новых высокопроизводительных, экологически безопасных и экономичных технологий с получением товарных продуктов. Одновременно может решаться задача сокращения промышленных полигонов и отвалов предприятий отрасли.

Анализ современных технологических переделов в производстве цинка, меди и свинца показал, что по сравнению с распространенными способами разделения и рафинирования основных металлов от элементов-примесей, включая мышьяк, технологически приемлемым и экономически целесообразным является гидрометаллургическая переработка (выщелачивание), позволяющая последовательно получить из многокомпонентной пыли товарные продукты требуемого качества.

Степень разработанности темы. К основным промпродуктам медеплавильного производства, требующим переработки, относится металлургическая пыль состава, %: до 25 11-13 РЬ; 8-10 Си; 12-14 Бе; 5-6 Лб; 1,0 Сё; 0,5 БЬ, СаО; ЛЬОв; Б1О2; 0,004 N1; ~2 г/тЛи; 50-70 г/тЛв. Основными составляющими пыли являются: оксиды и сульфаты цинка 7пО, 7пБО4, сульфаты и сульфиды меди СиБО4, СиБ, сульфат свинца PbSO4 и магнетит Fe2Oз.

Многокомпонентный состав промпродукта затрудняет селективное извлечение основных металлов, схемы рафинирования цинка, меди и свинца из него сложны и многостадийны, так как для них нет специфических химических реакций и фазовых переходов «твердое-жидкое», позволяющих отделить 7п, Си, РЬ от нежелательных примесей, а применяемые методы избирательного разделения и рафинирования также не вполне селективные.

Большое внимание в трудах отечественных ученых (Лопухов Г.А., Мещеряков А.И., Вождаев В.П., Набойченко С.С., Мамяченков С.В. и др.) и зарубежных исследователей (Montenegro V., Sano H., Fujisawa T., Lanzerstorfer C.,Xu Z.-f^ др.) отводится вопросу увеличению количества и качества цветных металлов, получаемых при переработке металлургической пыли при одновременном снижении их себестоимости. Однако оптимизация существующих и разработка новых технологических приемов и подходов при переработке полиметаллических промпродуктов требует дополнительного изучения условий разделения элементов-примесей и их отделения от основных металлов Zn, Cu, Pb.

Цель работы состоит в разработке технологии переработки медеплавильной пыли с извлечением меди, цинка, свинца в индивидуальные концентраты и выделением мышьяка в продукт пригодный для захоронения.

Для достижения поставленной цели необходимо решение следующих задач исследования:

- изучение химического и минералогического состава двух типов пыли: печи Ванюкова (АО «СУМЗ», г. Ревда), шахтной печи (АО «Уралэлектромедь», г. Кировград);

- установление закономерностей выщелачивания меди, цинка, железа, мышьяка, свинца в зависимости от типа медеплавильной пыли, типа растворителя, температуры и продолжительности процесса, используемого оборудования и вспомогательных реагентов, определение оптимальных параметров выщелачивания медеплавильной пыли;

- изучение процесса переработки кеков выщелачивания; определение констант скорости и энергий активации процесса; выполнение термодинамических расчетов свободной энергии Гиббса;

- изучение процессов осаждения меди и мышьяка из растворов выщелачивания; определение констант скорости и энергий активации процесса; определение оптимальных параметров осаждения компонентов из раствора и способов их концентрирования;

- разработка оптимальной технологической схемы переработки медеплавильной пыли двух типов, основанной на результатах лабораторных и опытно-промышленных испытаний;

- технико-экономическая оценка технологии гидрометаллургической переработки медеплавильной пыли для вовлечения в действующее производство промпродуктов цветной металлургии.

Научная новизна работы и результатов выполненных исследований:

1. На основании термодинамического анализа солевого растворения (С = 250-300 г/дм3 №С1, Ж:Т = 10; Т = 40-80 оС) свинец-содержащих кеков определено наличие растворимых соединений РЬС142-, РЬС13-, РЬС12 и РЬС1+, количественное соотношение которых зависит от температуры и концентрации хлорида натрия, однако процесс растворения сульфата свинца протекает с образованием РЬС142- (-6,4 —1,1 ДG, кДж/моль), появление других растворимых продуктов свинца связано с диссоциацией анионов РЬС142-.

2. Определено, что процесс солевого выщелачивания свинца (Ж:Т =10; Т = 40-80 оС; С = 300 г/дм3 №С1; ю = 31,4 рад/с; т = 1 час) по модели сжимающегося ядра (МСЯ) соответствует диффузионном режиму (Еа = 3,5 кДж/моль).

3. Определены кинетические параметры процесса осаждения меди из многокомпонентного раствора (Си, 7п, Бе, Лб, NOз-) гидротермальной обработкой с пиритом. По методике сжимающегося ядра определено, что процесс протекает в 2 стадии: первая стадия 0-900 сек протекает в кинетической области (Еа = 58,9 кДж/моль) на данной стадии параллельно протекают реакции осаждения меди на пирите и окисление продуктов ионами NOз-; вторая стадия 900-2700 сек протекает также в кинетической области (Еа = 83,9 кДж/моль) и сопровождается осаждением сульфида меди и арсената железа.

4. Увеличение концентрации кислот при гидротермальном осаждении меди из раствора снижает скорость осаждения меди, вследствие чего значения порядка реакции по И2БО4 / ИЫОз отрицательные: -пс = 0,113/0,377. Исходя из абсолютной величины порядка реакции, негативное воздействие азотной кислоты на скорость

осаждения меди ^аМт = 3,35910"4 - 1,993 10~4 с 1) превалирует над серной кислотой ^аМх = 3,359 10-4 - 2,87210-4 с-1).

5. Впервые определены параметры операции двухстадийной окислительно/гидротермальной обработки без разгрузки пульпы растворов сернокислотного выщелачивания ПВ и УРФ (Т = 180/200 оС; т = 2/2 ч; О2 = 0,026/0 дм3/г пирита) для извлечения, %: 95,4 Cu2S; 91,4 FeAsO4, с возможностью последующего разделения меди и мышьяка флотационным способом.

Теоретическая и практическая значимость результатов исследований состоит:

1. Разработаны и апробированы в укрупненно-лабораторном масштабе гидрометаллургические операции по комплексной переработке медеплавильной пыли, позволяющие:

- производить селективное выделение основных металлов с получением промпродуктов цинка, меди и свинца, пригодных для вовлечения в существующие технологические цепочки производства цветных металлов;

- исключить из оборота между предприятиями цветной металлургии промпродукт с высоким содержанием примесей.

2. Построены зависимости серно-азотнокислотного и автоклавного выщелачивания пыли плавки печи Ванюкова и шахтной восстановительной плавки, позволяющие определить оптимальные параметры процесса:

- при атмосферном сернокислотном выщелачивании (H2SO4/£cu,znДs = 0,660,9; Т = 60 оС; Ж:Т = 3; т = 3 ч) пылей рукавных фильтров шахтной плавки (УРФ) и электрофильтров печи Ванюкова (ПВ) извлечение в раствор, %: > 90 As; 65-80 Zn; 5-40 Cu;

- при автоклавном сернокислом выщелачивании (H2SO4/X!Cu,Znдs = 2,25; Р = 0,8 МПа; Т = 200 оС; Ж:Т = 5; т = 3 ч) ПВ и УРФ извлечение в раствор, %: > 95 Zn; > 90 Cu. Содержание в нерастворимом остатке PbSO4 и FeAsO4 близко к 100 %.

- при серно-азотнокислотном выщелачивании (H2SO4/DCu,Zn,AS = 0,66-0,9; Т = 85 оС; Ж:Т = 3; т = 3 ч) расход азотной кислоты 8,3 моль/кг и 5,5 моль/кг для УРФ и ПВ, соответственно. Извлечение в раствор УРФ / ПВ, %: 92 / 91 Cu; 91 / 83 Zn; 82 / 88 As.

3. Определены параметры селективного извлечения свинца (> 95 %) из кеков автоклавного выщелачивания ПВ и УРФ (NaCl/CaCl2 = 250/50 г/дм3; Ж:Т = 10; Т = 60-70 оС; т = 0,5 ч) при остаточном содержании Fe, As > 98,6 % в твердой фазе.

4. Определены параметры гидротермального осаждения меди (> 95 %) и мышьяка (10-45 %) из растворов автоклавного выщелачивания ПВ и УРФ: массовое соотношение пирит/медь = 12,5 г/г; Т = 220 °С; т = 2 ч. Для концентрирования продуктов гидротермального осаждения предложен флотационный способ разделения получаемого кека, который позволяет увеличить концентрацию меди до 20 % в концентрате.

5. Результаты укрупненных-лабораторных испытаний по переработке поликомпонентного сырья использованы в качестве исходных данных технического регламента, с ожидаемым экономическим эффектом ~167 млн. руб. при решении важной народно-хозяйственной задачи - переработка отходов производства и рост количества выпускаемой товарной продукции.

Методология и методы исследования. Работы выполнены в лабораторном и укрупненно-лабораторном масштабах. Использованы методы математического планирования эксперимента и физического моделирования, компьютерные программы обработки экспериментальных данных, в т.ч. системное моделирование исследований - от лабораторного до укрупненно-лабораторного масштаба. Использованы современные физико-химические методы: просвечивающая электронная микроскопия (микроскоп "JEM 2100" с приставкой "Oxford Inca" для микроанализа), рентгенофазовый "XRD 7000C" (Shimadzu), атомно-абсорбционный анализ ("novAA 300"), ИК-спектрометрия ("ALPHA-T"), спектрофотометрия ("Lambda"), атомно-эмиссионный спектральный анализ с индуктивно-связанной плазмой ("UV-25L") и др.

Положения, выносимые на защиту:

- анализ технических, экономических и экологических аспектов внедрения новых технологических процессов для комплексной переработки промпродуктов и техногенных отходов с последующей рекуперацией тяжелых цветных металлов на горно-металлургических предприятиях Уральского региона;

- закономерности выщелачивания исследуемых элементов из металлических пылей в зависимости от состава исходных материалов, температуры и продолжительности процесса, природы реагентов и типа аппаратуры;

- изучение кинетики растворения элементов; определение констант скорости и энергий активации процесса, коэффициентов разделения и активации компонентов пыли; выполнение термодинамических расчетов свободной энергии Гиббса, растворения на основании полученных экспериментальных результатов выщелачивания исследуемых компонентов;

- математическая интерпретация процесса выщелачивания исследованных металлов и элементов;

- результаты укрупненно-лабораторных испытаний и опытно-промышленного освоения процесса комплексной гидрометаллургической переработки металлических пылей.

Степень достоверности и апробация результатов обеспечиваются проведением значительного массива экспериментов с подтверждением лабораторных исследований в укрупненно-лабораторном и опытно-промышленном масштабе. Использование аттестованных методик измерений и сертифицированного оборудования.

Основные результаты и положения работы доложены и обсуждены на четырех

всероссийских и международных научно-технических конференциях.

Международной научно-технической конференции «Пром-Инжиниринг» 1С1Б-

2017 (Челябинск, 2017); IV Международная научно-техническая конференция

"Металлургия цветных металлов" (Екатеринбург, 2018), «Фундаментальные

исследования и прикладные разработки процессов переработки и утилизации

техногенных образований»: «ТЕХНОГЕН-2019» (Екатеринбург, 2019),

10

Перспективы развития металлургии и машиностроения с использованием завершенных фундаментальных исследований и НИОКР (Екатеринбург, 2020).

Основные результаты исследований изложены в 5 статьях, опубликованных в журналах, определенных ВАК РФ для публикации материалов диссертационных работ. Подана 1 заявка на патент, на момент публикации проводится экспертиза по существу.

Автор выражает благодарность коллективам исследовательского центра, технического отдела и центральной лаборатории АО «Уралэлектромедь», кафедры «МЦМ» УрФУ имени первого Президента России Б.Н. Ельцина, научно -исследовательского центра технического университета УГМК за помощь в работе над диссертацией.

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОМПРОДУКТОВ

МЕДЕПЛАВИЛЬНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ

В настоящее время при существующей классической схеме переработки медных концентратов на уральских заводах: «плавка на штейн - конвертирование - рафинирование - электролиз» на стадии плавки на штейн при очистке отходящих газов образуется промпродукт - металлургические пыли [14-16], представляющие собой перспективное сырье для извлечения меди, цинка и свинца. С увеличением содержания мышьяка в медных концентратах, возрастает его содержание в пыли, которые делятся на два вида: 1) грубозернистые пыли, которые по составу не отличаются от загружаемой шихты и улавливаются в осадительных камерах и циклонах, в после чего их возвращают в плавку, 2) тонкие пыли, накапливающиеся в электро- и рукавных фильтрах. Пыли, образующиеся при автогенной плавке медно-цинковых концентратов в печах Ванюкова (ПВ), характеризуются переменными химическим и фазовым составами, которые определяются качеством перерабатываемого сырья, количеством легко возгоняемых металлов и соединений в шихте, объемами оборотных материалов, а также конструкцией плавильных аппаратов.

Охлаждение и очистка газов ПВ происходит последовательно в аптейке, котле-утилизаторе, башне охлаждения и электрофильтре.

В отличии от ПВ, пыль шахтной печи (УРФ) в большей степени зависит от вида перерабатываемого сырья. На данный момент шахтные печи преимущественно загружены низкокосортным сырьем, вторичными материалами и клинкером [17-19]. В случае сбоев работы брикетных или агломерационных производств возможен повышенный вынос тонких фракции исходного материала, который не улавливается в пылеосадительных камерах. Низкое содержание серы в продуктах приводит к получению окисленных соединений свинца и цинка без образования сульфатов.

1.1. Пирометаллургические методы переработки

Основными направлениями в переработке минерального сырья пирометаллургическими методами являются: взвешенная плавка, плавка с погружной фурмой, кислородно-факельная плавка; плавка Ванюкова для медного и медно-цинкового сырья; автогенная шахтная плавка мышьяксодержащего медного и пиритного сырья; отражательная и электротермическая. При этом каждая плавка образует промпродукт - пыль.

В настоящее время, в Российской Федерации переработка пыли в основном заключается в возврате пыли на плавку, в составе шихты медного или цинкового производства. Такой подход не требует больших затрат (в случае отсутствия предварительной подготовки сырья), но ведет к ряду негативных последствий. Наиболее очевидным является низкое качество такого сырья для медного и цинкового производства, что ведет к снижению производительности плавильных агрегатов за счет вовлечения низкосортного промпродукта и увеличению объема образующейся пыли. Дополнительный оборот примесей свинца и мышьяка в конечном итоге сказывается на качестве получаемого продукта медной и цинковой технологической цепочки.

На данный момент пыли ПВ и УРФ в составе шихты перерабатываются на

цинковом производстве методом вельцевания. Такой способ позволяет достаточно

полно извлекать свинец и цинк из состава пыли. Активное изучение данного

вопроса позволило добиться значительных результатов в снижении

эксплуатационных затрат и полноты извлечения цинка и свинца [20]. Однако

данный метод также имеет ряд недостатков. Цинковое производство чувствительно

к хлорид- и фторид-ионам, которые могут содержать пыли при переработке сырья

с их высоким содержанием. Также значительное количество серы в пыли негативно

влияет на вельц-процесс. Основной проблемой такой переработки пыли остается

образующийся клинкер. В нем концентрируется не только медь и железо, но также

до 70 % мышьяка. На данный момент полученный клинкер направляется на плавку

в шахтные печи. Низкое содержание меди (3-5 %) не позволяет загружать большое

13

количество сырья, поэтому его добавляют в шихту не более 10 % от загрузки. В то же время, при переработке клинкера, мышьяк распределяется по продуктам плавки, что приводит к его циркуляции между медным и цинковым производством. Такая ситуация приведет к увеличению общего содержания мышьяка в оборотах и загрязнению продукции. А также повлечет за собой снижение допустимой загрузки клинкера не только по низкому содержанию меди, но и по высокому содержанию мышьяка.

В перспективе, снижение качества сырья на Российских месторождениях приведет к получению разносортных концентратов, что увеличит поступление примесей в плавильный передел. Увеличение пылеобразования прямое следствие снижения качества сырья при существующей технологии переработки. Загруженность вельц-печей цинкового производства уже сейчас находится на достаточно высоком уровне (оборотные продукты цинкового производства, цинковые кеки и полупродукты других производств, сталеплавильные пыли), увеличение образования пыли может существенно сказаться на объемах вовлекаемой в цинковое производство пыли медеплавильных печей [20,21].

В ряде работ рассматривали возможности возврата тонких пылей в плавку. Необходимо строго контролировать состав шихты на содержание свинца, мышьяка и цинка. Исследовано влияние количества добавляемой в шихту пыли состава, %: 10,4 Си; 0,8 Бе; 15,6 7п; 7,8 РЬ; 19,4 Лб на качество получаемого штейна, а также степени обогащения дутья и температуры на распределение элементов по продуктам плавки [22-26]. Выявлено увеличение содержания примесей мышьяка, свинца и цинка в штейне, которое можно контролировать и получать штейны высокого качества при варьировании добавки пыли в шихту. В данном случае необходимо отметить, что контроль шихты на содержание примесей можно проводить только путем снижения загрузки пыли, авторы не указывают какое количество образующихся пылей можно переработать. Вероятно, что вовлечение пыли без влияния на качество штейна не покрывает весь объем образующейся пыли.

Перед гидрометаллургической переработкой металлургические свинецсодержащие пыли подвергают высокотемпературной обработке при температуре свыше 2000 оС в окислительной атмосфере в плазмотроне для перевода цветных металлов в высшие летучие оксиды с последующей селективной очисткой в две стадии полученных возгонов: на первой стадии очистки при 15002000 оС осаждают кремнезем; на второй - выделяют оксиды свинца и железа при 800-1500 оС [26]. Данный способ позволяет отделить на стадии пирометаллургической переработки пустую породу от цинка и свинца, однако необходимо учитывать огромные энергозатраты на работу плазмотрона, что делает всю технологию, которая также имеет гидрометаллургическое продолжение малоперспективной.

Пыли отражательной печи состава, %: 1,52 Zn; 8,23 Сщ 4,16 Fe;7,83 РЬ; 0,04 Сё; 34,60 SiO2; 19,16 А1203; 4,62 СаО; 3,60 S, гранулировали и плавили в электропечах с добавлением 20 % извести и 4 % коксика в количестве от массы загружаемой пыли. Медь извлекается в штейн на 95 %. Свинец распределяется между штейном и возгонами, в шлак переходит не более 5 % РЬ; цинк на 86,5 % концентрируется во вторичных возгонах, которые обогащались по цинку в 9 раз, по свинцу 6,5, а содержание меди не превышало 1 % [27]. Данная технология перспективна при переработке пыли без высокого содержания мышьяка, практика показывает, что содержание мышьяка больше 1-2 %, приведет к образованию промежуточной шпейзовой фазы, которая будет сильно влиять на селективность отделения свинца от меди. Похожий процесс был реализован в филиале АО «Уралэлектромедь» ПСЦМ в п. Верх-Нейвинск. Пыль в составе шихты плавили в руднотермической печи с получением металлического свинца, шлакоштейна и вторичной пыли. Шлакоштейн отправляли на плавку в шахтные печи в составе медьсодержащей шихты. Основную проблему составляли вторичные пыли в которых содержание мышьяка составляло до 30 %. Этот продукт складировался, различные способы его вовлечения в производство свинца и цинка не принесли положительных результатов. Данная операция переработки пыли была ликвидирована в 2015 г.

В практике обесцинкования пылей и шламов сочетают процессы твердофазного восстановления оксидов углеродосодержащими материалами (кокс, уголь) с возгонкой металлического цинка, свинца и других летучих примесей и получением металлизированного железосодержащего губчатого продукта. В процессе восстановления при температурах 1100-1200 °С, наряду с образованием железа металлического, удаляется 75-99 % цинка и свинца [28-31]. Данный процесс на практике имеет те-же недостатки что и вельц-процесс, авторы также не указали поведение мышьяка.

Металлургическую пыль окусковывают совместно с углеродистым восстановителем, осуществляют сушку полученных окускованных материалов, их нагрев и обжиг во вращающихся трубчатых печах при температурах 1200-1400 °С, восстановление и возгон цинка в газовую фазу. Отходящие газы охлаждают, осуществляют окисление и конденсирование оксида цинка в виде тонкодисперсной пыли и ее улавливание. При окусковании пыли в шихту добавляют материал основного состава с содержанием MgO не менее 70 %, дополнительно, совместно с окускованным материалом, в печь загружают углеродистый восстановитель. Восстановительный обжиг проводят при температуре 1200-1400 °С. Выгруженный из печи обесцинкованный материал подвергают магнитной сепарации [32]. Температура выгружаемых материалов составляет 700-1000 °С; количество восстановителя крупностью 0-20 мм превышает стехиометрически необходимое содержание углерода для восстановлении оксидов железа, цинка и свинца в 1,5-2 раза или 200-500 кг на одну тонну пыли; степень металлизации железа не менее 75 % [33].

Цинк-железосодержащие пыли или шламы с восстановителем формуют для

получения шихтовых формовок толщиной 4-10 мм с рифленой поверхностью,

которые укладывают преимущественно, в один слой, а подачу теплоносителя в

обжиговую печь при 900-1100 °С осуществляют через газопроницаемое

транспортерное полотно, что обеспечивает повышение эффективности

переработки цинксодержащих пылей и шламов за счет сокращения энергозатрат и

повышения степени извлечения цинка [34]. Высушенные (6-10 мас. % влаги)

16

железо- и цинксодержащие шламы смешивают с железо- и цинксодержащими пылями, к смеси добавляют маслоокалиносодержащие отходы прокатного производства в количестве (0,04-1) : 1, а к получаемой смеси - отходы обжига доломита или отходы производства извести и бентонит в количествах, соответственно, 0,03-0,15 и 0,006-0,009 к смеси. Полученную сырьевую массу окомковывают и осуществляют обработку окатышей (10-25 мм) с коэффициентом расхода воздуха 0,45-0,95 и температурой 1150-1450 °С при разрежении в системе 15-160 Па и температуре отходящих продуктов обработки 450-700 °С, что повышает степень обесцинкования отходов [35]. Переработку Бе^п-сырья предваряет термическая обработка при 550-850 °С до содержания влаги не более 0,05 %, в которой содержание газов равно С02:(СО+С02) = 0,5-0,9 смеси исходного материала и восстановителя. Затем проводят восстановительный обжиг смеси без доступа воздуха при регулируемой температуре от 500-800 до 1100-1150 °С путем бесконтактного нагрева смеси продуктами горения топлива и с раздельным получением цинкового продукта и металлизованного железосодержащего продукта. Снижается расход восстановителя и топлива на получение Zn- и Бе-содержащего продуктов при одновременной утилизации отходов производства [36, 37].

При вельцевании окатышей крупностью 15-40 мм, содержащих 40-60 % Бе при мольном соотношении Бе/С = (0,7-1)/1, когда 90-95 % С составляет фракция минус 0,2 мм, получены металлизованные окатыши и товарные цинковые возгоны [38]. Мелкодисперсные железоцинксодержащие отходы восстанавливают каменноугольной смолой в количестве 10-20 % от массы отходов после окомкования. Термическую обработку окомкованных отходов осуществляют в присутствии твердого углеродсодержащего восстановителя в количестве 20-40 % от массы перерабатываемых отходов и образующихся продуктов пиролиза каменноугольной смолы с подачей во вращающуюся печь противоточного воздушного дутья. До воспламенения твердого восстановителя и продуктов пиролиза каменноугольной смолы в рабочем объеме печи сжигают газообразное

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Ковязин Антон Андреевич, 2026 год

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Лопухов Г.А. Переработка электросталеплавильной пыли // Новости черной металлургии за рубежом. 1997. № 1. С. 59-61.

2. Летимин В.Н., Макарова И.В., Васильева М.С., Насыров Т.М. Пыль и шлам газоочисток металлургических заводов и анализ путей их утилизации // Теория и технология металлургического производства. 2015. № 1(16). С. 82-86.

3. Dosmukhamedov N., Zholdasbay E., Argyn A. Extraction of Pb, Cu, Zn and As from Fine Dust of Copper Smelting Industry via Leaching with Sulfuric Acid // Sustainability. 2023. 15(22). 15881.

4. Dosmukhamedov N., Takishov A., Zholdasbay E., Argyn A. Extraction of arsenic from fine dust of copper smelters by reduction roasting with natural gas // Sustainable Environment Research. 2024. Vol. 34. No 20.

5. Wei Gao, Bin Xu, Junkui Yang. Recovery of valuable metals from copper smelting open-circuit dust and its arsenic safe disposal // Resources, Conservation and Recycling. 2022. Vol. 179. 106067.

6. Xingyuan Wan, Zhihe Dou, Jun Hao. Recovery of value-added products from copper slag by pyrometallurgy: Transfer and structure of arsenic compounds // Journal of Environmental Chemical Engineering. 2023. Vol. 11. Iss. 3. 109868.

7. Cong Li, Rong-Liang Zhang, Jia Zeng. Removal of arsenic from dusts produced during the pyrometallurgical refining of copper by vacuum carbothermal reduction // Vacuum. 2021. Vol. 188. 110166.

8. Huibin Zhang, Yanan Wang, Yuzheng He. Efficient and safe disposition of arsenic by incorporation in smelting slag through copper flash smelting process // Minerals Engineering. 2021. Vol. 160. 106661

9. Guangya Zheng, Jupei Xia, Hailang Liu, Zhengjie Chen. Arsenic removal from acid extraction solutions of copper smelting flue dust // Journal of Cleaner Production. 2021. Vol. 283. 125384.

10. Yun Zhou, Hongyang Wang, Haichuan Wang, Guangsheng Wei. Mechanism of arsenic distribution and migration during iron extraction by copper slag-steel slag combined reforming: A potential solution to refractory wastes // Journal of Cleaner Production. 2023. Vol. 420. 138399.

11. Yuhui Zhang, Xiaoyan Feng, Long Qian, Bingjie Jin. Separation of arsenic and extraction of zinc and copper from high-arsenic copper smelting dusts by alkali leaching followed by sulfuric acid leaching // Journal of Environmental Chemical Engineering. 2021. Vol. 9. Iss. 5. 105997.

12. Wen-Qing Ding, Lazhar Labiadh, Lei Xu. Current advances in the detection and removal of organic arsenic by metal-organic frameworks // Chemosphere. 2023. Vol. 339. 139687

13. Распоряжение Правительства РФ от 28.12.2022 N 4260-р «О Стратегии развития металлургической промышленности Российской Федерации на период до 2030 года»

14. Carlito Baltazar Tabelin, Ilhwan Park, Theerayut Phengsaart. Copper and critical metals production from porphyry ores and E-wastes: A review of resource availability, processing/recycling challenges, socio-environmental aspects, and sustainability issues / Resources, Conservation and Recycling. 2021. Vol. 170. 105610.

15. Ilhwan Park, Takashino Ryota, Takeuchi Yuto. A novel arsenic immobilization strategy via a two-step process: Arsenic concentration from dilute solution using schwertmannite and immobilization in Ca-Fe-AsO4 compounds // Journal of Environmental Management. 2021. Vol. 295. 113052

16. Hongyu Tian, Zhengqi Guo, Jian Pan. Comprehensive review on metallurgical recycling and cleaning of copper slag // Resources, Conservation and Recycling. 2021. Vol. 168. 105366

17. Shuying Wang, Bo Liu, Qian Zhang. Application of geopolymers for treatment of industrial solid waste containing heavy metals: State-of-the-art review // Journal of Cleaner Production. 2023. Vol. 390. 136053.

18. Tao Huang, Longfei Liu, Lulu Zhou. Operating optimization for the heavy metal removal from the municipal solid waste incineration fly ashes in the three-dimensional electrokinetics // Chemosphere. 2018. Vol. 204. P. 294-302.

19. Ze Zhang, Chutong Zhao, Yi Rao. Solidification/stabilization and risk assessment of heavy metals in municipal solid waste incineration fly ash: A review // Science of The Total Environment 2023. Vol. 892. 164451.

20. Amelia Schmidt, Bradley Martin Guy, Victor Montenegro. Flue Dust Reactions and Sticking Mechanisms in a Copper Flash Smelting Furnace Waste Heat Boiler: A Sampling Study // Journal of Sustainable Metallurgy. 2023. Vol. 9. Р. 848-859.

21. Патрушов А.Е. Разработка пирометаллургической технологии извлечения железа и цинка из пылей электросталеплавильного производства: диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук : 02.06.02, 2021.

22. Xing Gao, Yifan Chai, Yici Wang. Process and mechanism of preparing metallized blast furnace burden from metallurgical dust and sludge // Scientific Reports. 2024. Vol. 14. 9760.

23. Li Q. Situation and research development on resource utilization of metallurgical dust containing zinc in iron and steel industry // Chin. Metall. 2023. Vol. 33. Р. 1-9.

24. Juan M. T. S., Jorge S. M., Evaristo R. M. L., Francisco A. C. I. Leaching of zinc for subsequent recovery by hydrometallurgical techniques from electric arc furnace dusts and utilization of the leaching process residues for ceramic materials for construction purposes // Metals. 2021. Vol. 1603. Р. 1-17.

25. Jinsu K., MyungSuk S., Junkyu P., Jeeeun, K. Optimized rotary hearth furnace utilization with blast furnace and electric arc furnace: Techno-economics, CO2 reduction // Fuel Process. Technol. 2022. Vol. 237 107450.

26. He X., Xie S. F., Li X. F., Lv X. D., Huang, R. Experimental and mechanism research on vacuum carbothermal reduction of zinc-containing electric arc furnace dust // JOM. 2022. Vol. 74. Р. 3039-3048.

27. Li Y.-h., Liu Z.-h., Zhao Z.-w., Li Q.-h., Zeng L. Determination of arsenic speciation in secondary zinc oxide and arsenic leachability // Transactions of Nonferrous Metals Society of China.2012. Vol.22.Iss. 5. P. 1209-1216.

28. Christopher Hamann, Patrick Piehl, Eric Weingart. Selective removal of zinc and lead from electric arc furnace dust by chlorination-evaporation reactions // Journal of Hazardous Materials. 2024. Vol. 465. 133421.

29. Y. Xiao, P. Beentjes, M. Soefihara, Y. Yang. Removal of Lead and Zinc from Blast Furnace Sludge Through High Temperature Carbochlorination // J. Phys.: Conf. Ser. 2024. Vol. 2738. 012030.

30. Mohammad Al-Harahsheh, Sanad Altarawneh, Mohammad Al-Omari Selective dissolution of zinc and lead from electric arc furnace dust via oxidative thermolysis with polyvinyl chloride and water-leaching process // Hydrometallurgy. 2022. Vol. 212. 105898.

31. Podusovskaya N.V., Komolova O.A., Grigorovich K.V. Lead and zinc selective extraction from EAF dust while heating in resistance furnace with flowing argon // Izvestiya. Ferrous Metallurgy. 2023. Vol. 66. No 3: Р. 344-355.

32. Способ переработки пыли металлургического производства: пат.2450065Рос. Федерация: MnKC22B7/02,C22B19/38/ Е.Н. Ненашев, С.Ю. Одегов, С.П. Коростелёв, В.В. Дунаев, С.Н. Сырескин, Г.В. Таратухин ,А.А. Реан, Л.М. Аксельрод, А.П. Баранов, С.Г. Меламуд, В.А. Мальцев, В.А. Фоменко; заявитель и патентообладатель: Общество с ограниченной ответственностью "Группа «Магнезит»" . -2010130985/02; заявл. 23.07.2010; опубл. 10.05.2012, Бюл. № 13. - 8 с.

33. ^особ утилизации пыли электросталеплавильных печей: пат. 2484153Рос. Федерация: MnKC22B7/02,C22B19/30/ С.И. Иваница, С.И. Логиновских, В.А. Мальцев, С.Г. Меламуд, А.В. Мокрецов, Д.Ю. Храмов; заявитель и патентообладатель: С.И. Иваница, С.И. Логиновских, А.В. Мокрецов, Д.Ю. Храмов. -2010133425/02; заявл. 09.08.2010; опубл. 10.06.2013, Бюл. № 16. - 8 с.

34. Способ переработки цинк-железосодержащих пылей или шламов металлургического производства: пат. 2465352Рос. Федерация: MnKC22B7/00,C22B19/30/ Д.В. Сталинский, А.М. Касимов; заявитель и патентообладатель: Государственное предприятие "Украинский научно-технический центр металлургической промышленности «Энергосталь»". -2010150013/02; заявл. 06.12.2010; опубл. 27.10.2012, Бюл. № 30. - 9 с.

35. Способ переработки некондиционных железо- и цинксодержащих отходов металлургического производства: пат. 2404271Рос. Федерация: MnKC22B7/00,C22B19/30/ В.П. Ульянов, В.Ф. Дьяченко, А.П. Артамонов, М.Ф. Гибадулин, И.В. Ульянова, А.С. Смирнов; заявитель и патентообладатель: Открытое акционерное общество «Магнитогорский металлургический комбинат». -2009107657/02; заявл. 03.03.2009; опубл. 20.11.2010, Бюл. № 32. - 18 с.

36. Способ непрерывной переработки железоцинкосодержащих пылей и шламов: пат. 2403302Рос. Федерация: MnKC22B7/02,C22B19/30, C22B19/38/ В.М. Колокольцев, В.А. Бигеев, С.К. Сибагатуллин, А.В. Пантелеев; заявитель и патентообладатель: ГОУ ВПО «Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова». -2010105386/02; заявл. 15.02.2010; опубл. 10.11.2010, Бюл. № 31. - 9 с.

37. Sayaf Mustafa, Luo Liqun, Niyonzima Jean Christophe. Novelty on deep reduction roasting through removal of lead and zinc impurities from iron ore afore ironmaking // Powder Technology. 2023. Vol. 428. 118857.

38. Способ переработки железоцинксодержащих материалов: пат. 2329312Рос. Федерация: MПKC22B7/02,C22B19/30, C22B19/38/BT. Мизин, И.Е. Сперкач, Е.А. Самсиков, П.А. Козлов, А.В. Колесников, А.И. Кононов; заявитель и патентообладатель: Открытое акционерное общество «Новолипецкий металлургический комбинат» (ОАО «НЛМК»). - 2006107028/02; заявл. 06.03.2006; опубл. 20.07.2008, Бюл. № 20. - 5 с.

39. Способ переработки железоцинксодержащих отходов металлургического

производства: пат. 2283885Рос. Федерация: MПKC22B7/02,C22B19/30, C22B19/38/

В.А. Москаленко, М.Г. Уваров, В.В. Борисов, С.Я. Иванов; заявитель и

140

патентообладатель: Открытое акционерное общество «Уральская сталь» (ОАО «Урал Сталь»). - 2005118625/02; заявл. 15.06.2005; опубл. 20.09.2006, Бюл. № 26. -11 с.

40. Способ обесцинкования шламов доменного производства: пат. 2277597Рос. Федерация: МПKC22B7/00,C22B19/30 / А.Н. Кошкалда, Н.В. Сукинова, Л.В. Сафронова; заявитель и патентообладатель: Открытое акционерное общество «Магнитогорский металлургический комбинат». -2004125255/02; заявл. 17.08.2004; опубл. 10.06.2006, Бюл. № 16. - 4 с.

41. Способ переработки цинксодержащих пылей и шламов металлургического и горного производства: пат. 2340403Рос. Федерация: МПК C22B19/30, B03B9/06 / В.Х. Валеев, С.Р. Калмукашев, В.Ф. Колесников, С.В. Колесников, Ю.В. Сомова; патентообладатели: Валеев В. Х., Калмукашев С.Р., Колесников В. Ф., Колесников С.В., Сомова Ю.В. - 2006103776/03; заявл. 08.08.2006; опубл. 10.12.2008, Бюл. № 34. - 6 с.

42. Способ извлечения цинка из гартцинка и печь для его осуществления: пат. 2363747 Рос. Федерация: МПК C22B7/00, C22B19/30, F27B14/00 / Р.А. Юдин, А.В. Виноградов, С.В. Ковряков, Э.А. Судаков, А.Н. Яничев; заявитель и патентообладатель: Открытое акционерное общество «Северсталь-метиз». -2007149480/02; заявл. 27.12.2007; опубл. 10.08.2009, Бюл. № 22. - 7 с.

43. Ермаков В.И. Комплексная переработка тонких пылей уральских медеплавильных предприятий // Цветные металлы, 1979. № 12. С. 26-30.

44. Yangfan Chen, Wenxin Teng, Xin Feng. Efficient extraction and separation of zinc and iron from electric arc furnace dust by roasting with FeSO4-7H2O followed by water leaching // Separation and Purification Technology. 2022. Vol. 281. 119936

45. Chen Li, Wei Liu, Fen Jiao. Separation and recovery of zinc, lead and iron from electric arc furnace dust by low temperature smelting // Separation and Purification Technology. 2023. Vol. 312. 123355.

46. Liushun Wu, Haiqing Mei, Kunlong Liu. The behavior of separation and

enrichment of valuable metals during the synergistic processing of metallurgical dust and

sludge via roasting in rotary kiln //Journal of Environmental Chemical Engineering. 2023.

141

Vol. 11. Iss. 2109473

47. Liu B., Dai S., Shen F. Металлургическая характеристика брикетов пыли электродуговых сталеплавильных печей в смеси с углем // J. Notheast. Univ. Natur. Sci. 2004. Vol. 25. № 5. P. 431-434.

48. Барбин Н.М., Казанцев Г.Ф., Моисеев Г.К., Ватолин Н.А. Переработка цинково-свинцовых пылей в карбонатном расплаве // Цветные металлы, 2004. № 3. С.17-20.

49. Способ переработки свинецсодержащего лома и свинцовых пылей: пат. 2104319 Рос. Федерация: МПК C22B7/00, C22B7/02, С22В13/02 / Ю.П. Зайков, А.Р. Бекетов, Ю.С. Кривоносов, В.А. Кравцов; патентообладатели: Зайков Ю.П., Бекетов А.Р., Кривоносов Ю.С., Кравцов В.А; заявл. 17.07.1996; опубл. 10.02.1998.

50. Shuying Wang, Bo Liu, Qian Zhang. Application of geopolymers for treatment of industrial solid waste containing heavy metals: State-of-the-art review // Journal of Cleaner Production. 2023. Vol. 390. 136053.

51. Zhihao Ren, David Z. Zhang, Guang Fu. High-fidelity modelling of selective laser melting copper alloy: Laser reflection behavior and thermal-fluid dynamics // Materials & Design. 2021. Vol. 207. 109857.

52. Ming Wei, Wen Jun Ding, Guglielmo Vastola. Quantitative study on the dynamics of melt pool and keyhole and their controlling factors in metal laser melting // Additive Manufacturing. 2022. Vol. 54. 102779.

53. Jianjun Sun, Liuyang Dong, Tianfu Zhang. Efficient recovery of copper from copper smelting slag by gravity separation combined with flotation // Chemical Engineering Journal. 2024. Vol. 494. 153159.

54. Jiawei Zhang, Xiaohui Sun, Jianguo Deng. Emission characteristics of heavy metals from a typical copper smelting plant // Journal of Hazardous Materials. 2022. Vol. 424. Part A. 127311.

55. Muhammad Adnan, Baohua Xiao, Muhammad Ubaid Ali. Heavy metals pollution from smelting activities: A threat to soil and groundwater // Ecotoxicology and Environmental Safety. 2024. Vol. 274. 116189.

56. Копылов Н.И., Дегтярев С.В., Толкачев Н.П. Исследование поведения мышьяка в сульфидных расплавах // Цветные металлы. 1984. № 11. С. 16-18.

57. Розловский А.А., Богданов В.А. Переработка мышьяковистых полупродуктов предприятий цветной металлургии // Цветные металлы. 2003. № 2. С. 30-32.

58. Ruibing Li, Zhixin Yao, Sansan Yu. Surface modification of arsenic sulfide particles for their stabilization // Journal of Cleaner Production. 2023. Vol. 398. 136491.

59. Hui XU, Li-wei YAO, Qiu-jing XU. Process and mechanism of hydrothermal stabilization for arsenic sulfide sludge containing elemental sulfur // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2022. Vol. 32. Iss. 3. P. 1041-1049.

60. Jinping Ma, Yifu Li, Bin Yang. Green and efficient removal of arsenic and recovery of tin from hazardous waste tin refined copper slag // Separation and Purification Technology. 2025. Vol. 354. Part 2. 128785.

61. Wenhua Li, Wei Liu, Fen Jiao. Comprehensive recovery of arsenic and valuable metals from lead smelting flue dust: Process optimization and mechanism investigation // Separation and Purification Technology. 2025. Vol. 353. Part B. 128497.

62. Wenhua Li, Junwei Han, Wei Liu. Separation of arsenic from lead smelter ash by acid leaching combined with pressure oxidation // Separation and Purification Technology. 2021. Vol. 273. 118988.

63. Wei Liu, Junwei Han, Zihan Li. Selective Separation of Arsenic from Lead Smelter Flue Dust by Alkaline Pressure Oxidative Leaching // MDPI Minerals. 2019. Vol. 9. No 5. P. 308-315.

64. Сыроешкин М.Е., Юмакаев Ш.И. Переработка вельц-окислов, шлаковозгонов и свинцовых пылей на свинцово-цинковых заводах. М.: Металлургия, 1971. 88 с.

65. Sposob otrzymywania w piecach oborotwo swahadlowych: пат. 156564 Польша: МПК С22В13/02; заявл. 1987.

66. Шубинок А.В. Гидрометаллургическая переработка пылей медной плавки Ванюкова // Комплексное использование минерального сырья, 1991. № 9. С. 71-73.

67. Буранбаев М.Е., Пинегина Н.Д., Суворова Л.А. Гидрометаллургическая переработка пылей электрофильтров // Цветная металлургия. 1990. №2 5. С. 39-41.

68. Morales A., Cruells M., Roca A., Bergo R. Treatment of copper flash smelter flue dusts for copper and zinc extraction and arsenic stabilization. Hydrometallurgy. 2010. Vol. 105. Р. 148-154.

69. Okanigbe D.O., Popoola A.P.I., Adeleke A.A. Characterization of Copper Smelter Dust for Copper Recovery // Procedia Manufacturing. 2017. Vol. 7. Р. 121-126.

70. Сергеева Ю.Ф. Комплексная переработка тонких пылей медеплавильного производства ОАО «СУМЗ»: автореф. канд. техн. наук: 05.16.02 Металлургия черных цветных и редких металлов / УрФУ: Екатеринбург, 2013. 23 с.

71. Qiang L., Pinto I.S.S., Youcai Z. Sequential stepwise recovery of selected metals from flue dusts of secondary copper smelting // Journal of Cleaner Production. 2014. Vol. 84. P. 663-670.

72. Vakylabad A.B., Ranjbar M., Manafi Z., Bakhtiar F. Tank bioleaching of copper from combined flotation concentrate and smelter dust // International Biodeterioration & Biodegradation. 2011. Vol. 65. Iss. 8. P. 1208-1214.

73. Xingjie Wang, Liyuan Ma, Jiangjun Wu. Effective bioleaching of low-grade copper ores: Insights from microbial cross experiments // Bioresource Technology. 2020. Vol. 308. 123273.

74. Jianxing Sun, Wenbo Zhou, Lijuan Zhang. Bioleaching of Copper-Containing Electroplating Sludge // Journal of Environmental Management. 2021. Vol. 285. 112133.

75. B. Tuvd, A. Tholmonbaatar, C. Radnaabazar. Bioleaching of Copper Concentrate by Indigenous Isolates of Iron and Sulfur-Oxidizing Bacteria from Acid Mine Drainage // Iranian Journal of Chemistry and Chemical Engineering. 2023. Vol. 42. Iss. 6 - Serial Number 128. P. 2036-2046.

76. Xu Z.-f., Li Q., Nie H.-p. Pressure leaching technique of smelter dust with high-copper and high-arsenic // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2010. Vol. 20. Supp. 1. P. 176-181.

77. Guo X.-y., Yi Y., Shi J., Tian Q. Leaching behavior of metals from high-arsenic dust by NaOH-Na2S alkaline leaching // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2016. Vol. 26. Iss. 2. P. 575-580.

78. Guo X.-y., Shi J., Yi Y., Tian Q., Li D. Separation and recovery of arsenic from arsenic-bearing dust // Journal of Environmental Chemical Engineering. 2015. Vol 3. Iss. 3. P. 2236-2242.

79. Li X., Zhu X., Qi X., Li K., Zhang X. Pyrolysis of arsenic-bearing gypsum sludge being substituted for calcium flux in smelting process // Journal of Analytical and Applied Pyrolysis. 2018. Vol. 130. P. 19-28.

80. Weijiao Yang, Long Qian, Bingjie Jin. Leaching behaviors of copper and arsenic from high-arsenic copper sulfide concentrates by oxygen-rich sulfuric acid leaching at atmospheric pressure // Journal of Environmental Chemical Engineering. 2022. Vol. 10. Iss. 2. 107358.

81. Lane D.J., Cook N.J., Grano S.R., Ehrig K. Selective leaching of penalty elements from copper concentrates: A review // Minerals Engineering. 2016. Vol. 98. P. 110-121.

82. He Y.-l., Xu R.-d., He S.-w., Chen H.-s., Shen Q.-f. ф-pH diagram of As-N-Na-H2O system for arsenic removal during alkaline pressure oxidation

leaching of lead anode slime // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2017. Vol. 27. Iss. 3. P. 676-685.

83. Liu Y., Zheng Y.-j., Sun Z.-m. Preparation of high purity cadmium with micro-spherical architecture from zinc flue dust // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2015. Vol.25. Iss. 6. P. 2073-2080.

84. Худяков И.Ф., Дорошкевич А.П., Карелов С.В. Металлургия вторичных тяжелых цветных металлов. М.: Металлургия, 1987. 528 с.

85. Mukongo T., Maweja K., Ngalu B., Mutombo I., Tshilombo K. Zinc recovery from the water-jacket furnace flue dusts by leaching and electrowinning in a SEC-CCS cell // Hydrometallurgy. 2009.Vol. 97. Iss. 1-2. P. 53-60.

86. Ruiz M.C., Daroch F., Padilla R. Digestion kinetics of arsenic removal from

enargite-tennantite concentrates // Minerals Engineering. 2015. Vol. 79. P. 47-53.

145

87. Yuhui Zhang, Bingjie Jin, Yinghong Huang. Two-stage leaching of zinc and copper from arsenic-rich copper smelting hazardous dusts after alkali leaching of arsenic // Separation and Purification Technology. 2019. Vol. 220. P. 250-258.

88. Qi Zhang, Hongying Xia, Yingjie Xu. Mechanism of removal of toxic arsenic (As) from zinc sulfate solution by ultrasonic enhanced neutralization with zinc roasting dust // Separation and Purification Technology. 2023. Vol. 322. 124258.

89. Qi Zhang, Junchang Liu, Hongying Xia. Effective removal of As from a high arsenic-bearing ZnSO4 solution by ultrasonic enhanced ozonation in a one-pot method // Ultrason Sonochem. 2023. Vol. 102. 106748.

90. Saeed Ahmadi Vaselabadi. Solution Synthesis of Sb2S3 and Na3SbS4 SolidState Electrolyte // J. Electrochem. Soc. 2021. Vol. 168. 110533.

91. Adam Bertrand, A. Paecklar, T. Barbier, F. Gascoin. Rapid synthesis process and characterization for high purity sodium thioantimoniate nonahydrate // Dalton Transactions. 2022. Vol. 51. No 30. P. 11340-11345.

92. Wei Wang, Shuai Wang, Jia Yang. Preparation of Antimony Sulfide and Enrichment of Gold by Sulfuration-Volatilization from Electrodeposited Antimony // Minerals. 2022. Vol. 12. No 2. P. 264-270.

93. Megaloudi R.A., Kourtis A., Oustadakis P. Extraction from Galena Concentrates // Mater. Proc. 2021. Vol. 5. P. 130-136.

94. Xuyong Feng, Hong Fang, Pengcheng Liu. Heavily Tungsten-Doped Sodium Thioantimonate Solid-State Electrolytes with Exceptionally Low Activation Energy for Ionic Diffusion // Angewandte Chemie. 2021. Vol. 60, Iss. 50. P. 26158-26166.

95. Steer J.M., Griffiths A.J. Investigation of carboxylic acids and non-aqueous solvents for the selective leaching of zinc from blast furnace dust slurry // Hydrometallurgy. 2013. Vol. 140. P. 34-41.

96. Zhang D., Zhang X., Yang T., Rao S., Hu W., Liu W., Chen L. Selective leaching of zinc from blast furnace dust with mono-ligand and mixed-ligand complex leaching systems // Hydrometallurgy, Volume 169, 2017, pp. 219-228.

97. Li C.-x., Xu H.-s., Deng Z.-g., Li X.-b., Li M.-t., Wei C. Pressure leaching of zinc silicate ore in sulfuric acid medium // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2010. Vol. 20, Iss. 5. P. 918-923.

98. Oustadakis P., Tsakiridis P.E., Katsiapi A., Agatzini-Leonardou S. Hydrometallurgical process for zinc recovery from electric arc furnace dust (EAFD): Part I: Characterization and leaching by diluted sulphuric acid // Journal of Hazardous Materials. 2010. Vol. 179. Iss. 1-3. P. 1-7.

99. Ahmed I.M., Nayl A.A., Daoud J.A. Leaching and recovery of zinc and copper from brass slag by sulfuric acid // Journal of Saudi Chemical Society. 2016. Vol. 20. Supp. 1. P. 280-285.

100. Sethurajan M., Huguenot D., Jain R., Lens P.N.L., Horn H.A. , Figueiredo L.H.A., Hullebusch E.D. Leaching and selective zinc recovery from acidic leachates of zinc metallurgical leach residues // Journal of Hazardous Materials. 2017. Vol. 324. Part A. Р. 71-82.

101. Способ получения металлического свинца: пат. 2237735 Рос. Федерация: МПК C22B13/00 / Л.А. Поляков, А.Н. Татаринов, Ю.А. Монастырев, Л.Н. Изовская, Т.Г. Киселева, Е.А. Вилкай; заявитель и патентообладатель: ФГУП "Комбинат «Электрохимприбор»"; заявл. 08.01.2003; опубл. 10.10.2004.

102. Способ переработки свинецсодержащих пылей: пат. 2098502 Рос. Федерация: МПК С22В7/02, С22В13/02; заявитель и патентообладатель: ТОО «Электрохимические технологии металлов». - 95111901; заявл. 11.07.1995; опубл. 10.12.1997.

103. Способ гидрометаллургической переработки свинецсодержащих концентратов: пат. 2233343 Рос. Федерация: МПК С22В13/00 / Г.Л. Пашков, А.Г. Холмогоров, Ю.Л. Михлин, Е.В. Михлина, Н.В. Зорина, А.Д. Михнев, Т.В. Ступко, С.В. Останова, С.С. Сердюк; заявитель и патентообладатель: Институт химии и химической технологии СО РАН. - 2002117528/02; заявл. 01.07.2002; опубл. 27.07.2004.

104. Способ переработки свинец-цинксодержащих руд: пат. 2400547 Рос.

Федерация: МПК C22B19/34, C22B13/00, C22B1/02, C22B3/04 / В.А. Борисов, А.Н.

147

Дьяченко, Р.И. Крайденко; заявитель и патентообладатель: ГОУ ВПО Томский политехнический университет. - 2009108585/02; заявл. 10.03.2009; опубл. 27.09.2010, Бюл. № 27. - 5 с.

105. Способ переработки серебросодержащих свинцовых отходов для извлечения серебра и свинца в виде продуктов; пат. 2397259 Рос. Федерация: МПК C22B11/00^C22B13/00, C22B7/00, C22B3/10 / М.И. Наторхин, А.П. Гаршин; заявитель и патентообладатель: ГОУ ВПО «Санкт-Петербургский государственный политехнический университет» . - 2009108781/02; заявл. 10.03.2009; опубл. 20.08.2010, Бюл. № 23. - 7 с.

106. Способ гидрометаллургической переработки сульфидных свинцовых руд: пат. 165550 Рос. Федерация: МПК С22d / Л.С. Гецкин, В.В. Яцук, А.П. Пантелеева, И.К. Каковский. - 821422/22-2; заявл. 23.11.1963; опубл. 08.10.1964, Бюл. № 19. - 4 с.

107. Раствор для извлечения свинца из продуктов металлургического производства: пат. 1444377 Рос. Федерация: МПК С22В13/04 / В.С. Сорокина, М.П. Смирнов; заявитель и патентообладатель: Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов. - 4194300/23-02; заявл. 06.01.1987; опубл. 15.12.1988, Бюл. № 46. - 4 с.

108. Набойченко С.С. Практикум по гидрометаллургии. Учебное пособие для ВУЗов по специальности «Металлургия цветных металлов» / С.С. Набойченко, В.Г. Лобанов. - М.: Металлургия, 1992. - 336 с.

109. Агеев Н. Г. Металлургические расчеты с использованием пакета прикладных программ HSC Chemistry : учебное пособие / Н. Г. Агеев, С. С. Набойченко ; [научный редактор С. С. Набойченко]. — Екатеринбург : Издательство Уральского университета, 2016. — 124 с.

110. Мальцев, Г. И., Тимофеев К. Л. Расчет и оптимизация технологий с использованием HSC Chemistry: учебное пособие // Вологда : Инфра-Инженерия, 2023. — 212 с.

111. Georgiou, D. Sulphuric acid pressure leaching of a limonitic latente: chemistry and kinetics / D. Georgiou, V.G Papangelakis // Hydrometallurgy, 49. - 1998. - P.23-46

112. Серебряков М.А. Разработка гидрометаллургической технологии переработки некондиционных медных концентратов обогащения медистых песчаников: диссертация на соискание степени кандидата технических наук: 05.16.02, 2018.

113. Неустроев В.И., Каримов К.А., Набойченко С.С., Ковязин А.А. Автоклавное выщелачивание мышьяка из медных концентратов и штейнов // Металлург. 2015. №2. С 72-74.

114. Неустроев В.И., Каримов К.А., Набойченко С.С., Матвеев А.В., Скопов Г.В. Автоклавное выщелачивание штейнов от плавки полупродуктов металлургического производства // Цветные металлы. 2013. №8. С 75-78.

115. Рогожников Д. А. Азотнокислотная переработка полиметаллического упорного сульфидного сырья цветных металлов : диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук : 05.16.02, 2020.

116. Должийн Цогтхангай Гидрометаллургическая переработка медного концентрата КОО «Эрдэнэт» : автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук. 2011

117. ГОСТ 5583-78. Кислород газообразный технический и медицинский. Технические условия (с Изменениями N 1, 2, 3, 4).

118. А.И. Рюмин, Н.В. Миронкина Исследование кинетических закономерностей растворения сульфата свинца в растворах хлорида и гидроксида натрия // журнал Сибирского федерального университета. серия: техника и технологии. 2013. №4 С 450-454.

119. Н.В. Миронкина, О.Н. Вязовой, А.Д. Михнев, А.И. Рюмин Изучение растворимости сульфата свинца и хлорида серебра в растворах хлорида натрия // Сибирский журнал науки и технологий. 2007.

120. Кочин В.А. Автоклавная переработка коллективного медно-свинцово-цинкового концентрата: диссертация на соискание степени кандидата технических наук: 05.16.02, 2013.

121. Kritskii Aleksei, Naboichenko Stanislav, Karimov Kirill, Vivek Agarwal, Mari Lundström Hydrothermal pretreatment of chalcopyrite concentrate with copper sulfate Solution // Hydrometallurgy. 2020. Vol 197.

122. Набойченко С.С., Неустроев В.И. О гидротермальном взаимодействии пирита с сульфатом меди. // Известия ВУЗов / Цветная металлургия. №1. - 1980. -С.22-26.

123. А.Е. Соболев Кинетика окисления пирита и сфалерита в присутствии окислителей. Дис. канд. тех. наук. Тверь: ТГТУ - 2004.

124. Химическая энциклопедия / Редкол.: Кнунянц И.Л. и др.. — М.: Советская энциклопедия, 1988. — Т. 1 (Абл-Дар). — 623 с.

125. Леонов В.Т. Научные и технологические основы утилизации и переработки оксидов азота из отходящих газов. Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук. Москва. 2009.

126. Крицкий А.В. Гидротермальное рафинирование халькопиритных концентратов: диссертация на соискание степени кандидата технических наук:05.16.02, 2020.

Таблица 1 - Материальный баланс технологии азотно-сернокислотного выщелачивания пыли

Наименование Объем, м3 Масса, т Cu Zn Fe As Pb

%, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т %

Поступило

УРФ 17000 5,2 887 50,9 14,0 2380 59,1 7,7 1305,6 13,3 10,0 1700 74,5 15,4 2618 73,0

ПВ 8100 9,3 753 43,2 12,5 1013 25,1 9,7 785,7 8,0 6,6 535 23,4 11,9 964 26,9

Оборотный концентрат 4733 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

7889 1,1 86 4,9 7,7 607 15,1 45,7 3602,8 36,8 0,5 40 1,8 0,0 2 0,0

Серная кислота 2535

Азотная кислота 3765

Вода 111564

Оборотный раствор флотации 35895

Сода 3402

Известковое молоко 42668

Пиритный концентрат 8978 0,2 18 1,0 0,3 27 0,7 45,7 4100 41,9 0,1 7 0,3 0,0 3 0,1

ИТОГО 201160 45369 1745 4027 9794 2282 3586

Получено

Медный концентрат 1984 0,0 0 0,0 0,1 3 0,1 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

5951 25,2 1500 86,0 1,8 110 2,7 36,1 2150 22,0 1,1 67 2,9 0,0 2 0,0

Свинцовый кек 3241 0,0 0 0,0 0,1 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,1 0 0,0

9722 1,2 121 6,9 1,1 104 2,6 7,3 713 7,3 1,1 107 4,7 36,8 3579 99,8

Zn кек 19215 0,0 0 0,0 0,1 1 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

15721 0,1 13 0,8 20,2 3070 76,2 8,6 1359 13,9 0,1 11 0,5 0,0 2 0,0

Fe-As продукт 3006 0,1 0 0,0 0,0 0 0,0 7,6 23 0,2 0,1 0 0,0 0,0 0 0,0

10370 0,2 23 1,3 1,2 126 3,1 18,8 1946 19,9 19,8 2056 90,1 0,0 1 0,0

Оборотный концентрат 4733 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

7889 1,1 86 4,9 7,7 607 15,1 45,7 3603 36,8 0,0 40 1,8 0,0 2 0,0

Раствор осаждения Zn 105400 0,0 0 0,0 0,1 5 0,1 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

Раствор карбонизации Pb 27687 0,0 0 0,0 0,1 3 0,1 0,0 0 0,0 0,0 1 0,0 0,1 1 0,0

Оборотный раствор флотации 35895 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

ИТОГО 201160 49653 1745 100 4027 100 9794 100 2282 100 3586 100

Таблица 2 - Материальный баланс технологии автоклавного выщелачивания пыли

Наименование Объем, м3 Масса, т Cu Zn Fe As Pb

%, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т % %, г/дм3 m, т %

Поступило

УРФ 17000 5,2 887 53,0 14,0 2380 69,1 7,7 1306 13,5 10,0 1700 75,6 15,4 2618 73,0

ПВ 8100 9,3 753 45,0 12,5 1013 29,4 9,7 786 8,1 6,6 535 23,8 11,9 964 26,9

Вода 173532 173532

Серная кислота 5201 9414

Пиритный концентрат 16569 0,2 33 2,0 0,3 50 1,4 45,7 7567 78,3 0,1 13 0,6 0,0 5 0,1

Известковое молоко 26908 26908

Сода 1990

Хлорид кальция 6325

Хлорид натрия 9488

ИТОГО 205641 269326 1674 100,0 3442 100,0 9658 100,0 2248 100,0 3587 100,0

Получено

Медный концентрат 5468 26,4 1441 86,1 0,3 16 0,5 41,5 2270 23,5 0,8 41 1,8 0,0 1 0,0

1367 0,0 0 0,0 61,9 85 2,5 8,6 12 0,1 0,3 0 0,0 0,0 0 0,0

Пиритный концентрат (оборотный) 12758 0,6 83 5,0 0,1 71 2,1 38,6 4918 50,9 0,5 65 2,9 0,0 3 0,1

3190 0,0 0 0,0 61,9 197 5,7 8,6 28 0,3 0,3 1 0,0 0,0 0 0,0

Раствор осаждения Zn 59471 0,0 0 0,0 0,1 3 0,1 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

Zn кек 15109 0,0 0 0,0 0,1 1 0,2 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0

12362 0,0 1 0,1 23,8 2947 85,6 3,3 412 4,3 0,1 13 0,6 0,0 1 0,0

Fe-As кек 4308 0,0 0 0,0 0,1 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 27,7 119 3,3

12925 1,1 148 8,8 0,9 116 3,4 15,6 2018 20,9 16,5 2127 94,6 0,6 79 2,2

Кек осаждения Pb 2070 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,1 0 0,0

6211 0,1 0 0,0 1,0 6 0,2 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 54,2 3366 93,8

Раствор осаждения 120126 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,0 0 0,0 0,1 17 0,5

ИТОГО 205641 49723 1674 100 3442 100 9658 100 2248 100 3587 100

Таблица 1 - Себестоимость производства технологии азотно-сернокислотного выщелачивания пыли

Наименование Ед. изм. Руб./ед. на 1 т на годовую переработку

Расход Стоимость, руб Расход Стоимость, т. Руб

Сырье:

1. Металлургические пыли т 0 1 0 26000 0,00

2. Пиритный концентрат т 0 1 0 8978 0,00

Вспомогательные материалы:

3. Серная кислота т 2187 0,10 213 2535 5 544,05

4. Азотная кислота т 60900 0,10 6221 2656 161 750,40

5. Сода т 20000 0,09 1885 2450 49 000,00

6. Известь т 1600 0,19 302 4910 7 856,00

7. Фильтроткань компл 700000 0,00046 323 12 8 400,00

Энергоресурсы:

8. Электроэнергия кВт 3,98 267,7 1065 6959808 27 700,04

9. Вода м3 2,89 2,9 8 76218 220,27

10. Пар Гкал 736,94 0,14 102 3600 2 652,98

11. Сжатый воздух м3 0,36 9,6 3 250000 90,00

Персонал:

12. Рабочие чел 1269 50 33 000,00

13. ИТР чел 318 8 8 280,00

14. Отчисления 506 13 168,32

Амортизация:

15. Оборудование 3626 94 279,30

16. Здания и сооружения 435 11 313,52

17. Ремонт 1813 47 139,65

Утилизация:

18. Растворы отработанные м3 500 27687 13 843,50

19. Кек мышьяк содержащий т 65000 10307 669 955,00

Цеховая себестоимость 18092 470 394,52

Общепроизводственные расходы (20%) 3618 94 078,90

Заводская себестоимость 21711 564 473,43

Таблица 2 - Себестоимость производства технологии автоклавного выщелачивания пыли

Наименование Ед. изм. Руб./ед. на 1 т на годовую переработку

Расход Стоимость, руб Расход Стоимость, т. Руб

Сырье:

1. Металлургические пыли т 0 1 0 26000 0,00

2. Пиритный конценрат т 0 1 0 3811 0,00

Вспомогательные материалы:

3. Серная кислота т 2187 0,20 437 5201 11 374,59

4. Сода т 20000 0,08 1528 1986 39 720,00

5. Хлорид кальция т 15000 0,22 3235 5607 84 105,00

6. Хлорид натрия т 5000 0,59 2962 15400 77 000,00

7. Известь т 1600 0,11 182 2960 4 736,00

8. Фильтроткань компл 700000 0,00031 215 8 5 600,00

Энергоресурсы:

9. Электроэнергия кВт 3,98 282,4 1124 7342870 29 224,62

10. Вода м3 2,89 1,9 6 49809 143,95

11. Пар Гкал 736,94 0,22 164 5800 4 274,25

12. Сжатый воздух м3 0,36 13,5 5 350000 126,00

13. КВС м3 35 10,2 357 265200 9 282,00

Персонал:

13. Рабочие чел 1269 50 33 000,00

14. ИТР чел 318 8 8 280,00

15. Отчисления 506 13 168,32

Амортизация:

16. Оборудование 3846 100 007,30

17. Здания и сооружения 462 12 000,88

18. Ремонт 1923 50 003,65

Утилизация:

19. Растворы отработанные м3 500 45525 22 762,50

20. Кек мышьяк содержаший т 65000 12925 840 125,00

Цеховая себестоимость 18540 482 046,55

Общепроизводственные расходы (20%) 3708 96 409,31

Заводская себестоимость 22248 578 455,86

Таблица 1 - Расчет капитальных затрат технологии азотно-сернокислотного выщелачивания пыли

Расчет капитальных затрат

В работе Резерв Общее кол-во Объем, м3 Производ. Ориентир. стоимость, тыс. руб/ед Ориентир. стоимость, тыс. руб

1. Складское хозяйство и приготовление растворов

Склад пыли

Кран-балка 1 0 1 5 т 400 400

Бункер для исходных пылей 2 0 2 20 400 800

Ленточный весовой дозатор 2 0 2 0-100 т/ч 600 1 200

4 Транспортер ленточный 2 0 2 400 800

Рукавный фильтр 2 0 2 5000 нм3/ч 1 500 3 000

Склад соды

Бункер соды 1 0 1 20 400 400

Дозатор роторный 1 0 1 0-20 т/ч 200 200

10 Бак репульпатор 1 0 1 50 5 000 5 000

11 Насос 2 1 3 100 м3/ч 500 1 500

Участок приготовления известкового молока

12 Приемный бункер 1 0 1 400 400

13 Ленточный питатель 1 0 1 400 400

14 Шаровая мельница 1 0 1 8 000 8 000

15 Классификатор 1 0 1 1 000 1 000

16 Репульпатор 2 0 2 20 3 000 6 000

17 Насос 1 1 2 150 м3/ч 700 1 400

18 Насос подачи 2 2 4 20 м3/ч 300 1 200

Склад кислоты

19 Приемный бак 2 1 3 50 2 000 6 000

20 Насос 2 1 3 150 м3/ч 700 2 100

21 Бак расходный 2 1 3 5 500 1 500

22 Насос подачи 2 1 3 5 м3/ч 300 900

2. Выщелачивание пыли 0

23 Реактор 2 0 2 30 3 000 6 000

24 Насос 0 2 2 150 м3/ч 700 1 400

25 Бак накопительный 1 0 1 100 3 000 3 000

26 Фильтр-пресс 250 м2 2 0 2 0 - 2 т/ч 25 000 50 000

27 Бак фильтрата 1 0 1 50 3 000 3 000

28 Насос 2 1 3 150 м3/ч 700 2 100

29 Бункер приемки кека 2 0 2 10 400 800

30 Репульпатор 2 0 2 25 3 000 6 000

31 Реактор 3 0 3 35 3 000 9 000

32 Насос 0 2 2 150 м3/ч 700 1 400

33 Насос 0 2 2 150 м3/ч 700 1 400

34 Бак накопительный 0 1 100 3 000 3 000

35 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

36 Репульпатор 0 1 50 5 000 5 000

37 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

38 Реактор 0 2 20 3 000 6 000

39 Насос 2 2 150 м3/ч 700 1 400

40 Бак накопительный 0 1 100 3 000 3 000

41 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

42 Фильтр-пресс 250 м2 0 2 0-2 т/ч 25 000 50 000

43 Репульпатор 0 1 50 5 000 5 000

44 Бункер приемки кека 0 1 10 400 400

45 Бак приема фильтрата 0 1 50 3 000 3 000

46 Бак приема фильтрата 0 1 50 3 000 3 000

47 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

48 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

3. Осаждение мышьяка и меди 0

49 Репульпатор 0 1 50 5 000 5 000

50 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

51 Автоклав 0 3 50 35 000 105 000

52 Самоиспаритель 0 2 3 500 7 000

53 Сгуститель 0 1 50 5 000 5 000

54 Репульпатор 0 1 50 5 000 5 000

55 Насос 1 2 50 м3/ч 500 1 000

56 Флотомашина 10 секционная 2 0 2 10 000 20 000

57 Сгуститель 3 0 3 30 6 000 18 000

58 Насос 3 3 6 50 м3/ч 500 3 000

59 Фильтр-пресс 150 м2 2 0 2 0-1,5 т/ч 20 000 40 000

60 Бак фильтрата 2 0 2 50 3 000 6 000

4. Осаждение цинка 0

61 Насос 2 2 4 50 м3/ч 500 2 000

62 Реактор 3 0 3 30 3 000 9 000

63 Насос 2 150 м3/ч 700 1 400

64 Сгуститель 1 30 5 000 5 000

65 Насос 2 50 м3/ч 500 1 000

66 Фильтр-пресс 200 м2 1 0-2 т/ч 20 000 20 000

67 Бак фильтрата 1 50 3 000 3 000

68 Насос 2 150 м3/ч 700 1 400

5. Карбонизация свинца 0

69 Насос 2 150 м3/ч 700 1 400

70 Реактор 1 50 5 000 5 000

71 Насос 2 50 м3/ч 500 1 000

72 Фильтр-пресс 100 м2 1 0-2 т/ч 15 000 15 000

73 Бак фильтрата 1 50 3 000 3 000

74 Насос 2 150 м3/ч 700 1 400

6. Установка регенерации азотной к: 0 1 30 000 30 000

ИТОГО 526 700

КИП и автоматика (от стоимости оборудования) 0,25 131 675

Технологические трубопроводы (от стоимости оборудования) 0,30 158 010

Вентиляция и кондиционирование (от стоимости оборудования) 0,10 52 670

Электроосвещение (от стоимости оборудования) 0,04 21 068

Силовое оборудование (от стоимости оборудования) 0,10 52 670

Итого стоимость оборудования 942 793

Стоимость строительства участка, в т.ч. проектирование (60 % от оборудования) 0,60 565 676

Итого капитальные затраты 1 508 469

Непредвиденные затраты 0,20 301 694

ИТОГО 1 810 163

Амортизация

Оборудование 0,10 94 279

Здания и сооружения 0,02 11 314

Таблица 2 - Расчет капитальных затрат технологии азотно-сернокислотного выщелачивания пыли

Расчет капитальных затрат

В работе Резерв Общее кол-во Объем, м3 Производ. Ориентир. стоимость, тыс. руб/ед Ориентир. стоимость, тыс. руб

1. Складское хозяйство и приготовление растворов

Склад пыли

1 Кран-балка 1 0 1 5 т 400 400

2 Бункер для исходных пылей 1 0 1 20 400 400

3 Ленточный весовой дозатор 1 0 1 0-100 т/ч 600 600

4 Транспортер ленточный 1 0 1 400 400

5 Бак репульпатор 1 0 1 50 5 000 5 000

6 Насос 1 1 2 100 м3/ч 500 1 000

7 Рукавный фильтр 2 0 2 5000 нм3/ч 1 500 3 000

Склад соды

8 Бункер соды 1 0 1 5 400 400

9 ленточный транспортер 1 0 1 0-20 т/ч 200 200

10 Конусная дробилка 1 0 1 5 000 5 000

11 Приемный бункер 1 1 2 20 500 1 000

Склад солей 0

12 Бункер хлорида натрия 1 0 1 5 400 400

13 Бункер хлорида кальция 1 0 1 5 400 400

14 Ленточный весовой дозатор 1 0 1 600 600

15 Ленточный весовой дозатор 1 0 1 600 600

Склад кислоты

16 Бак серной кислоты 1 0 1 10 1 000 1 000

17 Насос 1 1 2 25 м3/ч 400 800

2. Выщелачивание пыли

18 Репульпатор 2 0 2 50 5 000 10 000

19 Автоклав 3 0 3 50 35 000 105 000

20 Насос 1 1 2 50 м3/ч 500 1 000

21 Самоиспаритель 2 0 2 3 500 7 000

22 Теплообменник 1 0 1 1 000 1 000

23 Сгуститель 1 0 1 50 5 000 5 000

24 Бак фильтрата 1 0 1 50 3 000 3 000

25 Репульпатор 1 0 1 50 5 000 5 000

26 Насос 1 1 2 150 м3/ч 700 1 400

27 Насос 1 1 2 50 м3/ч 500 1 000

28 Фильтр-пресс 250 м2 2 0 2 0-2 т/ч 25 000 50 000