Author: Леонтьев Л.И. Юсфин Ю.С. Малышева Т.Я.
Tags: металлургия черных металлов железо, чугун и сталь геологические науки металлургия сырье
ISBN: 978-5-94628-278-9
Year: 2007
Text
СЫРЬЕВАЯ
И ТОПЛИВНАЯ
БАЗА
ЧЕРНОЙ
УЧЕБНОЕ ПОСОБИЕ ДЛЯ ВУЗОВ
СЫРЬЕВАЯ
И ТОПЛИВНАЯ
БАЗА
ЧЕРНОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ
Рекомендовано учебно-методическим объединением
по образованию в области металлургии в качестве учебного пособия
для студентов высших учебных заведений,
обучающихся по направлению
Металлургия
МОСКВА
ИКЦ «АКАДЕМКНИГА.
2007
УДК 669.1
ББК 26.341.2
Л 47
Рецензент чл.-корр. РАН, д-р техн, наук, проф. Л.А. Смирнов
Авторы:
Л.И. Леонтьев, Ю.С. Юсфин, Т.Я. Малышева. Н.С. Шумаков,
А.Я. Травяное, О.Г. Гараева
Сырьевая и топливная база черной металлургии: учебное пособие для
вузов / Л.И. Леонтьев, Ю.С. Юсфин, Т.Я. Малышева и др. - М.: ИКЦ
«Академкнига», 2007. — 304 с.: ил.
ISBN 978-5-94628-278-9
Рассмотрены основы геологических процессов формирования рудных месторожде-
ний черных металлов. Подробно освещены вопросы классификации рудных и топлив-
ных ресурсов, методов разведки полезных ископаемых, оценены запасы железных, мар-
ганцевых и хромовых руд, а также топлива доменной плавки.
Изложены основные этапы подготовки шихтовых материалов к металлургическому
переделу, конструкции основных устройств. Подробно описаны современные методы
обогащения руд. Приведены сведения по составу руд, а также агломератов и окатышей
российских предприятий.
Для студентов металлургических высших учебных заведений и факультетов универ-
ситетов, обучающихся по направлению «Металлургия». Может быть полезно специали-
стам, работающим на металлургических предприятиях, в проектных и исследователь-
ских организациях.
Учебное издание
ЛЕОНТЬЕВ Леопольд Игоревич, ЮСФИН Юлиан Семенович,
МАЛЫШЕВА Татьяна Яковлевна, ШУМАКОВ Николай Сергеевич,
ТРАВЯНОВ Андрей Яковлевич, ГАРАЕВА Ольга Гарафиевна
СЫРЬЕВАЯ И ТОПЛИВНАЯ БАЗА ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
Редактор Н.Л. Немцова
Корректор НА. Самсонова
Художник В.Ф. Киселев
Дизайнер НМ. Апрелева
Компьютерный дизайн и верстка О.Д. Эшлиман
ИД №04284 от 15.03.2001.
Подписано в печать 14.06.2007. Формат 60х90*/|6. Гарнитура NewtonC.
Печать офсетная. Печ. л. 19. Тираж 2000 экз. Тип. зак. № 10256
Издательско-книготорговый центр «Академкнига»
117997, Москва, Профсоюзная ул., 90
По вопросам поставок обращаться
в Книготорговое объединение «АкадемикА»
Тел./факс: (495) 334-73-18; 334 89- 98. Факс: 8-499-724-39-76.
E-mail: akademika@maik.ru; svmash@maik.ru
Отпечатано с готовых диапозитивов в ОАО «Марийский полиграфическо-издательский комбинат»,
424002, г. Йошкар-Ола, ул. Комсомольская, 112
ISBN 978-5-94628-278-9
© Коллектив авторов, 2007
© ИКЦ «Академкнига», 2007
ПРЕДИСЛОВИЕ
Влияние качества сырья на показатели работы металлурги-
ческих агрегатов всегда оценивалось весьма высоко. Однако в конце
XX в. оно стало, по мнению многих специалистов, определяющим.
С другой стороны, в сырьевом сегменте мировой экономики в это же
время произошли существенные изменения. В течение жизни одного
поколения почти исчерпали себя месторождения богатых железных
руд, чистых по примесным элементам. В промышленности в основном
используют комплексные полиметаллические руды, при этом ограни-
чиваться извлечением одного-двух элементов по повсеместно распро-
страненным технологиям XX в. в настоящее время перестало быть воз-
можным по ресурсоэкологическим соображениям. При плавке руд все
большее значение приобретает «предыстория» руды. Не даром все
ббльшую популярность приобретает подход к качеству чугуна с точки
зрения его «генетики», а понятие «генетические свойства металла»
стало постоянно использоваться металлургами. >
Наконец, в конце XX в. окончательно сформировался мировой ры-
нок сырья, во многих случаях металлургические предприятия России
работают с 10 и более поставщиками сырья, что существенно затруд-
няет оптимизацию технологических режимов переработки и плавки
сырья.
Новые условия стимулировали более глубокое изучение сырьевых
проблем в ходе подготовки студентов металлургических специальнос-
тей. В учебных планах появилась новая учебная дисциплина «Сырье-
вая и топливная база металлургии», значительно расширены разделы
подготовки сырья в специальных курсах. Настоящее учебное пособие
является первым в Российской Федерации, посвященным целиком
этой проблеме. В нем изложены необходимые сведения о геологичес-
ких процессах формирования рудных месторождений, эндогенных и
экзогенных процессах рудообразования, приведены основные данные
о черных металлах и требованиях промышленности к рудам черных
4 Предисловие
металлов. Приведены самые последние данные о запасах и химичес-
ких составах руд черных металлов.
Основой пособия послужили материалы лекционных курсов, чита-
емых в Московском институте стали и сплавов (технологическом уни-
верситете) и Уральском государственном техническом университете
(УГТУ—У ПИ). Активно использованы также материалы научных ис-
следований Института металлургии Уральского отделения Российской
академии наук и других исследовательских организаций.
Авторы будут признательны читателям за советы и замечания, ко-
торые появятся при чтении учебного пособия.
ГЕОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ ОБРАЗОВАНИЯ
РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Процессы, совершающиеся в недрах и на поверхности Земли,
по механизму минералообразования подразделяются на две основные
группы. Первую образуют внутренние, или эндогенные, процессы, движу-
щим началом которых является внутренняя энергия Земли. Вторую груп-
пу составляют внешние, или экзогенные, процессы, порождаемые посту-
пающей на Землю энергией солнечного излучения.
Эндогенные процессы свойственны главным образом глубинным гео-
сферам Земли. В нижних зонах земной коры, в верхней мантии и, види-
мо, много глубже происходят перемещения огромных масс вещества, его
расширение, сжатие, фазовые превращения, миграция химических эле-
ментов, циркуляция тепловых и электрических токов. В своей совокуп-
ности они обусловливают непрерывно идущий процесс глубинной диф-
ференциации вещества, когда более легкие элементы оказываются в
верхних, а более тяжелые — в нижних частях геосфер Земли. Глубинные
эндогенные процессы воздействуют на земную кору, вызывая вертикаль-
ные и горизонтальные перемещения ее участков и блоков, деформацию и
преобразование внутренней структуры земной коры. Область проявле-
ния охватывает не только земную кору, но, по-видимому, и верэщюю ман-
тию. И все эти процессы называются тектоническими проявлениями Зем-
ли. В тесной взаимосвязи с тектоническими процессами протекают про-
цессы магматические. Они заключаются во внедрении в земную кору
поднимающейся из глубин Земли через жерло и по трещинам вулкана
магмы и в изменении ее на поверхности.
В ходе тектонических деформаций земной коры и внедрения магмы
происходят процессы метаморфизма горных пород, изменяющих свой
минералогический состав, макро- и микроструктуру под воздействием
повышенных давлений и температуры.
Земная поверхность и внешние слои земной коры одновременно под-
вергаются влиянию экзогенных процессов. Они подразделяются на раз-
рушительные типа выветривания горных пород: снос ветром и смыв теку-
чими водами продуктов разрушения горных пород, и созидательные. По-
6
1. Геологические процессы образования рудных месторождений
следние представляют собой процесс накопления осадков в пониженных
частях земной коры, в морских, океанических и озерных водоемах с даль-
нейшим сложным изменением их минералогического состава и создани-
ем макроструктур их отложений.
Действия эндогенных и экзогенных процессов в формировании зем-
ной поверхности взаимно противоположны. Эндогенные процессы, тес-
но связанные с тектоническими подвижками Земли и мощными подача-
ми магматического вещества, создают на ее поверхности крупные неров-
ности (горообразование), от которых зависят распределение суши и моря
и возможность перемещения под действием силы тяжести природных ма-
териалов экзогенного происхождения.
Экзогенные процессы разрушают поднятые участки Земли (горы), за-
полняя продуктами разрушения пониженные места, т.е. в целом имеют
тенденцию выравнивания поверхности Земли. Под влиянием одновремен-
ного действия эндогенных и экзогенных процессов происходит медлен-
ный, протекающий миллионы и миллиарды лет, кругооборот вещества, со-
провождаемый перестройкой и обновлением структуры земной коры.
Таким образом, общие закономерности развития земной коры заклю-
чаются в том, что в результате проявления эндогенных процессов на по-
верхность Земли поступает глубинное вещество, вовлекаемое затем в
процессы разрушения и накопления полученного таким путем материа-
ла, создавая огромные объемы осадочных пород. В последующем опуска-
нии земной коры осадочные породы вовлекаются в ее глубокие зоны и,
попадая в сферу действия глубинных эндогенных процессов, преобразу-
ются иногда вплоть до переплавления в магму. И в этом измененном ви-
де вновь могут быть подняты под воздействием тектонических процессов
на поверхность Земли.
Так в природных условиях во все времена существования Земли про-
исходит круговорот процессов образования, разрушения и созидания
горных пород. В круговороте также постоянно совершаются процессы
рудообразования, причем пути накопления рудного вещества многооб-
разны.
1.1 ВУЛКАНИЗМ - ИСТОЧНИК МИНЕРАЛООБРАЗОВАНИЯ
Казалось бы, странно, но все, что окружает нас, является про-
изводным самой Земли. Земля вследствие своего строения и геотектони-
ческого состояния всегда находится в движении. За многие миллионы и
миллиарды лет меняли свое положение полюсы Земли, перемещались
материки, исчезали и образовывались новые острова. Земная кора, глу-
бина нижней границы которой составляет 130 км, целиком является про-
дуктом вулканической и тектонической деятельности Земли. Все горные
1.1. Вулканизм — источник минералообразования
7
породы, минералы, руды — все это природные вещества, поднятые на по-
верхность Земли силой вулканических извержений.
Не касаясь гипотез образования самой Земли, каждая из которых дис-
куссионна, рассмотрим механизм формирования земной коры, которая в
определенной мере доступна наблюдению, а для человечества является
кладезом полезных ископаемых. Земная кора образовалась в результате
периодических поднятий и выбросов на поверхность Земли колоссаль-
ных объемов веществ из мантии или пограничных горизонтов земной ко-
ры и мантии. В течение миллиардов лет и до сих пор вулканические про-
дукты поступают в верхние горизонты земной коры, наращивают и фор-
мируют ее, обогащая теми или иными полезными компонентами.
Ничто в природе не вызывает такого ужаса, как крупнейшие вулкани-
ческие извержения. Вулканы многолики. В момент извержения они без-
жалостно 1убят все живое. В то же время, обогащая поверхностный слой
Земли минеральными составляющими, они повышают плодородие почв,
что позволяет снимать большие урожаи без дополнительных затрат. Зна-
чительная часть поверхности земного шара, не говоря уже о глубоковод-
ных областях океанического дна, сложена вулканическими породами, с
которыми связаны огромные минеральные богатства.
Термин «вулкан» — собирательный. Вулкан — это отверстие (кратер,
жерло), из которого расплавленное вещество недр с газовой фазой посту-
пает на поверхность суши или дно океана. Вулкан — это еще и гора, воз-
никшая вследствие кристаллизации излившегося из жерла преимущест-
венно силикатного материала. Поведение вулканов разнообразно. Оно
определяется физическим состоянием магматического резервуара, хими-
ческим составом расплава, а также условиями окружающей среды поку-
ти движения магмы из резервуара в верхние слои земной коры.
В течение всей геологической истории на поверхность Земли выноси-
лись продукты, в составе которых все элементы таблицы Менделеева.
А тогда справедливо считать, что металлургия начинается с геологии.
Геологи добывают, а металлурги перерабатывают природные запасы, вре-
мя образования которых и механизм накопления не всегда известны.
В общих чертах движение магмы из недр магматического резервуара
(очага) происходит по разломам и трещинам к земной поверхности.
Огненно-жидкая магма поднимается под влиянием постоянно действую-
щих тектонических процессов. На глубине очага, когда давление раство-
ренных в магме газов становится больше давления вышележащих толщ
горных пород, газы начинают стремительно продвигаться в верхние час-
ти очага и увлекают жидкую магму к поверхности Земли. В некоторых
случаях газовое давление создается во время кристаллизации безводных
минералов из магмы еще в очаге. Тогда остаточный магматический рас-
плав обогащается огромным количеством газов и парами воды и магма
8
1. Геологические процессы образования рудных месторождений
как бы вскипает. Интенсивное выделение газообразных веществ в очаге
создает высокое давление, которое и является одной из причин интен-
сивного извержения вулканов.
Типы вулканических извержений многообразны. При извержении из
кратера на поверхность Земли вытекает магматический расплав в виде ла-
вы. Лава — это раскаленная жидкая масса, извергающаяся из жерла вул-
кана. Застывшая на поверхности Земли лава представляет собой стекло-
подобное вещество (эффузивную породу). Температура лавы в большой
степени зависит от химического состава магматического расплава и со-
держания газовой фазы. Камчатские вулканы при извержении исторгают
лаву, температура которой колеблется от 700 до 1200 °C.
На характер начала извержений оказывает вязкость лавы. В случае ес-
ли лава жидкоподвижна, ее продукты спокойно вытекают из жерла на по-
верхность Земли. Растворенные в ней газы медленно выделяются по ме-
ре приближения расплава к вершине вулкана. Расплавы, обогащенные
SiO2, обладают высокой вязкостью, что создает трудности выделения из
нее газов. При извержении магматического вязкого расплава выделение
газов происходит внезапно и с огромной разрушительной силой. В небо
поднимаются газы, пепел и обломки пород вулканического кратера.
В этом случае пепел возникает в результате распыления жидких и твердых
лав различного состава. Так, во время извержения на Камчатке вулкана
Безымянный пепел был поднят в атмосферу на высоту 45 км, а мощные
потоки воздуха донесли этот пепел до Великобритании. При извержении
в 1883 г. вулкана Каратау (Индонезия) клубы пыли облетели земной шар
2 раза. В подтверждение того, что вулканическая деятельность разнооб-
разна и часто непредсказуема, можно привести примеры извержений
камчатских вулканов.
Извержением века называют продолжавшуюся 1,5 года (1975—1976 гг.)
«жизнь» вулкана Толбачик. Неожиданно в 18 км от ранее действующего
вулкана поднялась в небо на 2,5 км огненная свеча, затем на 12 км под-
нялся столб пыли. Последовательно вскрывались новые трещины, обра-
зовывались новые вулканы. В результате все вокруг на много километров
было превращено в выжженную пустыню.
Еще один пример молодого вулканизма, позволяющий расширить на-
ши знания о типах земного магматизма. Самый активный и самый моло-
дой (его возраст 6 тыс. лет) вулкан Крымский на Курильских островах в
течение XX в. извергался 23 раза, вынося на поверхность Земли огромные
массы магматического материала. Каждое извержение сопровождалось
взрывами, выбросами бомб, обломков пород. Вязкие лавы постепенно
наращивали верхний купол вулкана. Знаменательно, что каждое из из-
вержений сопровождалось подводными излияниями лавы в озеро, кото-
рое находилось в 6 км от вулкана. Температура в озере постепенно повы-
1.1. Вулканизм — источник минералообразования
9
шалась, и вода выкипала. Одновременно изменился состав воды, содер-
жание кислот достигло такой концентрации, что в озере погибло все жи-
вое. Таким образом в результате вулканической деятельности пресное
озеро превратилось в большой естественный резервуар с кислотосодер-
жащим водным раствором. И этот случай не единственный. На гребне
кратера Малый Семячек на глубине 170 м находится необычное кислот-
ное озеро с температурой +23...+42 °C. Его минерализация соответствует
раствору серной и соляной кислот средней концентрации. Ширина озера
40 м, глубина — 140 м.
«Жизнь» вулканов в большой степени непредсказуема. Крупнейший
вулкан Гавайских островов Мауна-Лоа в течение двух столетий извергал-
ся по 3—4 раза в год. А до этого миллионы лет вулкан находился в состо-
янии покоя, да так долго, что предыдущие вулканические постройки под-
верглись почти полному выветриванию.
Между извержением Везувия, разрушившего Помпею в 79 г. н. э., и его
следующим излиянием прошло 1600 лет.
Удивительна своими вулканами Исландия. Так, в 1783 г. по трещинам
вулкана Лаки, которые протянулись на 30 км, излилось 10 км3 лавы, по-
крывшей площадь 500 км2. Ни одно из 200 извержений в Исландии за
прошедшие века не повторили грозного извержения Лаки.
Однако не вся магма поднимается до уровня жерла вулкана и вытекает
в виде лавы наружу. Часть магмы образует магматические тела на глубине в
земной коре. Такие породы называются интрузивными. Кристаллизация
интрузивных пород протекает в условиях медленного понижения темпера-
туры вследствие плохой теплопроводности окружающих пород, в присут-
ствии летучих компонентов магмы, которые способствуют образованию
минералов и понижают температуру застывания магмы. Интрузивные мас-
сы остывают при высоком давлении. В результате вещество магмы полно-
стью раскристаллизовывается, а породы становятся полнокристалличес-
кими. Все полезные элементы в их составе находятся преимущественно в
рассеянном состоянии. Формированию рудных месторождений из интру-
зивных тел'предшествует полное или частичное разрушение породы, пере-
распределение металлов с переходом от рассеяния к его концентрации.
Действующие вулканы с доисторических времен существовали на
всей территории земного шара, поскольку, как установлено, земная кора
образовалась в результате выбросов продуктов действующих вулканов,
разрушения продуктов извержения и самих вулканических построек. За
миллионы лет менялись геолого-тектонические условия существования
планеты, перераспределялись области вулканической деятельности. Со-
временные вулканы расположены вдоль молодых горных хребтов, вдоль
крупных тектонических разломов и в подвижных тектонических облас-
тях, протягивающихся иногда на сотни и тысячи километров. Почти две
10
1. Геологические процессы образования рудных месторождений
тысячи вулканов сосредоточены на островах и берегах Тихого океана (Ти-
хоокеанский вулканический пояс). Из других районов по количеству дей-
ствующих вулканов выделяется район Атлантического океана.
Географическое размещение вулканов указывает на тесную связь меж-
ду поясами вулканической деятельности и подвижными зонами земной
коры. Разломы являются каналами, по которым происходит движение
магмы к земной поверхности, а магма — это начало длинной цепи про-
цессов образования месторождений полезных ископаемых. Поэтому для
металлурга не столько интересны сами вулканы, сколько продукты его
деятельности — руды.
1.2 СТРОЕНИЕ И СРЕДНИЙ СОСТАВ ЗЕМЛИ
Природные процессы рудообразования — самые сложные
процессы. Они происходили в течение всех геологических эпох Земли и
происходят сейчас. Они меняются во времени и во многом определяются
тектоническими условиями существования Земли. Сложность условий
рудообразования в том, что часть рудных месторождений образуется в
глубинах магматических очагов Земли, другая — на ее поверхности, в зем-
ной коре. В течение геологической истории происходят последователь-
ное разрушение, эволюционное изменение и рождение новых месторож-
дений, которые также в геологическом исчислении недолговечны. Все
процессы минералообразования взаимосвязаны и тем не менее поражает
однотипность тех или иных месторождений. Для того чтобы ориентиро-
ваться в сложной геологической системе взаимосвязи процессов появле-
ния и исчезновения рудных месторождений, необходимо представлять
внутреннее строение Земли и связанные с ней процессы, особенно физи-
ко-химические и геотектонические.
Понятно, что процессы рудообразования в первую очередь связаны с
вулканической деятельностью. Полезные ископаемые выносятся на по-
верхность Земли с магмой, газово-жидкими растворами. (О механизме
этих и других процессов рудообразования см. ниже.) Все процессы рудо-
образования непосредственно связаны с геотектоническим состоянием
Земли. О ее составе и свойствах имеются только предположительные све-
дения, поскольку непосредственному наблюдению доступна лишь самая
верхняя часть земной коры. Данные о внутреннем составе и строении
Земли имеют дискуссионный характер. Наиболее достоверные из них по-
лучены при использовании сейсмического метода, основанного на изуче-
нии путей и скорости распространения в Земле сейсмических волн. С их
помощью удалось составить представление о внутреннем строении Земли.
Земная кора (верхняя сфера) самая сложная по составу и делится на
три слоя: верхний — «осадочный» (до 20 км), средний — «гранитный»
1.2. Строение и средний состав Земли
11
(10—40 км) и нижний — «базальтовый» (до 70 км). Под океанами осадоч-
ный слой имеет толщину всего в несколько сотен метров. Гранитный
слой, как правило, отсутствует. Вместо него существует слой неясной
природы (1,0—2,5 км). Мощность базальтового слоя под океанами в отли-
чие от земной коры достигает только 5 км. Под базальтовым слоем зале-
гает мантия. С помощью сейсмических методов четко установлено, что
между земной корой и мантией существует поверхность раздела, назван-
ная поверхностью Мохоровичича.
Мантия состоит из трех слоев: В, С, Д(рис. 1.1), простирается от поверх-
ности Мохоровичича до глубины 2900 км, где граничит с ядром Земли.
Слои Ви С образуют верхнюю мантию толщиной 850—900 км, слой Д —
нижнюю мантию толщиной почти 2000 км. Верхнюю часть мантии (слой
В), залегающей непосредственно под корой, называют субстратом. Кора
вместе с субстратом образует литосферу. Нижняя часть верхней мантии
(слой Q названа именем открывшего ее сейсмолога Б. Гутенберга. Ско-
рость распространения сейсмических волн в пределах слоя Гутенберга не-
сколько меньше, чем в выше- и нижележащих слоях. Такое явление объ-
ясняют повышенной текучестью его вещества. Этот слой является сейс-
мическим волноводом, поскольку сейсмические волны долгое время идут
вдоль него. Лежащий ниже слой — зона быстрого нарастания скоростей
сейсмических волн, как продольных, так и поперечных.
Земное ядро имеет средний радиус почти 3,5 тыс. км и делится на
внешнее ядро (слой £) и субъядро (слой G) с радиусом примерно
1,3 тыс. км. Их разделяет переходная зона (слой F) толщиной около
300 км, которую обычно относят к внешнему ядру. На границе мантии и
ядра наблюдается скачкообразное падение скорости продольных сейсми-
ческих волн. Внутри ядра скорость возрастает, увеличиваясь скачком
вблизи границы с субъядром. В субъядре сейсмические волны распрост-
раняются с неизменной скоростью.
Неодинаковы и физические характеристики различных слоев Земли.
С глубиной в Земле изменяются значения силы тяжести, плотности, дав-
Рис. 1.1. Внутреннее строение Земли
12
1. Геологические процессы образования рудных месторождений
ления, вязкости и температуры. В земной коре и верхней мантии темпе-
ратура с глубиной повышается. Из мантии к поверхности Земли идет теп-
ловой поток, несколько меньший, чем поступающий от Солнца. В ман-
тии температура везде ниже температуры полного расплавления слагаю-
щего ее материала. Под материковой корой она предполагается близкой
к 600—700 °C. В слое Гутенберга температура, по-видимому, близка к точ-
ке плавления (1500—1800 °C). Оценка температур для более глубоких сло-
ев мантии и ядра Земли имеет предположительный характер. По-видимо-
му, в ядре она не превышает 4000—5000 °C, а давление может достигать
3,5 млн атм.
Вязкость материала мантии выше и ниже слоя Гутенберга — порядка
1023 пз (1 пз = 0,1 Н-с/м2), вязкость же материала самого слоя понижена
(1019—1021 пз). Считается, что благодаря этому в слое Гутенберга возмож-
но происходит медленное перетекание материальных масс в горизонталь-
ном направлении, может быть под влиянием неравномерной нагрузки со
стороны земной коры. Считается, что вязкость внешнего ядра на много
порядков меньше вязкости мантии.
Из современных космогенических гипотез и сравнительных данных о
химическом составе Солнца, ряда планет, метеоритов и лунных пород в
общих чертах охарактеризован общий состав Земли и отдельных ее гео-
сфер. По подсчетам американского геохимика Б. Мейсона количествен-
ный анализ химических элементов Земли можно представить так, как по-
казано в табл 1.1. Предполагается, что ядро состоит из железо-никелево-
го сплава подобно металлической фазе хендритов (метеоритов).
В составе Земли преобладают (по массе) железо, кислород, кремний и
магний, в сумме они составляют более 90% массы Земли. Земная кора
почти наполовину состоит из кислорода и более чем на четверть из крем-
ния. Значительная доля принадлежит также алюминию, магнию, каль-
цию, натрию и калию. Кислород, кремний, алюминий образуют наибо-
лее распространенные в земной коре соединения с кремнеземом (SiO2) и
глиноземом (А12О3).
Мантия состоит преимущественно из тяжелых минералов, богатых
магнием и железом. Они образуют с SiO2 силикаты. В субстрате,
вероятно, больше содержание форстерита (Mg2SiO4), глубже фаялита
(Fe2SiO4). Предполагается, что в нижней мантии эти минералы под влия-
нием очень высокого давления разлагаются на отдельные оксиды (SiO2,
MgO, FeO).
Агрегатное состояние вещества земных недр обусловлено наличием
высоких температур и давления. Материал мантии был бы расплавлен,
если бы не высокое давление, вследствие которого все вещество мантии
находится в твердом кристаллическом состоянии, за исключением, веро-
ятно, слоя Гутенберга, где влияние близкой к точке плавления температу-
1.2. Строение и средний состав Земли
13
Таблица 1.1. Химический состав Земли
Химический элемент Массовое содержание, %
Железо 34,63
Кислород 29,53
Кремний 15,20
Магний 12,70
Никель 2,39
Сера 1,93
Кальций 1,13
Алюминий 1,09
Натрий 0,57
Хром 0,26
Марганец 0,22
Кобальт 0,13
Фосфор 0,10
Калий 0,07
Титан 0,05
ры сказывается сильнее, чем действие давления. Полагают, что здесь ве-
щество мантии находится либо в аморфном, либо частично в расплавлен-
ном состоянии.
Внешнее ядро, очевидно, пребывает в жидком (расплавленном) со-
стоянии, поскольку поперечные сейсмические волны, не способные рас-
пространяться в жидкости, через него не проходят. С существованием
жидкого внешнего ядра связывают происхождение магнитного поля Зем-
ли. Субъядро, по-видимому, твердое, так как продольные сейсмические
волны, подходя к его границе, возбуждают в нем поперечные волны.
Вещество геосфер Земли находится в непрерывном движении и изме-
нении. В различных слоях процессы превращения вещества происходят с
различной скоростью, быстрее всего в жидкой и газообразной фазах гео-
сферы, гораздо медленнее во внутренних геосферах, сложенных преиму-
щественно твердым веществом.
Именно изучение их природы и фазовых превращений необходимо
для понимания закономерностей рудообразования. Для появления руд-
ного месторождения в доступной части земной коры требуется длитель-
ный и сложный путь концентрации вещества. И твердые, и жидкие со-
ставляющие Земли всегда находятся в бесконечном движении, следова-
тельно, и процессы рудообразования представляют собой подвижную си-
стему, так как основными поставщиками вещества на земную поверх-
ность являются продукты извержения вулканов. С самого начала подачи
14 1. Геологические процессы образования рудных месторождений
вещества из магматического очага в область земной поверхности резко
меняются физико-химические условия его существования. За стадией об-
разования следует разрушение, затем процессы растворения и экстрак-
ции вещества, его перенос и переотложение в земной коре. И здесь очень
эффективным является гидротермальный процесс — процесс высокопо-
движный, часто агрессивный, способный разрушать минералы, экстраги-
рованные металлы, переносить их на большие расстояния, отлагая на
новых площадях, образуя месторождения полезных ископаемых. Необхо-
димо отметить, что в приповерхностных частях земной коры смысл фор-
мирования месторождений в большой степени зависит от процесса кон-
центрации полезных ископаемых из их рассеянного состояния в горных
породах и минералах.
ЭНДОГЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ
РУДООБРАЗОВАНИЯ
Все эндогенные процессы — это проявление вулканизма. За-
рождение магмы в мантии или в подкорковом пространстве и ее движе-
ние вверх с попутным рудообразованием — это все магматические про-
цессы, механизм действия которых одинаков. Различие наступает тогда,
когда магма достигает приповерхностных слоев Земли или изливается на-
ружу. В этом случае магматический расплав и его летучая фаза попадают
в резко иные термодинамические и физико-химические условия, кото-
рые и определяют последующее направление рудообразования. С вулка-
нической деятельностью связано образование месторождений широкого
генетического профиля. Сюда относятся магматические, скарновые
(контактово-метасоматические), гидротермальные и гидротермально-
метасоматические типы рудных месторождений.
При одной и той же генетической первооснове и едином глубинном
источнике рудного вещества разные геологические условия рудоотложе-
ния определяют различные генетические типы промышленных место-
рождений. Зарождение и отделение рудообразующих растворов и рудно-
го вещества проходят не только постмагматическую стадию, а сопровож-
дают весь длительно развивающийся магматический процесс. Начиная с
самых первых его этапов и до полного затухания процессов отложения
рудных веществ.
2.1 МАГМАТИЧЕСКИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
По классификации, разработанной А.Н. Заварицким, среди
собственно магматических месторождений в зависимости от условий
концентрации рудного вещества выделяются несколько генетических ти-
пов руд. И при остывании магмы процессы рудообразования могут про-
исходить тремя путями:
• в силикатных магмах металлы могут войти в состав минералов ранней
кристаллизации, обособиться в магме до ее полного застывания и
образовать месторождение;
16
2. Эндогенные процессы рудообразования
• позднемагматические месторождения полезных ископаемых кристал-
лизуются при более низкой температуре после затвердения силикат-
ной магмы, сильно обогащенной летучими;
• и магма рудно-силикатного расплава при охлаждении магматическо-
го очага распадается на две несмешивающиеся жидкости — силикат-
ную и рудную. Их раздельная кристаллизация приводит к образова-
нию ликвационных месторождений.
Раннемагматические месторождения полезных ископаемых образуются
при высоких температурах (1500 °C) и очень высоком давлении в магма-
тическом очаге.
При нарушении фазового равновесия и постепенном охлаждении
магматического очага одновременно или несколько раньше силикатов из
расплава выпадают высокотемпературные минералы. Рудные минералы,
выделившиеся первыми, скапливаются в отдельных участках магматиче-
ского резервуара под действием силы тяжести или конвекционных пото-
ков вязкой магмы. Такая совместная кристаллизация рудных минералов
и силикатов характерна для вкрапленных руд. Эти участки по своей мак-
роструктуре не отличаются от вмещающих пород. Только в обогащенных
рудными составляющими участках в химическом составе преобладают те
или иные компоненты.
Так, на раннем этапе фазообразования появляются вкрапленные хро-
митовые и титаномагнетитовые руды, минералы платины, некоторые
редкоземельные элементы и алмазы.
Количество рудных минералов в породах этого генезиса ограничено.
Среди вмещающих пород с хромитами и алмазами встречаются пироксе-
ны, оливины, редкоземельные и щелочные минералы. Структурные осо-
бенности этих руд, не имеющих четких границ с боковыми породами, за-
трудняют поиски и оконтуривание участков, обогащенных металлами.
Такие месторождения не имеют большого промышленного значения
из-за малых запасов и трудности эксплуатации. Они известны на Урале, в
Турции, Греции, Норвегии. Наиболее крупным из них является Бушвелд-
ское хромитовое месторождение в ЮАР.
Месторождения алмазов найдены на всех континентах мира. Все они
связаны с кимберлитовыми трубками, расположенными на древних плат-
формах. С минералогической точки зрения кимберлит представляет
собой породу с высоким содержанием кремнезема (-45% SiO2). Предпо-
лагают, что кимберлит образовался благодаря частичныму участию в рас-
плаве мантийного вещества. Кимберлиты являются коренными источни-
ками алмазов. Особенно обогащены алмазами верхние части трубок, где
порода имеет голубоватый оттенок. Важнейшие спутники алмазов в ким-
берлитовых трубках — это минералы пироп (Mg3Al2[SiO4]3), хромит
2.1. Магматические месторождения
17
(FeCr2O4), магнетит (Fe3O4), апатит (Ca5(PO4)3F), ильменит (FeTiO3) и
силикаты типа пироксенов и оливинов. Сечение кимберлитовых трубок
самое различное: от нескольких до тысячи метров. Они прослеживаются
на глубину до одного километра.
Схема генезиса алмазоносных кимберлитовых трубок, по данным
В.И. Смирнова, состоит в том, что кимберлитовая магма с выделивши-
мися из нее минералами (алмазом, оливином, гранатом, ильменитом)
могла зародиться только в обстановке очень высокого давления на зна-
чительной глубине, возможно свыше 100 км, при устойчивой подпитке
этих участков магмы углеродом или его соединениями. Затем такая маг-
ма с определенным количеством выделившихся в ней минералов подни-
малась вдоль разломов, находившихся в поле платформы, тем выше, чем
активнее происходили тектонические деформации горных пород на ее
пути. При достижении некоторого давления газовой фазы в кимберлито-
вой магме, превышающего внешнее давление земной коры, происходил
газовый взрыв, сопровождающийся дроблением горных пород, заполня-
ющих внутренние части кимберлитовых трубок. Рассчитано, что в усло-
виях Сибирской платформы такой прорыв кимберлитовым расплавом
перекрывающих поверхность Земли пород мог начаться с глубины от 1
до 3—4 км.
Какое количество алмазов формируется на глубине в области зарож-
дения кимберлитовой магмы, сколько их образуется при движении маг-
мы в верхние слои Земли и, главное, происходила ли кристаллизация ал-
мазов в момент газового взрыва пока неизвестно. На земном шаре выяв-
лено свыше 2000 кимберлитовых трубок, однако количество месторожде-
ний с промышленным содержанием алмазов не превышает 3—5%. Среди
кимберлитовых трубок известны очень крупные месторождения с запаса-
ми алмазов в десятки миллионов карат (карат равен 0,2 г). Среднее содер-
жание алмазов в них обычно не превышает 0,5 карат на 1 м3 породы. По-
иск и нахождение кимберлитовых трубок активно продолжаются. Появи-
лись сообщения об обнаружении трубок в России, помимо Якутии, в Ар-
хангельской области. Найдены алмазы и в Канаде.
Формирование позднемагматических месторождений полезных иско-
паемых обусловлено наличием в магматическом очаге остаточных рас-
плавов, обогащенных газово-жидкими минерализаторами. Все процессы
минералообразования происходят уже на стадии затвердевания магмы.
Накопление газовой фазы в остаточном магматическом расплаве связано
с тем, что при процессах ранней кристаллизации образуются минералы,
не содержащие в своем составе газовых составляющих. Следовательно,
газовая фаза оказывается в верхних частях магматического очага в облас-
тях скопления остаточного расплава. Газово-жидкие растворы, обога-
щенные полезными металлами, под влиянием внешних динамических
18
2. Эндогенные процессы рудообразования
воздействий заполняют полости и трещины, образуя позднемагматичес-
кие месторождения.
Для всех позднемагматических месторождений полезных ископае-
мых имеются общие характерные признаки: форма рудных тел преиму-
щественно жильная, контакты руды с вмещающими породами всегда
резкие. Минералы руд имеют ксеноморфный облик, поскольку образо-
вались в самую последнюю очередь после кристаллизации силикатных
минералов. Именно на позднемагматической стадии магматических
преобразований вещества магматического очага сформировались мес-
торождения богатых руд. К этому типу относятся крупнейшие место-
рождения хромитовых, титаномагнетитовых, апатит-магнетитовых,
апатитовых руд и др.
Руда хромитовых руд сложена хромшпинелидами (Mg, Fe2+)(Cr, Al,
Fe3+)2O4. Однако даже в одном месторождении наблюдаются фазы раз-
личного состава, которые отличаются друг от друга не только соотноше-
нием двух- и трехвалентных металлов, но и их количеством в пределах
формулы. Сопутствующими минералами являются оливины, гранаты,
хлориты, серпентин и карбонаты.
Известны месторождения хромитов, образовавшихся в различные ге-
ологические эпохи. Самые древние — архейские (Западная Гренландия),
протерозойские (Индия, США, Финляндия), каледонские (Норвегия,
ЮАР), герцинские (Урал, Балканы, Турция, Иран) и самые молодые —
альпийские (Албания, Филиппины, Куба, Новая Каледония).
Запасы хромитовой руды в наиболее крупных месторождениях дости-
гают сотен миллионов тонн. Для металлургических целей разрабатыва-
ются высокосортные руды с содержанием оксида хрома выше 45%. В хи-
мической промышленности используются руды более низких сортов:
35—40% оксида хрома.
Месторождения титаномагнетитов — типичные позднемагматические
обособления рудного вещества. В минералогическом смысле титаномагне-
тит — это микроструктурные сростки двух минералов магнетита (Fe3O4) и
ильменита (FeTiO3), часто в виде распада твердого раствора магнетита с
ильменитом. Среди титаномагнетитовых месторождений, по данным
И.И. Малышева, выделяются различные типы руд, каждый из которых при-
урочен к определенным генетическим разновидностям вмещающих пород.
Это ильменит-гематитовые, магнетит-ильменитовые, ильменитовые. В од-
ном и том же рудном комплексе в зависимости от степени окисления иль-
менитовые руды сменяются ильменит-магнетитовыми и затем гематит-маг-
нетитовыми. В титаномагнетитовых оруденениях, кроме перечисленных
минералов, встречаются: рутил (TiO2), апатит [Ca5(PO4)3F], сульфиды (пи-
рит FeS2 и пирротин Fex ]S), гранаты типа альмандина Fe3Al2[SiO4]3 или ан-
драдита Ca3Fe2[SiO4]3, амфиболы, хлориты разного состава.
2.1. Магматические месторождения
19
По форме рудных тел это, в основном, жилы, линзы, гнезда, нередко
больших размеров.
Месторождения титаномагнетитовых руд встречаются на большинст-
ве континентов земного шара: Канадский и Балтийский щиты, Норве-
гия, Швеция, Финляндия, Индия, Австралия, Португалия, ЮАР и Рос-
сия (Уральские месторождения).
Апатит-магнетитовые месторождения магматического происхожде-
ния встречаются достаточно редко. Руда состоит из магнетита с примесью
апатита (до 15%) и небольших количеств гематита, диопсида, амфибола,
турмалина, циркона, биотита, кварца, карбонатов и очень редко сульфи-
дов. Как и большинство позднемагматических месторождений, руды об-
разуют линзы либо жилообразные тела.
Самым большим апатит-магнетитовым месторождением является
рудное поле Кирунавара на севере Швеции. Встречаются месторождения
в Норвегии, США, Мексике, Чили. В России титаномагнетитовые место-
рождения нашли на Урале и Алтае.
Уникально апатитовое месторождение Хибинского массива (гора
Юкспор) на Кольском полуострове. Это было огромное месторождение
апатитовых руд с нефелином, эгирином, амфиболом, сфеном и титано-
магнетитом. Существует несколько теорий его происхождения: от про-
дуктов дифференциации внутри щелочного магматического расплава до
обособления апатитового расплава в результате тектонических подвижек
в областях его мобилизации.
Практическое значение всех месторождений позднемагматического
цикла достаточно велико в особенности для хромита, титаномагнетита и
апатита. Почти вся мировая добыча этих полезных ископаемых ведется
из позднемагматических месторождений.
Магнетитовые месторождения Шведской Лапландии — крупнейшие
из эндогенных железорудных месторождений на земном шаре. Однако
генезис данных руд нередко оспаривается. Ряд ученых считают, что в дан-
ном случае это месторождение имеет гидротермальное, а не позднемаг-
матическое происхождение.
Интересным представляется пример излияния чисто магнетитовой
лавы во время вулканических извержений. Так, в Чили при изучении вул-
кана Эль Пако обнаружены кратеры с излившейся из них магнетитовой
лавой. Магнетитовые потоки мощностью около 20 м образовали пять
рудных тел. Железа в руде содержится 50%, запасы исчисляются 1 млрд т.
В виде предположения при формировании Канарского железорудного
месторождения в Казахстане указывается на образование магнетитовых
расплавов в самом жерле вулкана и в районе секущих трещин.
Собственно, магматические месторождения третьего генетического
типа возникают в результате ликвации, т. е. отделения рудного расплава
20
1. Эндогенные процессы рудообразования
от силикатного еще в состоянии жидкой магмы. Современная модель
магматической ликвации рассматривается как наиболее вероятный меха-
низм распада первично-гомогенного магматического расплава при ох-
лаждении очага. В течение магматического этапа отделившиеся «капель-
ки» сульфидного расплава опускаются в придонные части резервуара.
Сульфидная кристаллизация происходит при температуре 800—600 °C по-
сле застывания силикатного расплава. Так образуются жильные сульфид-
ные руды. При высоком содержании в магме серы ликвация протекает
активно с образованием пирротина и его твердых растворов с сульфида-
ми меди, никеля и других металлов.
В случае формирования месторождений сульфидов на небольшой глу-
бине и, следовательно, при быстром застывании расплава выделившиеся
капельки вещества не успевают опуститься на дно и образуют вкраплен-
ные руды. При медленном остывании рудоносного расплава в глубинных
зонах сульфидный расплав концентрируется в виде донных залежей бога-
тых вкрапленных и сплошных руд. В момент тектонических подвижек
часть сульфидного расплава может быть отжата из донной в более цент-
ральные части массива. Такое расположение сульфидных залежей под-
тверждается при разведке и разработке рудных месторождений. Нижние
рудные горизонты всегда значительно больше обогащены серой, чем
верхние.
Сульфиды ликвационных месторождений представлены пиритом,
пирротином, халькопиритом и пентландитом. Сопутствующими минера-
лами являются магнетит, титаномагнетит, ильменит, хромит, сернистые
соединения платины, сульфиды, содержащие кобальт.
Контакты с вмещающими породами резкие в случае массивных руд и
нерезкие в случае вкрапленных. Форма рудных тел — пластовые залежи,
штоки, гнезда, жилы. Размеры месторождений часто значительные, осо-
бенно это касается вкрапленных руд.
Ликвационные месторождения образуют одну своеобразную медно-
никелевую с платиной и кобальтом формацию. Типичные представители
этих месторождений в России: Мончегорск на Кольском полуострове,
Норильск в низовьях Енисея, Петсамо Печенгской области, Садбери в
Канаде, Калгурли в Австралии и др.
2.2 СКАРНОВЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Скарновое рудообразование — самый сложный постмагмати-
ческий процесс, связанный с особенностями поведения газово-жидких
растворов, которые, во-первых, сами являются носителями огромного
числа различных металлов и, во-вторых, выходя за пределы магматичес-
кого очага, их высокотемпературные и часто агрессивные растворы экс-
2.2. Скарновые месторождения
21
трагируют вещества вмещающих пород, обогащаясь металлами разру-
шенных минералов.
Скарновые месторождения формировались на всей протяженности
развития земной коры, существуют на всех континентах и являются са-
мыми богатыми по концентрации рудных веществ. Тем не менее до сих
пор отсутствует единая модель образования скарновых месторождений.
Скарновыми считаются рудные месторождения, которые локализова-
ны в скарновых породах, причем скарны и руды составляют отдельные
стадии метасоматического процесса, но связаны общностью структурно-
го положения.
Скарнами принято называть породы, сложенные силикатами кальция,
магния, железа, марганца, алюминия, возникшие при высокотемпера-
турном метасоматическом преобразовании эффузивов, туфов, силикат-
ных и карбонатных пород в зонах воздействия на них газово-жидких маг-
матических растворов.
Обычно эти процессы называются пневматолитическими, так как все
образования минералов происходят при непосредственном участии лету-
чих компонентов, выделившихся из магмы. Пневматолизом непосредст-
венно из магмы выносятся многие металлы, образующие месторождения
полезных ископаемых.
Своеобразные скарновые, или, как их еще называют, контактово-ме-
тасоматические месторождения, с участием летучих образуются, когда
газово-жидкие растворы выходят за пределы магматического очага. Вне-
дряясь по ослабленным зонам, огненно-жидкий раствор с летучими ком-
понентами и температурой почти 1000 °C вступает во взаимодействие с
вмещающими горными породами. Раствор, активно воздействуя на ми-
нералы пород, разрушает их кристаллические решетки и экстрагирует все
содержащиеся в них металлы.
Скарновые месторождения, как правило, зональны. На контакте с
вмещающими породами образуются безрудные пироксено-^ранатовые
скарны. Одновременно или несколько позже из газово-жидкого рудного
раствора выносятся и отлагаются во внутренней части этой зоны оксиды
железа, меди, кобальта, цинка.
Считается, что железо выносится из магмы в виде хлористого (FeCl2)
или хлорного (FeCl3) железа, возможно, в виде вюстита (FeO).
В участках скарнообразования железных руд типичны околоскарновые
зоны осветленных пород, связанных с появлением безжелезистых сили-
катных минералов. Это подтверждает точку зрения о разрушении темно-
цветных железосодержащих минералов газово-жидкими растворами и
экстрагировании железа. По мнению геологов, придерживающихся точ-
ки зрения, что экстрагированного из силикатных минералов типа оливи-
нов, пироксенов и гранатов железа вполне достаточно для последующей
22
2. Эндогенные процессы рудообразования
его концентрации с образованием промышленных железорудных место-
рождений.
Сложной является расшифровка механизма рудоотложения при обра-
зовании скарновых месторождений. Судя по морфологии залежей, суль-
фидное рудообразование тесно примыкает, а иногда и налагается на про-
цессы магматического оруденения. Так, в скарновых железорудных мес-
торождениях основная фаза магнетита всегда ассоциируется с пиритом,
причем в большинстве случаев количество пирита увеличивается с глуби-
ной рудной залежи. А это, по-видимому, является следствием последова-
тельного внедрения сначала магнетитового раствора, а затем проникно-
вения в область оруденения серы.
По данным Д.С. Коржинского и В.А. Жарикова, главной причиной,
вызвавшей отложение руд, является падение температуры движущегося
по трещинам горных пород газово-жидкого раствора и изменение кис-
лотности самого раствора. Для полного проявления оруденения помимо
определенных факторов влияния физико-химических и тектонических
условий благоприятно сказывается и длительное развитие послемагмати-
ческой стадии существования всего вулканического комплекса.
Преимущественная локализация оруденения именно в скарнах объяс-
няется особенностями физических и химических свойств этих пород.
Скарны обладают повышенной пористостью и большой хрупкостью,
поэтому они легко проницаемы для растворов. Эти породы наиболее рас-
творимы под действием горячих газово-жидких растворов, легко подвер-
гаются гидролизу, в процессе которого создается щелочная среда, необхо-
димая для нейтрализации кислых рудоносных растворов. Скарны облада-
ют высокой удельной теплоемкостью, что способствует притоку тепла и
растворов преимущественно к этим породам.
В целом механизм рудоотложения — это главным образом процесс ме-
тасоматического замещения скарнов, осадочных и магматических пород
рудными минералами.
Скарновые ру щые месторождения обнаружены почти во всех рудных
регионах земного шара. В каждой группе месторождений, образовавших-
ся из одного магматического очага, минералы близки по составу. Терри-
ториально разделенные скарны имеют разные минералогический состав
и структуру, потому что их происхождение связано с различными магма-
тическими очагами и, главное, минералогическим составом вмещающих
пород. В геологическом отношении, чем древнее скарновые месторожде-
ния, тем труднее определить их генетические признаки, так как породы
самих скарнов и, главное, околоскарновые породы за время их существо-
вания претерпели значительные фазовые превращения.
Особенность скарновых месторождений — их групповое расположе-
ние вокруг магматических комплексов. Они формируются там, где газо-
2.2. Скарновые месторождения
23
во-жидкие растворы пересекают породы, благоприятные для сканирова-
ния, и рельеф, способствующий рудонакоплению. Примерами могут слу-
жить скарновые железорудные месторождения Урала и Казахстана.
Морфологически скарновые месторождения отличаются значитель-
ным разнообразием; рудные тела имеют форму линз, штоков и пластовых
залежей.
Размеры выхода руд колеблются от 1,5 до 2,5 км в длину. Не взирая на
большое разнообразие скарновых месторождений, рудовмещающими
являются известковые и магматические породы. В них найдены почти все
металлы, кроме хрома, сурьмы и ртути. Наиболее значительны известко-
во-скарновые месторождения железа, кобальта, меди, платины, вольфра-
ма, молибдена, свинца, цинка, золота, олова, бериллия, скандия, ниобия,
редких земель, тория, урана. Для магнезиальных скарнов типичны место-
рождения бора, железа, цинка и флогопита.
В России самой крупной железорудной провинцией является Урал
(горы Магнитная, Благодать, Высокая). Месторождения имеются в
Западной Сибири (Темиртау, Таштагол, Шалым, Абакан, Анзас и др.),
в Восточной Сибири (Рудногорское, Коршуновское, Таежное, Гаринское
и др); в Казахстане (Соколовское, Сарбайское, Качарское, Кеньтюбе,
Атансор и др). За рубежом аналогичные месторождения обнаружены в
США, Норвегии, Швеции, Японии, Австралии, КНР и др.
Запасы железных руд скарновых месторождений достигают 600 млн т
при содержании железа 35—55%.
В железокобальтовых скарновых месторождениях, относительное ко-
личество которых невелико, кобальт встречается в виде кобальтсодержа-
щего пирита, который отлагается в месторождениях почти одновременно
с магнетитом. Мышьяковистые соединения кобальта, наоборот, форми-
руются на поздней стадии рудообразования в ассоциации с сульфидами,
кварцем, карбонатами. z
Медное оруденение в скарнах распространено довольно широко. Оно
тесно связано с магнетитовыми рудами, образуя комплексные магнетит-
халькопиритовые месторождения. Главный рудообразующий минерал
халькопирит (CuFeS2) встречается совместно с пиритом (FeS2), пирроти-
ном (Fex |S), сфалеритом (P-ZnS). Этот комплекс обычно формируется
на поздних стадиях скарнового рудообразования. В России среди скарно-
вых месторождений меди известны Туринские рудники на Урале и место-
рождения в Кузнецком Алатау.
Платиновые месторождения очень редки. К ним принадлежат скарны
северной части Бушвелдского комплекса ЮАР.
Вольфрамовые месторождения приурочены к отдельным скарновым
провинциям. Вольфрам образует минерал шеелит (CaWO4), иногда свя-
занный с сульфидной минерализацией. Редки твердые растворы вольф-
24
2. Эндогенные процессы рудообразования
рамита (Fe,Mn)[WO4], представляющие промежуточные члены ряда фер-
берит (Fe[WO4]) — гюбнерит (Mn[WO4]). В России такие месторождения
известны на Дальнем Востоке, в Хакасии, Якутии и на Южном Урале; за
рубежом в США, Канаде, Финляндии, КНР, Турции, Бразилии, Боливии,
Австралии, Японии и других странах.
Среди скарновых месторождений известны молибденовые, свинцово-
цинковые, оловянные, ниобиевые, золотые, редкоземельные, урановые,
ториевые, борные, бериллиевые и огромное количество нерудных место-
рождений. Среди нерудных — флогопитовые, графитовые, хризотил-
асбеста, талька и др.
2.3 ГИДРОТЕРМАЛЬНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Под гидротермальными растворами — гидротермами — пони-
мают нагретые до 200—600 °C многокомпонентные газово-жидкие
растворы сложного состава, циркулирующие под поверхностью Земли и
участвующие в перемещении и отложении минерального вещества. Ос-
новной компонент гидротерм — вода. Вода гидротермальных растворов
имеет смешанное происхождение. Ее источников много и они разнооб-
разны по своей природе.
Главный источник — вода, отделяющаяся от магматических расплавов
в процессе остывания изверженных пород. Ббльшая часть воды освобож-
дается во время разложения гидратов при процессах метаморфизма. За-
хороненная вода находится в пористом пространстве древних осадков,
погруженных в глубинные части земной коры.
Атмосферная вода проникает в глубинные слои земной коры, нагре-
вается, минерализуется и приобретает свойство гидротермальных раство-
ров. Морская вода может быть вовлечена в гидротермальный процесс в
тех случаях, когда в придонные части моря или океана внедряются магма-
тические массы, создающие местные очаги разогрева.
В многообразии гидротермальных процессов важны источники руд-
ного вещества. Источником является та ближайшая область, из которой
вещество поступает в зону образования данного месторождения. Счита-
ется, что существуют три основных источника минеральных веществ, мо-
билизующих различные рудные месторождения.
Магматический источник рудообразующих веществ характерен для
рудных месторождений ранней стадии магматизма. Они являются произ-
водными магмы и отделяются от нее при подъеме и остывании в верхних
зонах земной коры. Это высокотемпературные минералы: магнетит, ге-
матит, пирротин, пирит, касситерит, вольфрамит, шеелит, молибденит,
золото, халькопирит, графит, апатит, турмалин, топаз, берилл.
2.3. Гидротермальные месторождения
25
Следующая группа — ассимиляционные магматические источники рудо-
образования. Они возникают при переплавлении нижней части осадоч-
ной оболочки земной коры и ассимилируют все ее элементы. Месторож-
дения этого типа имеют большое практическое значение. В них сосредо-
точена главная масса цветных металлов: свинец, цинк, медь, молибден,
олово, вольфрам, литий, тантал, большая часть серебра и золота. Почти
100% добычи таких нерудных ископаемых, как горный хрусталь, плави-
ковый шпат, магнезит, тальк, образуется благодаря гидротермальным
процессам растворения, переноса и отложения вещества.
К внемагматическим источникам гидротермальных месторождений
относятся фильтрационные. Они обусловлены заимствованием рудооб-
разующих веществ из вмещающих пород на пути циркуляции гидротер-
мальных растворов. Заимствование расширением пород и растворением
в гидротермальном растворе чаще всего бывает частичным. Это характер-
но для таких элементов, как кремний, кальций, магний, калий и хлор.
Месторождения железа и марганца обычно являются результатом полно-
го заимствования вещества из горных пород.
Металлогенные элементы гидротермальных месторождений могут
быть позднее извлечены из пород гидротермальными растворами и пере-
отложены в виде рудных залежей. Такое явление известно для гидротер-
мальных месторождений урана, цинка, свинца, золота, никеля, кобальта
и ряда других металлов.
В состав гидротермальных растворов кроме воды входят углекислота,
кремнекислота и хлориды щелочей. В значительно меньших концентра-
циях наблюдаются фтор, кальций, литий, магний, а из газовых компо-
нентов — азот, водород, метан. Для некоторых типов гидротерм характер>
но присутствие соединений серы. Химический состав гидротерм при
всем их разнообразии можно определить соотношением элементов в ка-
тионной (Na+, К+, Са2+, Mg2+) и анионной (С1~, SO^_, НСО3~) группах.
Обычно состав и содержание катионов зависят от состава вмещающих
пород, что свидетельствует о большой роли обменных реакции между ги-
дротермальными растворами и контактирующими их породами.
Перенос минеральных соединений в гидротермальных растворах
осуществляется в виде комплексных соединений, главные из которых га-
лоидные (хлоридные, фторидные), гидросульфидные и карбонатные. Для
каждого из комплексов характерна область существования pH, где они на-
ходятся в достаточных для переноса концентрациях. Разложение ком-
плексных соединений того или иного металла наблюдается с понижением
температуры, а осаждение рудных компонентов вследствие разложения
комплекса происходит при падении давления и нейтрализации растворов.
Формирование гидротермальных месторождений связано с перено-
сом рудных компонентов на расстояние от нескольких метров до десят-
26
2. Эндогенные процессы рудообразования
ков километров. Локализация месторождений в земной коре происходит
до глубины 5 км.
Размеры тел гидротермальных полезных ископаемых изменяются в
широких пределах. Кварцевые жилы Березовского месторождения на
Урале имеют длину 2—3 км. Материнская кварцевая жила в Калифорнии
протягивается на 200 км.
Доказательством формирования рудных залежей при циркуляции
подземных минеральных вод служат горячие источники на Камчатке.
Подсчитано, что за 100 тыс. лет они вынесли на поверхность Земли,
тыс. т: мышьяка 26; сурьмы 5; ртути 2,5; цинка 2; свинца и меди по 2,5.
На Курильских островах горячие источники выделяют в год серной
кислоты более 250 тыс. т, соляной кислоты — более 100 тыс. т, железа —
13 тыс. т; грандиозные фумаролы «Долины десяти тысяч дымов» на Аля-
ске — свыше 1 млн т в год соляной кислоты и почти 200 тыс.т плавиковой
кислоты.
Скважина глубиной 2 км в Южной Калифорнии представляет собой
высококонцентрированный (36%) гидротермальный раствор, который
содержит 2 г/т серебра, 15 г/т меди, 100 г/т свинца и 700 г/т цинка.
При постоянной циркуляции подземных вод происходит отложение
огромного количества минералов самых различных полезных ископае-
мых. Поэтому гидротермальные месторождения имеют немалое значение
в добыче цветных, редких, благородных и радиоактивных металлов.
ЭКЗОГЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ
РУДООБРАЗОВАНИЯ
Экзогенные (внешние) процессы происходят на земной по-
верхности и в верхних частях литосферы (кора выветривания) за счет
энергии, получаемой от Солнца, в меньшей степени за счет энергии, вы-
деляемой из внутренних зон Земли, и силы тяжести материала. К экзо-
генным относятся процессы выветривания, деятельность воды, ветра,
льда, снега. Все эти факторы воздействуют на поверхность Земли, разру-
шают одни минералы и горные породы, перемещают продукты разруше-
ния и создают новые минералы, устойчивые при данных физико-химиче-
ских и природных условиях. Сила тяжести является регулирующим и на-
правляющим фактором сноса, перемещения и отложения разрушенного
материала.
3.1 РУДОНОСНЫЕ КОРЫ ВЫВЕТРИВАНИЯ
Таким образом, рудообразование не ограничивается магмати»
ческими процессами, где главными факторами образования, переноса и
отложения рудного вещества являются температура и давление. Выноси-
мые из магматического очага на поверхность Земли вещества подверга-
ются разрушению с образованием коры выветривания. х
Кора выветривания — это комплекс горных пород, которые возникают
в континентальных условиях в результате разложения и выщелачивания
исходных горных пород при воздействии на них климатических, гидро-
химических и геологотектонических факторов. Кора выветривания —
мощный источник вещества, из которого получаются россыпи и различ-
ные по минералогическому составу рудные и нерудные осадочные место-
рождения. В коре выветривания происходят сложнейшие преобразова-
ния всех залежей полезных ископаемых, оказавшихся на земной поверх-
ности.
Основными факторами преобразования горных пород в коре вывет-
ривания являются вода, кислород, углекислота, микроорганизмы и, ко-
нечно, сезонные климатические колебания температуры.
28
3. Экзогенные процессы рудообразования
Вода — один из главных факторов выветривания. Она растворяет, пе-
реносит и отлагает природные химические соединения в коре выветрива-
ния. Вода разлагает материнские породы с образованием новых форм ми-
неральных ассоциаций. Главный источник воды — атмосферные осадки,
просачивающиеся в глубь Земли.
Температура в коре выветривания колеблется в небольших пределах
(—20...+20 °C), однако имеет большое значение при разложении горных
пород. Наиболее интенсивно разложение происходит при высокой тем-
пературе и снижается с ее уменьшением. Поэтому степень разложения
горных пород и зрелость коры выветривания возрастают от полярных
областей к экватору.
Окисление происходит под действием кислорода. В процессе окисле-
ния минералы материнских пород переходят в более устойчивые формы в
поверхностных слоях Земли. Так в коре выветривания концентрируются
оксиды железа, марганца, алюминия и др.
Гидролиз связан с обменными реакциями. При гидролизе разрушают-
ся силикаты и на их месте накапливаются глинистые минералы.
Микроорганизмы, главным образом, бактерии принимают участие в
преобразовании горных пород у самой поверхности Земли. Они регене-
рируют кислород в углекислоту, регулируют кислотно-щелочные условия
водных растворов. И, наконец, известны организмы «концентраторы»
железа, марганца, ванадия, алюминия и других элементов.
Важным фактором формирования коры выветривания и связанных с
ней рудных месторождений является рельеф местности. Совместно с
климатическими условиями этой местности они определяют особеннос-
ти химического выветривания. Расчлененный высокогорный рельеф,
при котором скорость разрушения выше скорости накопления, неблаго-
приятен для образования месторождений. Интенсивное химическое вы-
ветривание происходит в областях с ровным рельефом и низким уровнем
грунтовых вод.
Накопление полезных ископаемых в коре выветривания может
происходить двумя путями: 1) вследствие растворения и выноса водами
минеральной массы, не имеющей ценности и концентрации в остатке
полезного ископаемого. Такие месторождения называются остаточными',
2) наоборот, растворение и переотложение в нижней части коры выветри-
вания ценных составляющих горных пород. Такие месторождения назы-
ваются инфильтрационными, они образуются ниже уровня грунтовых вод.
Латеритное выветривание — типичный процесс образования остаточ-
ных месторождений. Сущность латеритного выветривания заключается в
полном разложении алюмосиликатов выносом натрия, калия, кальция,
магния и кремнезема нейтральными проточными или слабокислыми во-
дами и накоплением в остатке минералов глинозема. Оптимальный кли-
3.1. Рудоносные коры выветривания
29
мат латеритообразования — жаркий и влажный. Поэтому значительная
часть мировых запасов бокситов (~95%) находится в Западной Африке,
Индии, Австралии, Индонезии и Южной Америке. В этих месторожде-
ниях руды располагаются почти на земной поверхности, мощность их
пластов колеблется от 2 до 10 м. Минералогический состав — гидраты со-
единений глинозема типа гиббсита А1[ОН]3, часть примеси оксидов же-
леза, титана и др.
Необходимо не путать остаточные (латеритные) бокситы, месторож-
дения которых на Европейском континенте неизвестны, с осадочными
бокситами. Последние образовались в результате переноса продуктов вы-
ветривания и отложения их в виде коллоидно-химических или механиче-
ских осадков в различного рода водоемах.
Месторождения каолина имеют близкий с бокситами механизм рудо-
образования. В процессе каолинизации происходит полный вынос из зо-
ны выветривания щелочей, щелочноземельных металлов и железа при
сохранении в нерастворенном состоянии глинозема и кремнезема. Као-
лин в коре выветривания образуется вследствие разрушения полевошпа-
товых пород и слюд. Обязательным условием осадконакопления являет-
ся наличие кислых вод, богатых органическими кислотами и содержащи-
ми значительное количество растворенного кремнезема.
Образование латеритных кобольт-железо-никелевых руд обусловлено
процессами длительного и интенсивного континентального выветрива-
ния ультраосновных пород, содержащих повышенное количество никеля
(в среднем 0,23% NiO). Процесс формирования месторождений происхо-
дит под воздействием поверхностных вод богатых кислородом, углекис-
лотой и органическими кислотами. Процесс образования оксидных руд,
сводится к разрушению, гидратации и гидролизу минералов горных по-
род и окислению металлов. Продукты выветривания частично мигрируют
в нижние горизонты (Са, Mg, Ni), а остальные (Fe, Cr, Мп, Col накапли-
ваются на месте. Руды имеют очень сложный состав и по характеру рудо-
образования делятся на типы. Южноуральский тип представлен место-
рождениями Кемпирсайской группы на Южном Урале. Руды Индонезий-
ского типа находятся в Индонезии и на Филиппинах. Кубинский и Ново-
каледонский типы руды занимают промежуточное положение между
Уральскими и Индонезийскими рудами.
Инфильтрационные месторождения выветривания образуются в ре-
зультате выпадения рудного вещества из водных растворов. Поверхност-
ные воды, просачиваясь по трещинам и пористым породам верхних час-
тей земной коры, растворяют содержащиеся в них рудные минералы, пе-
реносят растворенное вещество на некоторое расстояние и при резком
изменении физико-химических условий отлагают его в других породах,
формируя инфильтрационные месторождения.
30
3. Экзогенные процессы рудообразования
Процесс выщелачивания зависит от состава вод. Особенно интенсив-
но процесс растворения идет в кислой среде сульфитизированных пород,
когда образуется агрессивный ион (SO4)2-. Перенос компонентов осуще-
ствляется в виде соединений растворимых и устойчивых в зоне гиперге-
незиса — карбонатных, гуминовых, сульфитных комплексов. Отложение
происходит в результате распада комплексных соединений, катионного
обмена, сорбции компонентов коллоидами гидроокислов железа, колло-
идами кремнезема и органическими соединениями.
К инфильтрационным принадлежат месторождения урана, меди, же-
леза и серы.
Труднорастворимые четырехвалентные соединения урана, свойствен-
ные глубинным слоям Земли, в коре выветривания окисляются и перехо-
дят в легкорастворимые шестивалентные соединения. Ббльшая часть ура-
на при этом выносится грунтовыми водами за пределы источника, а при
изменении щелочно-кислотных и окислительно-восстановительных
условиях отлагается. Самая крупная формация инфильтрационных ура-
новых руд с ванадием и силеном существует в США.
Месторождения железа в виде сидерита (FeCO3) представляют собой
продукты инфильтрационного взаимодействия грунтовых железосодер-
жащих вод с карбонатными породами. Примером таких руд являются си-
дериты Алапаевского месторождения на Урале.
Месторождения меди являются продуктами инфильтрационного пе-
реотложения разрушившихся при выветривании коренных медных мес-
торождений. Они известны в Западном Приуралье, США, Боливии и ря-
де стран Европы.
Интересны месторождения серы. Залежи самородной серы формиру-
ются под воздействием углеводородов, фильтрующихся сквозь отложе-
ния гипса и ангидрита. При этом сульфаты восстанавливаются, преобра-
зуясь в карбонаты и самородную серу.
Месторождения марганца формируются при выветривании минера-
лов, содержащих в своем составе марганец низших валентностей, таких
как карбонаты и силикаты. Они преобразуются в гидрооксиды четырех-
валентного марганца, главным образом в псиломелан (Мп2О3лН2О), по-
степенно переходя в безводный пиролюзит (МпО2), устойчивый в коре
выветривания. Природа таких месторождений известна на Кубе, в
Индии, Африке, Бразилии, Австралии.
Месторождение золота, олова, тантала, ниобия и редких земель обра-
зуется вследствие концентрации их нерастворимых минералов в остаточ-
ных глинах коры выветривания.
3.2. Осадочные месторождения
31
3.2 ОСАДОЧНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Осадочными называются месторождения, образующиеся в
процессе отложения полезных компонентов на дне различных водоемов,
а также месторождения, в которых залежи полезных ископаемых возни-
кают в процессе перераспределения вещества в осадке. Группа осадочных
месторождений разнообразна и имеет большое промышленное значение.
В нее входят рудные скопления железа, марганца, меди, свинца, цинка и
многие редкометальные месторождения. В вулканогенно-осадочных
формациях обнаружены германиевые руды в углях, ванадий и молибден в
кремнистых породах, уран и рений в черных сланцах, сера в известняках.
К месторождениям осадочного типа относятся каменные и бурые угли,
горючие сланцы, огнеупорные глины, различные соли, гипс, бокситы,
фосфориты, известняк.
По характеру образования осадочные месторождения могут быть мор-
ские, лагунно-морские, озерно-болотные и речные.
Основными факторами, от которых зависит образование осадочных
месторождений, являются наличие источника рудного компонента, бла-
гоприятные условия рельефа накопления на дне водоема и, конечно,
климатические условия. Только при оптимальном сочетании этих факто-
ров возникает потенциальная возможность развития осадочного рудооб-
разования.
Осадочные месторождения железа, марганца и бокситов формируют-
ся в сходных геологических условиях. Они образуются из суспензий, кол-
лоидных растворов на дне рек, озер и морских водоемов. Источниками
материала для их образования служит кора выветривания и осадки под-
водного вулканического происхождения. Максимальное содержание же+
леза, алюминия и марганца мобилизуется при выветривании горных по-
род с высоким содержанием в них этих металлов. Соединения всех трех
металлов выносятся с земной поверхности грунтовыми водами.Д1еренос
соединений железа, марганца и алюминия происходит в форме тонких
взвесей, коллоидных и истинных растворов. Главными соединениями ме-
таллов в растворе речной воды являются гидраты оксидов, бикарбонаты,
иногда сульфаты и хлориды.
Минералы откладываются в прибрежных зонах озер, морей, океанов,
главным образом под воздействием электролитов, растворенных в водах
этих водоемов, коагулирующих коллоиды металлических соединений и
переводящих их в осадок. В связи с различной геохимической подвижно-
стью соединений железа, марганца и алюминия происходит их диффе-
ренциация в прибрежной зоне. В ходе этой дифференциации вначале,
ближе к берегу, накапливаются бокситы, затем в верхней части шельфа
отлагаются железные, а ниже марганцевые руды. С удалением от берега
обитают различные организмы, остатки которых скапливаются в донных
32
3. Экзогенные процессы рудообразования
осадках этих водоемов и вызывают появление там восстановительной
среды, которая и определяет геохимическую основу процессов минерало-
образования. В залежах этих руд гидроокислы железа (Fe2O3-nH2O) по-
степенно восстанавливаются до закиси железа (FeO). В отложениях мар-
ганцевых руд в этом направлении происходит замена четырехвалентного
соединения (МпО2, пиролюзит) трехвалентным (Мп2О3, браунит) и затем
двухвалентным (МпО, манганозит). Позже двухвалентный оксид марган-
ца заменяется карбонатами марганца (MgCO3, родохрозит).
Морские осадочные месторождения железных руд представляют со-
бой пластовые залежи оолитовых руд. Они известны в Канаде, США,
Франции, Германии, Казахстане (Аятское) и Украине (Керченское). Все
эти месторождения генетически одинаковы. При их образовании процесс
соосаждения различно заряженных частиц приводит к накоплению на
дне заливов железистых осадков с повышенным содержанием кремнезе-
ма, марганца, фосфора, мышьяка, ванадия, никеля. Месторождения же-
лезных руд отличаются огромными размерами, их промышленные запа-
сы измеряются миллиардами тонн.
Месторождения марганца, как и железа, имеют форму пластовых за-
лежей. По минералогическому составу руд среди осадочных отложений
различают гидрооксидные, оксидные, карбонатные и силикатные мине-
ралы. По характеру образования и форме отложения марганцевых оса-
дочных руд выделяют прибрежно-морские платформенные месторожде-
ния Никопольское в Украине, Чиатурское в Грузии и Усинское в России.
К геосинклинальным месторождениям в России относят месторождение
Малый Хинган и ряд рудопроявлений на Урале.
На дне современных океанов запасы в месторождениях железа и мар-
ганца огромны. Они сосредоточены в железомарганцевых конкрециях,
выстилающих крупные площади дна Тихого, Атлантического и Индий-
ского океанов. Средний состав конкреций, массовая доля в %: Мп 40—8;
Fe 16-2,5; Со 2,5-0,2; Ni 2-0,2; Си 1,6-0,03; РЬ 0,35-0,20; Zn 0,4-0,08;
Ag 0,0003.
Запасы железомарганцевых конкреций в придонной части Мирового
океана достигает колоссальной цифры 2,5-1012 т, что на 2—4 порядка вы-
ше суммарных запасов, учтенных во всех месторождениях железа и мар-
ганца на континентах.
Считается общепринятой точка зрения на то, что элементы-примеси
в конкреции: меди, кобальта, никеля и других являются результатом
сорбции их из вод океана.
Механизм образования осадочных месторождений бокситов отлича-
ется от механизма формирования бокситов остаточных месторождений
коры выветривания. В осадочных месторождениях бокситов главный
источник материала различен. Это и продукты коры выветривания, и
3.3. Россыпные месторождения
33
вулканический пепел, и глинозем, выщелоченный горячими водами из
вулканических пород в областях активного вулканизма. Глинозем пере-
носится в виде коллоидных и истинных растворов, транспортируется
реками и водными потоками.
Месторождения осадочных бокситов имеют разный возраст и распро-
странены во многих странах. Нередко достигают крупных размеров.
Встречаются в Восточных Саянах, Урале, Средней Азии. Средиземно-
морская провинция включает в себя месторождения во Франции,
Италии, Югославии, Венгрии, Греции. Обнаружены рудные тела на
Ямайке и Гаити.
3.3 РОССЫПНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Месторождения россыпей представляют собой концентрацию
ценных металлов среди песочно-галечных отложений, возникшую при
разрушении коренных пород, содержащих рудную вкрапленность. Из-
мельченная порода с рудными компонентами переносится водными по-
токами и осаждается в речных долинах и на морских побережьях. Так, при
разрушении коренных пород возникают россыпи алмазов, касситерита
(SnO2), золота (Ag), ильменита (FeTiO3), рутила СПО2), циркона (ZnO2),
магнетита (Fe3O4). Богатые россыпи образуются только при разрушении
отдельных коренных месторождений. В зависимости от вида полезного
минерала россыпи бывают золотые, платиновые, алмазные, циркон-иль-
менитовые, янтарные и др.
Россыпные месторождения по возрасту, характеру разрушения корен-
ных пород и механизму переноса полезных минералов делятся на много
классов. Основное значение при формировании месторождений имеют*
величина и интенсивность водных потоков и свойства перемещающихся
донных осадков. Движение и накопление донных осадков определяются
подвижностью образующих россыпь минералов по сравнению г основ-
ной массой обломочного материала. Именно это отличие в подвижности
и приводит к дифференциации обломочного материала и концентрации
полезных минералов. Убывающий ряд устойчивости может быть пред-
ставлен следующими минералами: алмаз — циркон — мелкое золото —
ильменит — крупное золото — платина — касситерит — вольфрамит.
Богатство многих россыпных месторождений ценными металлами и
легкость извлечения из них полезных минералов обусловили большой
интерес к этому типу месторождений. И в настоящее время месторожде-
ния россыпей продолжают играть существенную роль в добыче алмазов,
платины, ильменита, касситерита, янтаря.
Крупные промышленные формации магнетитовых и титаномагнети-
товых руд представляют собой морские россыпи вдоль берегов и на шель-
2 Леонтьев Л. И. и др.
34
3. Экзогенные процессы рудообразования
фе островов в Новой Зеландии, Японии. Титаномагнетитовые россыпи
известны в России на Курильских островах и острове Сахалин.
Мировой известностью пользуются россыпи Юго-Восточной Азии
(Индонезия, Нигерия, Малайзия, Таиланд, Бельгийское Конго, Южный
Китай). Оловоносные россыпи в этих районах связаны с разрушением
коренных касситеритово (SnO2) — кварцевых (SiO2) месторождений.
Почти 80% запасов олова зарубежных стран сосредоточено в россыпях.
На Урале месторождения платины представлены террасовыми россы-
пями. Из прибрежно-морских россыпей известна лишь одна террасовая
россыпь платины на берегу Берингова моря на Аляске.
Промышленное значение россыпи золота имеют на современных реч-
ных долинах на Колыме, Урале, в Сибири. Прибрежно-морские россыпи
известны на Аляске.
Россыпи алмазов составляют примерно 25% всей мировой добычи.
Они известны в Бразилии, Венесуэле, России (Якутия, Урал). Прибреж-
но-морские россыпи алмазов разрабатываются на Атлантическом побе-
режье Юго-Западной Африки (от устья р. Оранжевой на юге до границы
с Анголой на севере).
Единственный мировой источник добычи янтаря — морское побере-
жье Балтийского моря (Россия, Польша, Германия). Классическим райо-
ном развития прибрежно-морских россыпей янтаря является Земланд-
ский полуостров Балтийского моря.
МЕТАМОРФИЗМ И РУДООБРАЗОВАНИЕ
Метаморфизм — самый распространенный на планете геоло-
гический и рудообразующий процесс, так как длительная история Земли
и земной коры представляет собой непрерывное преобразование различ-
ных геологических систем, сочетающих в себе все возможные виды фазо-
вых превращений минералов и горных пород. Метаморфизм совершался
во все эпохи. С одной стороны, он связан с различными эндогенными
процессами, такими как магматизм и деятельность постмагматических
гидротермальных и водных растворов самого различного происхождения.
С другой стороны, он сам порождает магматизм и постмагматические из-
менения пород. Разнообразны масштабы, типы и механизмы процесса
метаморфизма. Он всегда сочетается с метасоматозом — химическим и
минеральным преобразованием вещества. Значительное влияние мета-
морфизм оказывает на рудообразование.
Наиболее резкие изменения наступают после того, как вследствие
тектонических перемещений верхние участки земной коры опускаются»
глубинные зоны Земли, т.е. снова в условия высоких температур и давле-
ния. Устойчивые в экзогенных условиях коллоиды и гидраты, теряя воду,
превращаются в безводные минералы. Например, гидроокислы железа
(Fe2O3«H2O) становятся гематитом (Fe2O3) или магнетитом (Fe3O4), уг-
листое вещество — графитом, глинистые породы преобразуются в такие
минералы, как гранаты Ca3Al2[SiO4]3 или алюмосиликаты (Al2SiO5) в ви-
де минералов андалузит, силлиманит или дистен, отличающиеся параме-
трами кристаллической решетки при одинаковом химическом составе.
При метаморфизме минеральные компоненты стремятся перейти в
новые минералы, более устойчивые в изменившихся условиях, в минера-
лы с уменьшенным объемом и повышенной относительной плотностью.
По условиям образования и характеру фазовых превращений выделя-
ются различные метаморфические месторождения. К одной группе отно-
сятся месторождения, возникшие заново в процессе метаморфизма, а до
этого породы, из которых они образовались, не представляли промыш-
ленного интереса. Так, из глинистых сланцев в процессе метаморфизма
36
4. Метаморфизм и рудообразование
образуются кровельные сланцы; на месте малоценных известняков появ-
ляются мраморы; при метаморфизме каменного угля, главным образом
под воздействием высокой температуры, уголь преобразуется в графит; в
этих же условиях бокситы превращаются в наждак. При сохранении хи-
мического состава первичных минералов новые, прошедшие стадию ме-
таморфизма, приобретают иные физико-механические свойства. Как
правило, все эти месторождения в значительной мере сохраняют формы
залежей материнских месторождений. Таким образом, возникновение
метаморфических месторождений происходит без участия в них гидро-
термальных растворов, фактора, который обусловливает иное направле-
ние процесса метаморфизма при формировании новых месторождений.
К следующей группе относятся метаморфизованные месторождения,
которые первоначально образовались под действием геологических про-
цессов и в первую очередь осадконакопления. Главными факторами фор-
мирования метаморфизованных месторождений остаются температура и
давление, при этом огромную роль играют гидротермальные растворы,
проникающие в толщу осадков. В условиях глубинного метаморфизма
происходит перераспределение веществ с привнесением новых, что свя-
зано с гидротермальной деятельностью смежных вулканических облас-
тей. Циркуляция гидротермальных растворов обусловливает не только
привнесение минеральных компонентов, но также приводит к разложе-
нию и растворению существовавших ранее минералов с выносом и пере-
отложением минеральных веществ. В этом случае процессы метаморфиз-
ма могут изменять в какой-то мере ассоциацию минеральных фаз полез-
ных ископаемых, но не меняют их основного минерального состава, а
главное их промышленной ценности.
В эту группу входят главным образом месторождения рудных полезных
ископаемых: железа, марганца, золота. Все эти месторождения были пер-
воначально образованы осадочным путем в экзогенных условиях. В оса-
дочных месторождениях железа при метаморфизации гидроокислы желе-
за переходят в оксидные формы. Руды становятся компактными. В них в
результате воздействия гидротермальных растворов уменьшается количе-
ство нерудных минералов горных пород и в том числе вредных примесей
фосфора и серы по сравнению с исходными осадочными рудами.
Железистые кварциты в том виде, в котором они используются в ме-
таллургической промышленности, возникли в результате метаморфиза-
ции слоистых железо-кремнистых осадков с последующим .длительным
процессом их переработки гидротермальными растворами. Гидротер-
мальные растворы — самый подвижный и во времени часто меняющийся
по составу элемент формирования земной коры, в частности рудных ме-
сторождений. Температура и состав гидротерм зависят от близости маг-
матического очага, характера постмагматических растворов, их агрессив-
4. Метаморфизм и рудообразование
37
ности по отношению к горным породам, из которых происходит экстрак-
ция металлов. За .длительный период формирования месторождений
железистых кварцитов менялись состав, свойства и температура гидро-
термальных растворов, чем объясняются различия в макроструктуре и
минералогическом составе месторождений одного генетического типа,
территориально расположенных на сравнительно небольшом расстоя-
нии. Это имеет место, в частности, на месторождениях железистых квар-
цитов Кривого Рога (Украина) протяженностью с севера на юг 100 км й
шириной до 7 км.
По минералогическому составу богатые руды разделяются на магнети-
товые, гематитовые и мартитовые. В них, кроме железа, входят кремний-
содержащие фазы: кварц, хлориты, полевой шпат, биотит и небольшое
количество карбонатов в виде кальцита, доломита и анкерита. Однако се-
верная часть бассейна имеет более сложное строение, обусловленное воз-
действием на железистые кварциты эндогенного щелочного метасомато-
за. Причем установлена последовательность воздействия гидротерм во
времени. В магнезиально-железистую начальную стадию в результате воз-
действия на железистые кварциты гидротермальных растворов отлагались
высокотемпературные минералы типа амфиболов: куммингтонит и грю-
нерит (Mg,Fe)7[Si4O1 j ]2(ОН)2 с содержанием магния и двухвалентного же-
леза в катионной части формулы минералов. Наряду с ними кристаллизо-
вался биотит K(Mg,Fe)3[Si3AlO10](OH,F)2 и минералы группы хлоритов.
Следующая стадия минералообразования характеризовалась появле-
нием низкотемпературных минералов типа щелочных амфиболов роду-
сита и рибекита с общей формулой Na2(Mg,Fe)3Fe2[Si4O] j](OH)2, отлича-
ющихся друг от друга соотношением магния и двухвалентного железа.
Кроме того, в рудах обнаружен пироксен-эгирин состава NaFe[SiO3]2 и
глауконит-гидрослюда со значительными колебаниями состава. /
На заключительном этапе метаморфизма формировались кАроонаты:
кальцит (СаСО3), доломит (MgCO3) и их твердые растворы, реже сидерит
(FeCO3). Явления метаморфических преобразований, интенсивный ме-
тасоматоз и предполагаемая многостадийность привнесения и выноса ве-
щества гидротермами характерна для всех месторождений железистых
метаморфизованных кварцитов, но проявляется индивидуально в резуль-
тате различия в положении руд относительно магматических очагов.
Месторождения железа метаморфизованного генезиса играют веду-
щую роль в металлургическом переделе. Преобладающую часть мировых
запасов железных руд (до 60%) составляют древние метаморфизованные
месторождения докембрийского возраста. Месторождения представляют
собой мощные толщи железистых кварцитов со средним содержанием
железа (Fe) 25—40% и отдельными отложениями массивных богатых руд
(Fe 50-70%).
38
4. Метаморфизм и рудообразование
Масштабы месторождений очень крупные, мировые запасы железис-
тых кварцитов исчисляются сотнями миллиардов тонн. Месторождения
развиты на всех континентах земного шара: Россия (КМА, Якутия, Коль-
ский полуостров, Прибайкалье), Украина (Кривой Рог), США, Индия,
Бразилия, Канада, Китай, Австралия и др.
ЧЕРНЫЕ МЕТАЛЛЫ
В группу руд «черные металлы» входят железо, хром и марга-
нец, элементы IV группы таблицы Менделеева, образующие в природных
условиях крупные месторождения различного генезиса.
Тела их полезных ископаемых сложены минеральными агрегатами.
В фазовом составе любых добываемых руд выделяются минералы — носи-
тели ценных элементов, они называются рудными. К сопутствующим руд-
ным минералам в различных генетических типах месторождений отно-
сятся разные минералогические ассоциации, в состав которых элемент
рудного минерала входит либо в виде твердого раствора, либо является
минералом того же элемента. Например, в составе магнетитовых Fe3O4
месторождений обычно присутствуют железо-магниевые пироксены ря-
да геденбергит CaFeSi2O6 — диопсид CaMgSi2O6, реже оливины типа фа-
ялит Fe2SiO4. В магнетитовых рудах скарнового генезиса обычны железо-
содержащие гранаты альмандин Fe3Al2[SiO4]3 и андрадит Ca3Fe2[SiO4]3.
А в месторождениях хромитовых руд сопутствующим минералом являл-
ся гранат уваровит Ca3Cr2ISiO4]3. Наряду с ним обнаружены хромсодер-
жащие амфиболы и пироксены, в составе которых содержится до
1,5—2,0%* Сг2О3. Все эти минералы входят в состав вмещающих пород
рудных месторождений. В месторождениях марганцевых руд, образую-
щихся преимущественно в поверхностных слоях земной коры, сопутству-
ющими минералами являются карбонаты, гидроокислы и силикаты, в ре-
шетке которых изоморфно с железом, кальцием, магнием и алюминием
находится марганец.
Ассоциация минералов вмещающих пород всегда зависит от генезиса
рудного месторождения и геологической эволюции за время его сущест-
вования.
Везде по тексту указана массовая доля в процентах.
40
5. Черные металлы
5.1 ЖЕЛЕЗО
5.1.1 Геохимия и минералогический состав железных руд
Среднее содержание железа в земной коре (кларк) составляет
4,2%. По распространенности железо уступает только кислороду, крем-
нию и алюминию.
Железо имеет много общего с другими элементами своего семейства
(Ti, V, Сг, Мп, Со и Ni). Эта группа элементов занимает в периодической
таблице Менделеева места с порядковыми номерами от 22 (титан) до 28
(никель). Порядковый номер железа 26.
Близость химических, а следовательно, и геохимических свойств эле-
ментов группы железа объясняется тем, что при переходе от одного типа
атома к другому, следующему за ним в периодической таблице, наблюда-
ется достройка электронных орбит более глубокой оболочки атома, меж-
ду тем как внешняя оболочка, от которой в первую очередь зависят хими-
ческие свойства элементов данной группы, не претерпевают изменений.
Все элементы этой группы характеризуются переменной валентнос-
тью, причем переходы от одной валентности к другой совершаются срав-
нительно легко, что имеет большое геохимическое значение. Характерно,
что при переходе от одной валентности к другой ионы элементов меняют
свою окраску.
Со строением атомов связан ферромагнетизм — важное техническое
свойство железа и ряда других элементов его семейства. Элементы семей-
ства железа имеют близкие атомные радиусы и связанные с ними близкие
температуры плавления и кипения металлов. У них очень большие силы
связи между атомами, чем обусловлена их прочность. Особое значение
имеют сплавы элементов семейства железа, представленные смешанны-
ми кристаллами, т.е. изоморфными соединениями атомов, близких по
размерам и сходных по строению.
Относительная атомная масса железа — 55,85. Железо имеет четыре
изотопа: 54Fe, 56Fe, 57Fe, 58Fe. Преобладает изотоп 56Fe. Изотопный со-
став железа земного и метеоритного происхождений почти одинаков, что
свидетельствует об их генетической общности. Атомный радиус железа —
1,26 А. Размеры ионных радиусов Fe2+ — 0,76 A, Fe3+ — 0,64 А.
Содержание железа для Земли в целом принимают равным 37,04%, т.е.
выше, чем для земной коры, что объясняется тем, что согласно существу-
ющим представлениям о строении Земли, глубинные ее части значитель-
но богаче железом, чем поверхностные, а центральное ядро вообще со-
стоит из железа и элементов его группы. Этот вывод косвенно подтверж-
дается составом метеоритов. В каменных (высококремнистых) метеори-
тах содержание железа не превышает 12,35%, а в железных достигает
90,85%. Повышение содержания железа и уменьшение кислорода с глу-
биной — характерная особенность Земли.
5.1. Железо
41
В доступном пространстве земной коры известны до 170 минералов
железа, не считая тех, в которые оно входит в виде изоморфной примеси.
Среди этих минералов имеются самородные, сульфиды, сульфаты, окси-
ды, силикаты, карбонаты, титанаты, фосфаты, арсенаты. В промышлен-
ном отношении наиболее важное значение имеют рудные минералы:
магнетит, гематит, гидрогетит, лимонит, сидерит и железистые хлориты
типа шамозит и тюрингит.
Рудные минералы — главные составляющие железорудного сырья.
В большой степени от макроструктурных особенностей руды и состава
рудных фаз зависят вид производимого сырья (агломераты, окатыши,
прямое получение железа), технология его производства и физико-меха-
нические свойства готовой продукции.
Гематит (a-Fe2O3) содержит в своем составе 70% Fe и является выс-
шим оксидом железа, широко распространен в природных условиях и хи-
мически устойчив в зонах окисления железорудных месторождений.
Гематит кристаллизуется в тригональной сингонии, параметры решетки:
а = 5,029; с = 13,73 А, значения межплоскостных расстояний Р.д. — 2,69;
2,51; 1,69; 1,452 А. Он встречается в виде кристаллов, агрегатных срост-
ков, зернистых и чешуйчатых скоплений. Нередки оолитовые, слоистые
и радиально-лучистые образования.
Музейные образцы гематита имеют вид железных роз, которые пред-
ставляют собой сростки пластинчатых кристаллов, по форме напомина-
ющие цветки махрового шиповника. Почкообразные натечные формы
роста гематита принято называть красной стеклянной головой.
Данные микротвердости гематита зависят от его морфологической
формы и физического состояния. Его твердость составляет от 5 до 6*, рт-
носительная плотность — 5,26. Гематит является проводником электриче-
ства. Данные по удельному электрическому сопротивлению природных
образцов колеблются в широких пределах. Точка Кюри искусственного
гематита — 690 °C, но в различных месторождениях этот показатель меня-
ется от 643 до 688 °C. При нагревании до 1370—1400 °C он переходит в
магнетит.
Гематит в отраженном свете светло-серый, на фоне магнетита выделя-
ется как белый минерал с легким голубоватым оттенком. Для кристаллов
гематита характерна анизотропия в голубовато-белых тонах в отраженном
свете и ярко-красные рефлексы в проходящем. Рефлексы легко обнаружи-
ваются при исследовании в скрещенных николях, особенно в иммерсии.
При диагностическом травлении на гематит слабое действие оказыва-
ет холодная плавиковая кислота при продолжительности травления
1—2 мин. Остальные кислоты на гематит не действуют.
Твердость минералов приведена по Моосу.
42
5. Черные металлы
Рентгенографически установлено, что в гематите может растворяться
до 1,0% оксида кальция, причем предел растворимости достигается при
температуре перехода гематита в магнетит. Исследование оптических
свойств гематита, в котором в виде твердого раствора присутствует оксид
кальция, показало, что небольшие добавления его (до 1%) почти не изме-
няют отражательной способности гематита.
Относительно присутствия глинозема в решетке гематита существуют
противоречивые данные, по которым предел растворимости Д12О3 в
Fe2O3 колеблется от 10—15 до 25%. Отмечено существование фазы Fe2O3
А12О3 (1:1). В природных кристаллах гематита магматических месторож-
дений обнаружено до 14% А12О3 в твердом растворе. Эта фаза названа
алюмогематитом. В составе природных образцов гематита различных ме-
сторождений обнаружены магний, хром, никель, кобальт, ванадий.
Гематит — широко распространенный минерал. Он образуется при вы-
соком окислительном потенциале газовой фазы в различных генетичес-
ких типах железорудных месторождений. Самыми крупными и важней-
шими в промышленном отношении являются осадочные месторождения
железистых кварцитов докембрийского возраста.
Маггемит (y-Fe2O3) — название составлено из двух слогов «магнит-
ный» и «гематит». Это означает, что минерал обладает сильными магнит-
ными свойствами, как магнетит, а по составу такой же как гематит.
Маггемит является неустойчивой кубической модификацией того же
состава, что и гематит. Параметр его решетки а = 8,3 А. Р.д. — 5,95; 3,75;
2,590; 2,521 А. В устойчивую форму гематита (a-Fe2O3) маггемит пере-
ходит при нагревании в интервале температур 200—400 °C. Искусствен-
но он может быть получен при медленном нагревании магнетита в атмо-
сфере воздуха до 200—300 °C либо дегидратацией лепидокрокита
(FeOOH).
Маггемит обладает дефектной шпинельной структурой типа магнети-
та. Часть положений Fe2+ структуры магнетита, находящихся в шестер-
ной координации, вакантны (три Fe2+ магнетита замещены двумя Fe3+).
В элементарной ячейке маггемита имеются три ячейки типа шпинели,
расположенные одна над другой. Аналог маггемита по структуре — искус-
ственная у-А12О3.
В природных условиях маггемит образует микроскопические наросты
на магнетите, имеющие вид корочек, оторочек, натечных и оолитовых
выделений. Цвет маггемита от бурого до темно-бурого со стальным
оттенком, черта бурая до темно-желтой, непрозрачен даже в тонких ско-
лах, твердость кристаллов — около 5. Поведение маггемита при травлении
кислотами не изучено, однако есть сведения, что он слегка затравливает-
ся горячей концентрированной кислотой. Установить достоверно при-
сутствие маггемита, который часто встречается в железных рудах, можно
5.1. Железо
43
только при исследовании под микроскопом в хорошо отполированных
шлифах либо расшифровкой рентгенограмм.
В полированных шлифах в отраженном свете маггемит имеет светло-
серый цвет с голубоватым оттенком, который при исследовании в иммер-
сии становится серо-синим. Кроме того, у маггемита есть яркие внутрен-
ние рефлексы красновато-коричневого цвета, чем он отличается от гема-
тита, который имеет более светлые оттенки в отраженном свете. От
магнетита с буровато-розовыми оттенками в отраженном свете маггемит
отличается голубовато-серым цветом. По сравнению с магнетитом магге-
мит имеет положительный рельеф, т.е. пограничная линия при поднятии
тубуса микроскопа идет в сторону магнетита.
В составе маггемита обнаружены элементы-примеси Са, Al, Mg, II, V,
Сг, которые, по-видимому, благоприятствуют его образованию из магне-
тита и делают более устойчивой фазой.
Магнетит (Fe3O4) содержит 72% Fe. Синоним магнетита — магнит-
ный железняк. Его стехиометрический состав: 31,0% FeO; 69,0% Fe2O3.
Магнетит относится к минералам группы шпинели. Параметр его ре-
шетки 8,373 А, Р.д. — 2,53; 1,48; 1,048; 0,962 А. В идеальной структуре маг-
нетита анионы образуют плотнейшую кубическую упаковку, в которой
катионы частично занимают тетраэдрические и октаэдрические положе-
ния. Элементарная ячейка содержит 32 аниона, образующих 64 тетраэд-
рических и 32 октаэдрических положений. В чистой фазе магнетита во-
семь тетраэдрических позиций занимают трехвалентные ионы железа, а
остальные восемь двухвалентных катионов — октаэдрические позиции.
Правильнее его структурную формулу можно записать как Fe3+
(Fe2+, Fe3+)O4. F
Магнетит — один из распространенных железорудных минералов,
встречается в самых различных генетических типах горных пород. В от-
личие от гематита он образуется при относительно низком парциальном
давлении кислорода. Облик кристаллов магнетита и их агрегатное состо-
яние, как правило, зависят от условий образования самого месторожде-
ния. Чаще всего встречаются плотные зернистые массы, реже — друзы
кристаллов в пустотах горных пород. Отдельные кристаллы имеют окта-
эдрический либо ромбоэдрический облик с нередко хорошо выраженной
штриховкой граней. Цвет магнетита черный, на свежих сколах кристал-
лов заметна синеватая побежалость. Черта черная, блеск от металличес-
кого до матового. Он непрозрачен, лишь тончайшие сколы просвечивают
бурым цветом.
Магнетит сильно магнитен. При температуре 580 °C магнетизм исче-
зает, но при охлаждении восстанавливается. Температура изменения маг-
нетизма для образцов магнетитов различных месторождений различна,
что связано с наличием широкого изоморфизма в кристаллах магнетита.
44
5. Черные металлы
Точка Кюри Для магнетитов различных генетических типов месторожде-
ний колеблется от 550 до 600 °C (среднее значение 575 °C). При более
низкой температуре минерал ферромагнитен, при более высокой — пара-
магнитен. Температура точки Кюри зависит от наличия в составе магнетита
твердых растворов. Так, с увеличением количества марганца в составе маг-
нетита точка Кюри повышается, в магнезиальных разностях — снижается.
Температура плавления магнетита — 1591 °C. На кривых нагревания
обычно фиксируются два экзотермических эффекта: в интервале 200—400 °C
и 550—1000 °C. Первый эффект связан с частичным окислением магнети-
та до маггемита, второй — с переходом маггемита в гематит.
Изучению состава и свойств природных магнетитов посвящено ог-
ромное количество работ. Установлено, что в его кристаллической решет-
ке изоморфно присутствует большое количество элементов-примесей,
таких как магний, алюминий, марганец, кальций, титан, хром, ванадий,
никель, тантал, ниобий, кобальт, кремний, калий, натрий и многие дру-
гие. В природных кристаллах при анализе их химического состава совре-
менными методами обнаружено до 12—15 элементов-примесей, замеща-
ющих двух- и трехвалентное железо. Изоморфная емкость магнетита
является функцией температуры образования твердых растворов в раз-
личных геологических процессах. В определенных условиях при охлажде-
нии магматических очагов с понижением температуры рудных масс про-
исходит распад твердых растворов и кристаллы магнетита превращаются
в двухфазную систему. Так, твердый раствор магния в магнетите (магно-
магнетит) распадается. Оптически и рентгенографически в образцах диа-
гностируются две фазы: магнетит FeFe2O4 и магнезиоферрит MgFe2O4.
Титаномагнетит, который при высоких температурах представляет собой
твердый раствор TiO2 в магнетите, при охлаждении распадается на крис-
таллические фазы магнетит FeFe2O4 и ильменит TiFe2O4, реже рутил,
перовскит, ульвошпинель.
Магнетит легко диагностируется оптически в отраженном свете, рент-
генографически и методом рентгеноспектрального микрозондирования.
Продукты распада твердых растворов с образованием самостоятельных
фаз известны во многих природных системах с магнетитом. Нетрудно до-
гадаться, что расхождения в численных значениях физических констант
природных магнетитов объясняются именно сложностью их химическо-
го состава и морфологическими особенностями строения кристаллов.
В отраженном свете чистые по составу кристаллы магнетита изотроп-
ны и имеют серый цвет с заметным коричневатым оттенком, который мо-
жет меняться от розовато-коричневого тона до желто-зеленого в зависи-
мости от содержания в магнетите тех или иных примесей.
При диагностическом травлении полированная поверхность кристал-
лов магнетита буреет от воздействия соляной кислоты. Горячая соляная
5.1. Железо
45
кислота вызывает быстрое почернение и растворение поверхности крис-
таллов. Лучшим реактивом являются пары соляной кислоты, при вы-
держке 2—5 с четко выявляется структура зерен магнетита.
В черной металлургии магнетитовые руды — преобладающее сырье
для выплавки чугуна, стали, получения железа. От руды до металла суще-
ствует долгий путь: добыча руды, ее обогащение, затем окускование с по-
следующим получением чугуна и стали. Основная доля мировой добычи
магнетитовых руд приходится на железистые кварциты и скарны. Магне-
титы этих месторождений достаточно чистые по составу и практически
не содержат в решетке элементов-примесей.
Кроме того, существуют два минерала железных руд вторичного про-
исхождения: мартит и мушкетовит.
Мартит представляет собой метаморфозу гематита по магнетиту.
Процесс мартитизации характерен для зон окисления магнетитовых мес-
торождений.
Мушкетовит, наоборот, является псевдоморфозой магнетита по гема-
титу; Он встречается в виде чешуйчатых агрегатов в эндогенных условиях
скарновых или гидротермальных железорудных месторождениях при по-
ниженном содержании кислорода в газовой фазе. Часто мушкетсвизация
в железорудных месторождениях по времени совпадает со стадией обра-
зования сульфидных руд.
Бурые железняки — общее наименование всех железных руд, состоя-
щих из водных оксидов железа. Как правило, это смесь гидроокислов же-
леза, образующих крупные рудные скопления экзогенного происхожде-
ния.
Исследования: химические, рентгенографические, кривые нагревания
и обезвоживания установили существование в составе бурых железняков
только одного вида химического соединения оксида железа с водой — мо-
ногидрата состава Fe2O3H2O. Эту формулу имеют только два природных
минерала: гетит и лепидокрокит. Оба принадлежат к минералам ромбиче-
ской сингонии, но у них разные структуры.
Гетит (FeOOH). Синоним — игольчатая железная руда. Согласно тео-
ретической формуле, в нем содержится 62,9% железа. Однако анализы
показывают, что в его составе находятся различное количество адсорби-
рованных (Н2О, А12О3, CaO, BaO, SiO2) и других примесей. С этим свя-
заны изменения его оптических и физических свойств. Параметры ре-
шетки: а = 4,64; b = 10,0; с = 3,03А, Р.д. — 4,21; 2,69; 2,44.
Структура гетита сложена атомами кислорода, создающими плотней-
шую ромбическую упаковку с атомами железа, находящимися в искажен-
ных октаэдрических пустотах. Атомы кислорода и железа образуют цепи,
параллельные оси с, скрепленные между собой водородными связями. Бла-
годаря слоистой структуре гетит характеризуется совершенной спайностью.
46
5. Черные металлы
Форма выделения природных кристаллов гетита различна и зависит
от условий их образования. В случае раскристаллизации гелей — это плот-
ные игольчатые или радиально-лучистые агрегаты, реже зонально — кол-
ломорфные стяжения, часто бархатисто-коричневые агрегаты волосовид-
ных кристаллов. При переотложении на его месте появляются землистые
массы лимонита. Замещая железосодержащие минералы (сульфиды, кар-
бонаты и силикаты), гетит образует псевдоморфозы, сохраняющие ре-
ликты замещенного минерала.
Твердость плотных кристаллических образований гетита составляет
5,0—5,5. В связи с возможностью нахождения в нем адсорбированной во-
ды или малой плотностью агрегатов твердость их падает до 2—3, относи-
тельная плотность — 4,28.
Кривые нагревания гетита имеют резко выраженный эндотермичес-
кий эффект с максимумом около 400 °C, отвечающий переходу его в ге-
матит. Температура перехода снижается до 250 °C с увеличением в соста-
ве гетита примесей.
Цвет кристаллов гетита коричневый до красновато-желтого, черта
желтая, блеск от алмазного до металлического. В отраженном свете гетит
серо-белый, анизотропный, сильно выражен плеохроизм от коричнева-
то-желтого до оранжево-желтого. Характерно наличие буро-желтых вну-
тренних рефлексов, которые наблюдаются на полированной поверхнос-
ти шлифов даже без иммерсии.
Гетит наряду с гематитом — один из наиболее распространенных ми-
нералов железа. Он является главным компонентом лимонита, образую-
щегося в экзогенных условиях. Наблюдается в составе «железных шляп»,
болотных руд и озерных отложений.
Лепидокрокит (y-FeOOH). Синоним — рубиновая слюдка. Лепидокро-
кит представляет собой гидроокисел железа того же состава, что и гетит и
с теми же адсорбированными примесями. Как и гетит, он относится к
ромбической сингонии, но отличается от него структурой. Кристаллы
имеют вид удлиненных табличек, чешуйчатых агрегатов, встречаются во-
локнистые и землисто-массивные агрегаты. Подобно гетиту, лепидокро-
кит обладает слоистой структурой. Его твердость — 5, относительная
плотность — 4,09. При медленном обезвоживании лепидокрокита при
температуре 95 °C происходит переход его в гематит, при быстром — в
маггемит.
Цвет кристаллов красный до красновато-коричневого. В отраженном
свете лепидокрокит анизотропный, с сильным плеохроизмом в желто-
оранжевых тонах. В тонких прозрачных шлифах гетит и лепидокрокит
почти неразличимы. С определенной долей вероятности фазы могут быть
диагностированы по показателям преломления: гетит ng — 2,41;
nm —2,40; пр — 2,27; лепидокрокит ng — 2,51; nm — 2,20; пр — 1,94.
5.1. Железо
47
Однако более достоверные сведения о фазах можно получить по ана-
лизу рентгеновских параметров и характеру кривых ДТА. Лепидокрокит
парагенетически тесно связан с гетитом, но в природных условиях встре-
чается реже.
Лимонитом предлагается считать смесь аморфных кристаллических
разновидностей гидрооксидов железа, содержащих переменное количе-
ство химически не связанной воды. Поэтому в справочниках нередко
приводят формулу лимонита Fe2O3-nH2O, где п составляет до 4%. Лимо-
нит, по-видимому, — смесь нескольких разновидностей и кристалличес-
ких форм гетита, лепидокрокита, возможно гематита с гидрооксидами
кремния и алюминия. Главный диагностический признак лимонита —
неоднородность состава и непостоянство свойств. Различные минераль-
ные составляющие лимонита срастаются между собой, образуя своеоб-
разный рисунок разных по твердости, отражательной способности крис-
таллов и оттенком внутренних рефлексов.
Лимонит — это природное скопление тонкодисперсной смеси рых-
лых, землистых масс, оолитов, бобовин, конкреций и стяжений, имею-
щих окраску от темно-коричневого до светло-желтого. Для лимонита,
как и отдельных его минеральных составляющих, характерны псевдомор-
фозы по пирротину, пириту; марказиту; железосодержащим карбонатам и
силикатам, а также ископаемым и органическим остаткам.
Сырьем для черной металлургии, помимо гематита, магнетита и бурых
железняков, является карбонат железа — сидерит (FeCO3).
Сидерит (FeCO3). Синоним — железный шпат. Состав сидерита: 62%
FeO, 37,9% СО2. Параметры решетки: а = 4,71; с = 15,43А, Р.д. — 2,79;
1,73; 3,59. >
Сидерит — минерал тригональной сингонии. В виде изоморфных при-
месей в состав сидерита входят магний, марганец, замещающие в решет-
ке фазы железо, реже кальций, кобальт, цинк. С магнезитом MgCO3 сиде-
рит образует непрерывный ряд твердых растворов. Промежуточный член
этого ряда (Fe,Mg)CO3, содержащий от 70 до 95% FeCO3, называется
сидероплезитом. Вероятны твердые растворы СаСО3 с МпСО3 и ZnCO3.
Промежуточный член ряда FeCO3 — МпСО3 называется олигонитом
(Mn,Fe)CO3. Цвет сидерита меняется в зависимости от содержания при-
месей магния и марганца от желтого, бледно-коричневого до коричнево-
го. Твердость сидерита — 3,5—4,5, относительная плотность — 3,9.
Диагностику сидерита проводят в проходящем свете в прозрачных
шлифах. Сидерит одноосный, отрицательный, ярко выражена анизотропия.
В шлифах сидерит бесцветный, но, как и в случае с кристаллами, цвет ме-
няется от присутствия элементов-примесей и колеблется от серовато-
желтого до коричневого. Фаза характеризуется высокими показателями
преломления: от 1,87 по п0 до 1,63 по rig.
48
5. Черные металлы
Согласно кривым нагревания, диссоциация сидерита на воздухе про-
исходит в интервале 500—600 °C, при этом имеет место экзотермическая
реакция, отвечающая окислению двухвалентного железа. В природных
условиях при диссоциации сидерита при высоких температурах вместо
FeO образуется магнетит Fe3O4. Если в ассоциации с сидеритом находит-
ся гематит Fe2O3, значит процесс диссоциации происходил при более
низких температурах.
Сидерит встречается в месторождениях различных генетических ти-
пов и образуется только в условиях восстановительной атмосферы. Часть
месторождений сидерита имеет гидротермальное происхождение, свя-
занное с поздней магматической деятельностью. В этом случае сидерит
наблюдается в виде крупнокристаллических или зернистых агрегатов,
игольчатых скоплений, реже натечных форм кристаллизации. Экзоген-
ные месторождения формируются в результате процессов выветривания
пород земной коры, образуя рыхлые скопления сидерита, переходящие в
лимонит. При осаждении в морских бассейнах сидерит формируется в ви-
де конкреций и пластовых залежей нередко больших размеров.
Крупные скопления сидеритовых руд в случае отсутствия или мини-
мального содержания в них вредных примесей (фосфор, сера и др.) пред-
ставляют собой ценное железорудное сырье.
Спутниками почти всех железорудных месторождений являются суль-
фиды железа. Они образуются в самых разнообразных геологических ус-
ловиях: рудах магматического, гидротермального, осадочно-метаморфи-
ческого происхождения. И самым распространенным среди них является
пирит.
Пирит (FeS2). Синонимы — серый колчедан, железный колчедан.
В составе пирита находятся 46,6% Fe и 53,4% S. Часто в нем обнаружива-
ются элементы-примеси: кобальт, никель, сурьма, мышьяк, серебро, медь
и золото. В состав пирита примеси входят в виде мельчайших включений,
иногда в мелкодисперсном состоянии.
Пирит относится к минералам кубической сингонии. Параметр его
решетки а = 5,405А. Р.д. — 1,63; 2,71; 2,42. Твердость пирита — 6—6,5, его
кристаллы легко царапают стекло. Это самый твердый минерал в классе
сульфидов. Его относительная плотность — 4,9—5,2.
Цвет кристаллов латунно-желтый, их грани отливают сильным метал-
лическим блеском, а на изломе блеск становится тусклым. Хорошо видна
пленка побежалости красновато-бронзового отлива.
Природный пирит легко диагностируется по цвету и форме кристал-
лов с ярко выраженной штриховкой его граней. В горных породах и рудах
пирит наблюдается в виде вкрапленных кристаллов. В осадочных рудах
нередки радиально-лучистые или почковидные образования. На полиро-
ванной поверхности шлифа железосульфидных руд пирит имеет ярко зо-
5.1. Железо
49
лотистый цвет, характерные срезы кубических кристаллов. Изотропен,
непрозрачен, кислотами не травится.
Марказит (FeS2) имеет одинаковый с пиритом состав, однако его
внутренняя структура отвечает ромбической сингонии. Другим являет-
ся и внешний облик кристаллов. Это таблитчатые, короткостолбчатые,
копьевидные, иногда гребенчатые формы сростков. Однако чаще мар-
казит встречается в виде конкреций или почкообразных форм. Приме-
си других элементов в его составе редки, иногда встречается мышьяк
или сурьма.
Цвет марказита латунно-желтый с зеленоватым оттенком, черта зеле-
новато-серая, непрозрачен, твердость — 5—6. В отраженном свете на по-
лированной поверхности отличается от пирита только анизотропией.
Пирротин (FebxS). Синоним — магнитный колчедан. Пирротин харак-
теризуется дефицитом атомов железа и содержит в своем составе 56,74%
Fe и 41,67% S. Из примесей в незначительных количествах присутствуют
Си, Ni, Со, реже Мп и Zn. Пирротин относится к гексагональной синго-
нии. Параметры решетки: а = 3,43; с = 5,69 А°. Р.д. — 2,97; 2,062; 1,718;
1,045.
Пирротин встречается в сплошных массах или в виде вкраплений зе-
рен неправильной формы. Кристаллы редки, обычно они имеют таблит-
чатый или столбчатый облик. Цвет пирротина темный, бронзово-желтый
с бурой побежалостью, черта серо-черная, блеск металлический, твер-
дость — 4, относительная плотность — 4,6, довольно хрупкий. Пирротин
магнитен. Ферромагнетизм проявляется у более богатых серой разновид-
ностей. Хороший проводник электричества. В полированных шлифах он
обладает сильной анизотропией, имеет слабый розовый оттенок и высЪ-
кую отражательную способность.
Пирротин — высокотемпературный минерал. Кристаллизация его в
рудах, как и пирита (FeS2), зависит от концентрации серы в поСмагмати-
ческих растворах. При высокой ее концентрации появляется FeS2, при
пониженной — Fel xS или FeS.
Пирротин образуется в магматических, скарновых, гидротермальных
месторождениях в ассоциации с пиритом, халькопиритом, магнетитом,
кварцем, сфалеритом, геленитом и др.
Троилит (FeS) имеет следующий стехиометрический состав: 63,53% Fe
и 36,47% S. Он является разновидностью пирротина, но строго отвечает
формуле FeS. В составе троилита содержится только двухвалентное желе-
зо. Он образуется исключительно в восстановительных условиях.
Троилит относится к минералам гексагональной сингонии. Парамет-
ры решетки: а = 5,958; с = 11,74 А. В отраженном свете на полированной
поверхности шлифа он имеет желто-кремовый цвет. От пирита троилит
отличается сильно выраженной анизотропией, от пирротина меньшей
50
5. Черные металлы
отражательной способностью. При диагностическом травлении троилит
растворяется в азотной кислоте, в соляной вскипает с выделением H2S.
В природных условиях встречается очень редко.
5.1.2 Гэнетические типы железных руд
Месторождения железных руд, которые разрабатываются в
настоящее время, образовались в природных условиях давно - многие
миллионы и миллиарды лет назад. Они претерпели большие изменения,
поскольку менялись условия их существования. За это время различные
химические элементы в разной степени мигрировали, одни минералы за-
менялись другими. В результате менялись макроструктура и фазовый со-
став силикатных и карбонатных пород, вмещающих рудные минералы.
Особенно это относится к месторождениям железных руд. Условия кон-
центрации железа существовали во всех геологических эпохах и при всех
геологических процессах (эндогенных, экзогенных, метаморфических).
Однако относительная плотность железорудных месторождений отдель-
ных генетических типов различна.
Железо, присутствующее в первичном магматическом расплаве в
больших количествах, при охлаждении магматического расплава образует
месторождения самостоятельных минералов, таких как магнетит, хромит,
титаномагнетит. В ряде случаев это месторождения промышленного зна-
чения. Основная масса железа выделяется в магматическом очаге в пер-
вой и основной стадиях его кристаллизации, так что к моменту образова-
ния конечных магматических расплавов содержание железа в нем сильно
уменьшается. Концентрации железа, сформировавшиеся внутри магма-
тического очага, относятся к группе собственно магматических место-
рождений. Промышленное значение таких месторождений по сравнению
с месторождениями железа других генетических типов невелико. Кроме
того, в них железу в виде оксидов обычно сопутствуют их сульфидные
аналоги (пирит, пирротин, редко троилит).
Наиболее значительны месторождения железа посмагматической ста-
дии. В результате взаимодействия конечных магматических расплавов
преимущественно с карбонатными породами образуются очень крупные
месторождения железных руд, относящиеся к контактово-метасоматиче-
скому типу. Это приповерхностные месторождения в виде скарнов, где
основной рудный минерал — магнетит. Гематит приурочен к участкам ру-
ды близким к атмосферным условиям. При образовании этого типа мес-
торождений предполагают миграцию железа в форме летучих или галоид-
ных соединений, переносимых от магматического очага до участков
сброса (накопления) различными по составу постмагматическими рас-
творами.
5.1. Железо
51
Железо из остаточных силикатных магм частично выделяется и пере-
мещается гидротермальными растворами разного состава и с различной
температурой. В этом случае железо отлагается в форме оксидов, карбо-
натов и сульфидных минералов. Часто в гидротермальных жилах обнару-
живается ассоциация оксидов с разнообразными халькофильными эле-
ментами — элементами, способными образовывать устойчивые сульфид-
ные минералы с Fe, Си, Zn, Pb, Cd, Se, Sb, Bi, Ag, Au, As.
При всем многообразии месторождений железа магматического гене-
зиса (собственно магматические, скарновые и гидротермальные) их
общая относительная плотность по сравнению с экзогенными и метамор-
фическими невелика.
Экзогенные, или поверхностные, процессы концентрации железа с
образованием месторождений существуют в коре выветривания. Оста-
точные образования латеритной коры выветривания возникают в ре-
зультате разрушения ультраосновных высокожелезистых силикатных
пород. При переносе и переотложении железа приповерхностными
водами происходит образование огромных месторождений бурых желез-
няков. Часто бурые железняки остаточного генезиса руд облагорожены
примесью никеля, марганца, хрома и носят название природно-легиро-
ванных руд.
В связи с растворением грунтовыми водами горных пород, содержа-
щих, в том числе, и железо, их инфильтрацией и переотложением в ниж-
них частях коры выветривания образуются месторождения сидеритовых
руд. Они рассматриваются как продукт взаимодействия грунтовых желе-
зосодержащих вод с пластами проницаемых карбонатных пород, через
которые воды просачивались. F
К экзогенным относятся месторождения, образовавшиеся в процессе
осадконакопления на дне водоемов. Источниками материала для этих
месторождений считают континентальную кору выветривания и подвод-
ные излияния вулканического происхождения.
Вынос водами железа происходит в форме тонких взвесей, коллоид-
ных и истинных растворов. Главными соединениями железа в растворе
речной воды являются гидраты оксидов, бикарбонаты, сульфаты, хлори-
ды, органические соединения. Соединения металла откладываются в
прибрежной зоне озер, морей под воздействием электролитов, раство-
ренных в водах этих водоемов, коагулирующих коллоиды металлов и пе-
реводящих их в осадок.
По минералогическому составу руды осадочных месторождений
железа разделяются на оксидные, карбонатные и силикатные. Оксидные
руды бурых железняков состоят в основном из лимонита, гидрогетита, ге-
тита, гематита, иногда магнетита. Основной рудообразующий минерал
карбонатных руд — сидерит. В состав силикатных руд входят железистые
52
5. Черные металлы
хлориты типа шамозита и тюрингита. Для осадочных руд железа типична
оолитовая структура.
Осадочные экзогенные месторождения железа имеют огромное про-
мышленное значение. Среди экзогенных месторождений железа наи-
меньшее промышленное значение имеют россыпи (морские и прибреж-
ные), железные шляпы и некоторые инфильтрационные месторождения.
Наиболее важным с точки зрения промышленности является тип
метаморфизованных месторождений. К ним относятся ранее сформиро-
вавшиеся, как правило, осадочные месторождения, впоследствии под-
вергшиеся процессам, происходящим вне зоны выветривания, где на-
правление изменения макроструктуры и минералогического состава оп-
ределяется температурой, давлением и влиянием химически активных
реагентов. Преобразование осадочных железорудных месторождений в
метаморфизованные заключается в распаде ранее существовавших мине-
ралов, молекулярной перегруппировке соединений с образованием но-
вых, более устойчивых в измененных условиях минеральных ассоциациях.
Главный рудный минерал железистых кварцитов — магнетит, в припо-
верхностных частях месторождений встречается гематит, в зависимости
от условий существования рудных масс — мартит и мушкетовит. Преобла-
дающей силикатной фазой является кварц. В значительно меньшем ко-
личестве наблюдаются сложные силикаты, состав которых определяется
процессами метасамотоза на разных стадиях формирования железистых
кварцитов.
В среднем в рудах содержится 45—50% железа, хотя встречаются руд-
ные поля и с большим содержанием рудного компонента. Руды характе-
ризуются важным для металлургического передела качеством — мини-
мальным содержанием в их составе таких вредных примесей, как сера и
фосфор.
Генетический тип руд железистых кварцитов встречается на всех кон-
тинентах земного шара. Месторождения представляют собой неисчерпа-
емые запасы руд, имеющих большое промышленное значение.
5.1.3 Требования промышленности к железорудному сырью
Минимальные требования промышленности к железным ру-
дам исходят из содержания железа в них не менее 25—30%. Вредными
примесями считаются сера, мышьяк и фосфор.
Кондиции на руды и концентраты, поступающие в плавку, различны
для разных типов руд: для магнетитовых и гематитовых руд содержание же-
леза должно быть не менее 46—50%, для бурых железняков — 37—45%, для
сидеритовых в связи с их легкоплавкостью — 30—35%. Руды, не отвечаю-
щие этим требованиям, подвергаются обогащению магнитной сепарацией.
5.2. Марганец
53
Содержание вредных примесей в руде не должно превышать: серы —
0,25%, фосфора — 0,1—0,2%, мышьяка — 0,05—0,1%. При содержании се-
ры выше допустимого предела руду обогащают. При правильном техноло-
гическом режиме окислительного обжига окатышей из серосодержащего
железорудного концентрата сера выгорает полностью. При высоких со-
держаниях фосфора применяют особые методы плавки (томасовский,
мартеновский с основной футеровкой печи), при которых фосфор уходит
в шлак.
Ценными примесями в железных рудах являются: марганец, хром, ни-
кель, кобальт, ванадий.
5.2 МАРГАНЕЦ
5.2.1 Гэохимия и минералогический состав марганцевых руд
Марганцевые руды были известны задолго до нашей эры. В за-
хоронениях найдены стекло, керамика и даже лекарства, содержащие
марганец.
История изучения и использования марганца в европейских странах
относится к середине — концу XVIII в., когда впервые были найдены ок-
сидные марганцевые руды (пиролюзитовые — МпО2). Сначала марганец
использовался в очень небольшом количестве только в химическом, фар-
мацевтическом и стекольном производствах. Одновременно восстанов-
лением пиролюзита углем был получен чистый марганец (Мп) в виде се-
ребристо-белого порошка. Металлический марганец внешне похож на
железо, но отличается от последнего повышенной твердостью, нескольк»
большей хрупкостью и меньшей температурой плавления. Применение
марганца в промышленном производстве началось с металлургии. Одна-
ко широкое внедрение марганцевых руд в металлургическую промыш-
ленность началось лишь в середине следующего столетия (XIX в.), когда
произошли коренные изменения в металлургии железа и появились спо-
собы получения железа и стали (бессемеровский, мартеновский).
Марганцевые рулы, прежде чем поступить в чугунолитейное и стале-
плавильное производство, подвергаются специальной переработке.
В домнах и электропечах из них изготавливают сплавы марганца с желе-
зом, марганца с железом и кремнием: ферромарганец, силикомарганец,
зеркальный чугун, металлический марганец. Свыше 90% марганцевых
руд идет на производство углеродистого ферромарганца и лишь незначи-
тельная часть расходуется на получение металлического марганца, зер-
кального чугуна, силикомарганца и других сплавов.
Главным свойством марганца, которое обеспечивает его широкое при-
менение в металлургии, является способность придавать стали вязкость,
54
5. Черные металлы
ковкость и твердость. Кроме того, добавки марганцевой руды в шихту до-
менных печей способствуют извлечению в шлак вредных примесей, в
особенности серы, с которой марганец образует соединение MnS — ми-
нерал алабандин, переходящий в шлак.
На этом не ограничиваются возможности использования марганце-
вых руд. Важное значение марганец имеет в медицине, различных хими-
ческих отраслях промышленности, военном деле. Стекло, керамика, эма-
ли, глазури, фарфор — везде используются пиролюзитовые руды для
окраски производимых изделий.
Марганец принадлежит к элементам, достаточно широко распростра-
ненным в земной коре, несмотря на то, что его кларк составляет около
0,1%, а это значительно меньше кларка железа. В таблице Менделеева
марганец занимает место в периоде 4 между хромом (порядковый номер 24)
и железом (порядковый номер 26). Слева от него в этом же периоде эле-
ментов, соответственно, располагаются титан и хром, справа — железо и
кобальт. Совместное положение марганца и железа в таблице Менделее-
ва объясняет многие черты сходства в поведении этих двух элементов, в
частности способности железа и марганца изоморфно замещать друг дру-
га в минералах природного и искусственного происхождений.
В природе элемент представлен одним стабильным изотопом 55 Мп.
Атомный радиус марганца — 1,30А. Ионные радиусы, А: Мп2+ — 0,91;
Мп3+ — 0,70; Мп4+ — 0,52; Мп7+ — 0,46. Температура плавления — 1245 °C,
кипения — 2150 °C. В соединениях марганец обычно проявляет валент-
ность от 2 до 7. Наиболее устойчивые степени окисления +2, +4, +7.
С увеличением степени окисления возрастают окислительные и кислот-
ные свойства соединений марганца.
Марганец имеет четыре полиморфные модификации: а-Mn, 0-Мп,
у-Мп, 5-Мп. Температура превращений а <-> 0 — 705 °C, 0 <-> у — 1090 °C
и у <-> 5 - 1133 °C. Модификация а-Mn хрупкая; 5 и отчасти 0 пластич-
ные, что имеет важное значение при производстве сплавов.
Марганец химически достаточно активен. При нагревании энергично
взаимодействует с неметаллами — кислородом, азотом, серой, углеродом,
фосфором и др. При комнатной температуре марганец на воздухе не из-
меняется. Он медленно реагирует с водой, легко растворяется в кислотах,
при нагревании в вакууме легко испаряется даже из сплавов.
Природные минералы марганца образуются во всех рудообразуюших
процессах. В эндогенных условиях двухвалентные железо и марганец
встречаются совместно в силикатах и карбонатах, изоморфно замещая
друг друга в минеральных ассоциациях.
В экзогенных условиях железо выступает обычно как трехвалентный
элемент, а марганец как четырехвалентный. Заряды коллоидных соедине-
ний Fe и Мп различны (для Fe+, Мп-). Величины pH, благоприятные для
5.2. Марганец
55
осаждения, также неодинаковы: закись железа выпадает — при pH = 7,
окись железа при pH = 2,3, в то время как закись марганца — при pH = 8,7,
а окись марганца — при pH = 2—4. Этим объясняется тот факт, что для же-
леза и марганца в экзогенных условиях пути их миграции и осаждения
различны. Они образуют обособленные промышленные месторождения,
главным образом осадочные.
Из большого многообразия природных марганецсодержащих минера-
лов (больше 200) промышленную ценность представляют кислородные
соединения марганца: пиролюзит — МпО, браунит — Мп2О3, или, как
принято писать, 3Mn2O3-MngSiO3 гаусманит Мп3О4, манганит —
МпО2-Мп(ОН)2, минералы группы псиломелана тМпО-МпО2-лН2О.
Пиролюзит МпО2 содержит 63,2% Мп.
Синоним — полианит — крупнокристаллическая разность пиролю-
зита.
Рамсделлит — полиморфная модификация природной МпО2 — ромби-
ческой сингонии.
Пиролюзит — главный минерал марганцевых месторождений. Его
кристаллы имеют структуру типа рутила TiO2. Сингония тетрагональная.
Межплоскостные расстояния фазы Р.д. — 3,118, 2,404, 1,622, 1,054.
В природных условиях пиролюзит образует сплошные кристалличес-
кие и скрытокристаллические массы, плотные, чаще рыхлые, землистые
или сажистые. Характерны дендриты, корки, оолиты. Среди компактных
слабокристаллических масс наблюдаются волокнистые, лучистые и зер-
нистые агрегаты.
Кристаллы пиролюзита хрупкие, их твердость составляет 6,0—6,5, у
землистых агрегатов твердость снижается до 1,0—2,0, землистые разности
пачкают пальцы. Относительная плотность кристаллов 5,04—5,08. Руды в
агрегатном состоянии имеют цвет от черного до синевато-черного; в кри-
сталлах цвет серо-стальной, иногда с синеватой побежалостью. Черта чер-
ная или синевато-черная. Блеск кристаллов металлический, у землистых
разностей матовый, у волокнистых — шелковистый. Фаза непрозрачная.
В полированных шлифах пиролюзит белый или серовато-белый с бу-
роватым или кремовым оттенком. Отражательная способность очень вы-
сокая для кристаллического пиролюзита; для скрытокристаллических
образцов — значительно ниже. Сильная анизотропия от кремово-желтых
до фиолетово-серых тонов, особенно хорошо анизотропия проявляется в
шлифах при исследовании с иммерсией. В полированных шлифах крис-
таллы пиролюзита сильно травятся насыщенным раствором SnCl2, туск-
неют от действия кислот.
При нагревании пиролюзита на воздухе наблюдаются два эндотерми-
ческих эффекта: в интервале температур 560—700 °C происходит диссо-
циация пиролюзита МпО2 с образованием браунита и при 920—1100 °C
56
5. Черные металлы
переход браунита в гаусманит Мп3О4. При нагревании пиролюзит буреет
и переходит в низшие оксиды марганца.
В природных условиях пиролюзит широко распространен как продукт
процессов минералообразования в поверхностных слоях земной коры.
Большие скопления пиролюзита в свое время отлагались в прибрежных
частях морских и озерных бассейнов в условиях свободного доступа кис-
лорода. В обстановке относительного обезвоживания руды пиролюзит
становится одним из самых устойчивых марганцевых минералов. В смеси
с гидрооксидами марганца: псиломеланом и манганитом он образует
крупнейшие промышленные месторождения.
Сравнительно редко пиролюзит образуется в гидротермальных место-
рождениях в условиях окислительной среды. В этом случае он кристалли-
зуется в виде крупнокристаллических сростков в кварцевых жилах. Для
гидротермальных образований типична ассоциация пиролюзита с брау-
нитом, гаусманитом и манганитом. В зоне выветривания пиролюзит
образуется за счет браунита, гаусманита, манганита, карбонатов и сили-
катов марганца.
Главная масса пиролюзитовых руд используется в черной металлургии.
Браунит — наименее изученный минерал марганцевых руд. Если его
теоретический состав считать как 3Mn2O3-Mn8SiO3, то химический состав
следующий: 78,34% Мп2О3; 11,73% МпО; 9,93% SiO2, при содержании Мп
57,05%. Браунит содержит до 10% SiO2. В старых работах состав минерала
выражался формулой Мп2О3, а кремнезем считался механической приме-
сью в фазе. По новым данным Si входит в решетку минерала. Рентгеногра-
фически установлено, что браунит имеет дефектную структуру типа CaF2
с кислородом вместо фтора; положения кислорода частично вакантны. На
48 атомов Мп в шестерной координации приходится восемь атомов Мп в
восьмерной координации и восемь атомов кремния в четверной.
Кристаллы браунита относятся к тетрагональной сингонии. Межпло-
скостные расстояния Р.д. — 2,72; 2,35; 2,14; 1,656.
Для браунита характерны сплошные мелкозернистые выделения фа-
зы. Идиоморфные кристаллы октаэдрического облика встречаются ред-
ко, как правило, по стенкам пустот и трещинам в рудной массе.
Цвет браунита черный, черта буро-черная, блеск полуметаллический.
Твердость кристаллов — 6,0—6,5, относительная плотность — 4,7—4,9. Фа-
за слабомагнитная, непрозрачная.
В полированных шлифах, в отраженном свете браунит серовато-ко-
ричневый, слабо анизотропен, внутренние рефлексы бурого цвета можно
обнаружить только в иммерсии. В полированных шлифах фаза кислота-
ми не травится. Действие оказывает только раствор SnCl2+ с НС1, выяв-
ляя зональное строение. При нагревании браунита фиксируется один эн-
дотермический эффект при 1066—1186°.
5.2. Марганец
57
Браунит широко распространен в метаморфизованных, первоначально
осадочных месторождениях марганца, встречается в контактово-метасома-
тических месторождениях, реже в гидротермальных жилах в ассоциации с
различными минералами марганца, железа, с баритом и кварцем. Он воз-
никает преимущественно в восстановительных условиях, устойчив в слабо
окислительных зонах, однако в зонах поверхностного окисления браунит
неустойчив и переходит в минералы группы псиломелана, реже в пиролю-
зит. В восстановительной среде браунит замещается гаусманитом Мп3О4.
Браунитовые руды используются в черной металлургии для выплавки
ферромарганца. Бедные марганцем руды употребляются для подшихтов-
ки при выплавке обыкновенных чугунов в доменных печах.
Гаусманит Мп3О4 (МпО-Мп2О3) имеет следующий химический со-
став: 31% МпО, 69% Мп2О3, 72% Мп. В природных кристаллах обнаруже-
ны FeO, ZnO, BaO, MgO, CaO; Mn3+ замещается Fe3+. Сингония тетраго-
нальная. Р.д. — 2,47; 2,74; 1,54.
В природных условиях гаусманит встречается в виде сплошных мелко-
зернистых масс, редко псевдооктаэдрических кристаллов в порах и пус-
тотах руды. Цвет гаусманита черный, блеск металлический, черта красно-
бурая, твердость — 5,0—5,5, относительная плотность — 4,7—4,9. Точка
Кюри 41,9 К обладает магнитной анизотропией.
В отраженном свете кристаллы серого цвета. Резко выражена анизо-
тропия с цветными эффектами в желтоватых или голубовато-серых
тонах. Характерны яркие кроваво-красные внутренние рефлексы, осо-
бенно в иммерсии. С целью диагностического травления можно исполь-
зовать некоторые кислоты (НС1, H2SO4) или раствор SnCl2 с Н2О2.
Кривые нагревания характеризуются двумя эндотермическими
эффектами: примерно при 950 и 1200 °C.
Наиболее широко гаусманит распространен в метаморфизованных
осадочных марганцевых месторождениях, контактово-метасоматических
и гидротермальных. Однако гаусманит, подобно магнетиту, возникает в
более восстановительной среде по сравнению с браунитом и гематитом.
В поверхностных зонах земной коры гаусманит окисляется и замещается
псиломеланом и пиролюзитом.
Гаусманит используется в черной металлургии аналогично браунито-
вым рудам. Богатые руды поступают на производство ферромарганца,
бедные — в шихту доменных печей.
Манганит МпО2-Мп(ОН)2 имеет следующий химический состав:
40,4% МпО, 49,4% МпО2,10,2% Н20,62,4% Мп. Обычно примесь — SiO2,
а также Fe2O3, А12О3, CaO, MgO, ВаО. Фаза моноклинная. Р.д. — 3,40;
2,64; 2,28; 1,139.
Манганит в месторождениях марганца встречается в виде тонкозерни-
стых, землистых агрегатов. Иногда образует скопления типа конкреций
58
5. Черные металлы
или натечные формы, очень редко мелкие кристаллические образования.
Кристаллы короткопризматические с грубой вертикальной штриховкой.
Кристаллы манганита хрупкие, их твердость — 3,5—4,0, относительная
плотность — 4,2—4,3. Цвет темный от стально-серого до желто-черного,
часто наблюдается пестрая побежалась на поверхности минеральной мас-
сы. Черта красно-бурая, блеск полуметаллический до матового, в тонких
сколах слабо просвечивает.
В отраженном свете кристаллы манганита серые с буроватым оттен-
ком, резко анизотропны с цветными эффектами от голубовато-серых до
желто-серых цветов. Внутренние рефлексы кроваво-красные, яркие в
иммерсии. Данные по отношению фазы к кислотам (травлению) проти-
воречивы.
Кривые нагревания имеют четкий перегиб около 355—400 °C, что от-
вечает дегидратации манганита и превращению его в пиролюзит МпО2,
который при дальнейшем нагревании вызывает постепенное образова-
ние гаусманита Мп3О4.
Манганит обычно — низкотемпературный гидротермальный минерал,
образующийся при некотором недостатке кислорода. Он широко распро-
странен в осадочных месторождениях марганца. Скопления его характер-
ны для переходной фации между пиролюзито-псиломелановыми и кар-
бонатными рудами. В ассоциации с манганитом наблюдаются родохро-
зит МпСО3, браунит, гематит, барит. В различных природных условиях
фазовые превращения происходят с образованием псиломелана и пиро-
люзита.
Манганитовые руды наряду с псиломелановыми, пиролюзитовыми и
браунит-гаусманитовыми представляют собой сырье для получения спла-
вов железа с марганцем.
Псиломелан (формула точно не установлена) — это группа минералов
гидрооксидов марганца сложного и непостоянного состава. Поэтому
предлагается как бы схема формулы: тМпОМпО2-пН2О6. Предполагает-
ся, что кроме оксидов двух- и четырехвалентного марганца в более слож-
ные соединения «псиломеланов» входят оксиды бария, кальция, калия,
свинца, цинка, кобальта, никеля, меди и др. Установлены коллоидные
смеси гидрооксидов марганца с гидроокислами железа, кремния, алюми-
ния и органическими веществами. Таким образом, можно считать, что
название группы гидроокислов марганца сложного фазового состава
«псиломелан» является собирательным, до момента полной расшифров-
ки отдельных фаз. Ранее принятое название «вад» порошковатых, мягких
разностей псиломеланов утеряло свой смысл, поскольку часть входящих
в эту группу гидратов рентгенографически обозначено.
В природных условиях гидрооксиды группы псиломелана образуют
различной плотности землистые и тонкокристаллические агрегаты, ино-
5.2. Марганец
59
гда натечные (сталактиты), почковидные, сферические (оолиты и кон-
креции), а также редко встречающиеся дендриты.
Собственно псиломелан встречается в виде кристаллов редко. Уста-
новлено, что его структура ромбическая (или моноклинная). Р.д. — 3,465;
2,875; 2,190; 1,399.
Кристаллы хрупкие, твердость — 5,0—6,0, у землистых разностей мень-
ше, относительная плотность — 3,9—4,7. Цвет желто-черный до черного и
стального, черта коричневато-черная, блеск полуметаллический. Непро-
зрачен. В отраженном свете в полированных шлифах цвет кристаллов
серовато-белый до голубовато-серого. Кристаллы характеризуются силь-
ным двуотражением, резкой анизотропией в серо-белых тонах.
Относительно поведения псиломеланов при нагревании отсутствует
единое мнение, что совершенно очевидно для минеральных ассоциаций
такого сложного и не расшифрованного состава. По одним из последних
данных на кривых нагревания фиксируется экзотермический эффект при
температуре 703—756 °C и эндотермический при 805—839 °C.
Псиломелан вместе с другими марганцевыми минералами входит в
состав многих марганцевых руд.
5.2.2 Генетические типы и составы марганцевых руд
Марганцевые руды — это природные минеральные образова-
ния, используются для экономически выгодного извлечения марганца.
По генезису наибольшее значение имеют осадочные месторождения,
сформировавшиеся в древних морских или озерных бассейнах. Эти руды
имеют наибольшее промышленное значение. Среди них различают окио-
ные псиломелано-пиролюзитовые и манганитовые руды, образующиеся
на небольшой глубине, в зоне максимального насыщения вод растворен-
ным кислородом. Содержание марганца по отдельным месторождениям
составляет 19—36%. Карбонатные руды, преимущественно родохрозито-
вые, манганокальцитовые, формируются на больших глубинах в услови-
ях недостатка кислорода, содержание в них марганца не превышает
16—25%. От оксидных руд они отличается повышенным содержанием
фосфора.
Метаморфические месторождения образуются при изменении оса-
дочных месторождений в недрах Земли под действием высоких темпера-
тур и давлений. Руды представлены безводными оксидами: браунитом,
гаусманитом, реже силикатами и карбонатами марганца. Среди них про-
мышленные железомарганцевые залежи с содержанием минералов мар-
ганца и железа.
Месторождения выветривания представлены мощными древними и
современными корами выветривания с вторичной концентрацией в них
60
5. Черные металлы
марганца. Это рыхлые окисленные руды марганцевых шляп. Они сложе-
ны пиролюзитом, псиломеланом и гидрооксидами марганца и железа.
На дне современных океанов находятся скопления железомарганцо-
вистых конкреций, что свидетельствует о громадной водной акватории
Мирового океана богатой рудой. Рудные накопления на дне Тихого,
Индийского и Атлантического океанов исчисляются триллионами тонн.
Установлено, что железомарганцовистые конкреции в промышленном
масштабе сосредоточены на глубинах 4800—5200 м. Природа поступления
рудных минералов в океаны и моря еще окончательно не выяснена.
Однако предполагается наличие мантийного источника в областях, ха-
рактеризующихся геомагматической активностью, и отложений рудного
вещества в шельфовых зонах континентов, где марганец и железо могли
интенсивно поступать при выветривании горных пород суши.
5.2.3 Требования промышленности
к марганецсодержащим рудам
Для железомарганцевых сплавов, применяемых в черной ме-
таллургии, разработаны специальные кондиции. Так, ферромарганец до-
менный и ферромарганец электропечный углеродистый должны содер-
жать, %: Мп 70,0—70,1; Si не более 2; Р от 0,33 до 0,45 для разных спла-
вов; S не более 0,03; углерод (С) — практически неограниченно для фер-
ромарганца доменного, а для элекгропечного — не более 7.
В разных марках силикомарганца должно быть, %: Мп не менее
60-65; Si 16-20 и более; Р 0,1-0,2; С 1,0-2,5.
Зеркальный чугун, используемый для выплавки рядовых сталей, про-
изводят трех сортов, в которых предусматривается содержание основных
компонентов в следующих количествах, %: Мп 10—25; Si не более 2;
Р 0,18—0,22; S не свыше 0,03; С — практически неограниченно.
Состав ферромарганца мало- и среднеуглеродистого, %: Мп не менее
80; Si не более 2—2,5; Р и S не должны быть более соответственно 0,3 и
0,03; С для разных сортов 0,5—1,5.
5.3. Хром
61
5.3 ХРОМ
5.3.1 Гэохимия и минералогический состав хромитовых руд
Кларк хрома в земной коре составляет 0,035%. Хром, как и же-
лезо — халькофильный элемент и занимает в периоде 4 таблицы Менде-
леева 24-й порядковый номер. Геохимия хрома почти идентична железу и
всем элементам халькофильной группы, описанной в начале главы 5.
Хром в природе имеет стабильные изотопы: 50Сг, 52Сг, 53Сг и 54Сг.
Из шести искусственных радиоактивных изотопов наиболее важен 51Сг с
периодом полураспада 27,8 сут. Атомный радиус хрома — 1,27А. Размеры
ионных радиусов (А): Сг2+ — 0,83; Сг3+ — 0,64; Ci^+ — 0,52. Температура
плавления — 1890 °C, кипения — 2480 °C. Хром антиферромагнитен, маг-
нитная восприимчивость — 3,6-10-6.
В соединениях хром проявляет степени окисления +2, +3 и +6, из них
наиболее устойчивы соединения Сг3+. Хром химически малоактивен.
В обычных условиях он устойчив к кислороду и влаге.
Хром вероятно более характерен для мантии Земли, так как в природ-
ных условиях его минералы ассоциируются с ультраосновными порода-
ми, которые по составу ближе всего к мантии. В целом хром — металл
глубинных зон Земли. Встречается он в метеоритах. Известно более
20 минералов хрома. Однако промышленное значение имеют только
хромшпинелиды, в состав которых входит 54% хрома. Кроме того, хром
содержится в ряде других минералов, которые сопровождают хромовые
руды, но сами не представляют практической ценности. Это оливин, пи-
роксен, серпентин, хлорит, гранат, карбонаты и сульфиды.
На практике все хромшпинелиды обычно называют хромитами.
В природе наиболее распространены: магнохромит (Mg,Fe)Cr2O4; хром-
пикотит (Mg,Fe)(Cr,Al)2O4; алюмохромит Fe(Cr,Al)2O4. Хромшпинель со-
става FeCr2O4 (собственно хромит) обнаружена только в метеоритах.
Теоретический состав, %, магнохромита (при Mg:Fe = 1:1): MgO 9,69,
FeO 17,26, Сг2О3 73,05; хромпикотита (при Mg:Fe и Сг:А1 = 1:1):
MgO 11,01, FeO 19,62, А12О3 27,85, Сг2О3 41,52; алюмохромита (при Сг:
А1 = 1:1): FeO 36,14, А12О3 25,64, Сг2О3 38,22; собственно хромита FeO
32,09; Сг2О3 67,91.
Кроме того, обнаружены и диагностированы более сложные по соста-
ву хромиты. Среди них: магноферрихромит (Mg,Fe)(Cr,Fe)2O4; ферри-
хромшпинель Mg(Cr,Al,Fe)2O4; феррихромпикотит (Mg,Fe)(Cr,Al,Fe)2O4.
Все хромшпинелиды по внешним признакам очень похожи друг на дру-
га и неразличимы без данных химического и рентгенофазового анализов.
Ниже приведены значения параметра а, к, кристаллических решеток
природных хромшпинелидов различных месторождений.
62
5. Черные металлы
Магнохромит.....................8.302
8.311
8.308
Хромпикотит ....................8.177
8.221
8.229
Алюмохромит.....................8.236
8.284
8.237
Искусственно полученные:
MgCr2O4.......................8.321
8.332
FeCr2O4........................8.360
Колебания значений {а, А) определяются наличием изоморфно вхо-
дящих в состав фаз элементов.
Установлено, что в хромшпинелидах параметр решетки а уменьшает-
ся с увеличением содержания А12О3 и MgO.
Цвет кристаллов хромшпинелидов черный или буровато-черный, чер-
та бурая, блеск металлический, твердость — 5,5—7,5, относительная плот-
ность — 4,0—4,8. Кристаллы хрупкие, в отраженном свете серые со сла-
бым коричневым оттенком.
Полированные шлифы хромшпинелидов не травятся кислотами, по-
этому травление для хромитовых руд не является диагностическим при-
знаком.
Хромшпинелиды плавятся в широком интервале температур:
1450—2180 °C. Точка плавления тем ниже, чем выше их содержание в фа-
зах FeO и Fe2O3. С увеличением в минералах содержания MgO и Сг2О3
температура их плавления повышается.
При нагревании хромшпинелидов обнаружены экзотермический
эффект при температуре примерно 450 °C и эндотермический при 670 °C.
Оптически установлено, что до 300 °C в кристаллах появляется фаза гема-
тита, при 500 °C — Сг2О3, при 800 °C на месте природных кристаллов воз-
никает твердый раствор (Fe,Cr)2O3.
Хромшпинелиды, содержащие FeO и Fe2O3, обнаруживают слабые
магнитные свойства. Разности богатые железом и бедные хромом сильно
магнитны.
В природных условиях очень редко в пирротиновых и высококальци-
евых скарнах обнаруживается высокохромистая фаза — эсколаит (Сг2О3).
Теоретический состав эсколаита: 100% Сг2О3, 68,43% Сг. Установлено,
что в кристаллах в небольшом количестве изоморфно находятся
уЗ+ и Fe3+
5.3. Хром
63
Эсколаит относится к тригональной сингонии. Он изоструктурен с
корундом А12О3 и гематитом Fe2O3, образует призматические удлиненные
по оси кристаллы. Относительная плотность — 5,18. Цвет черный, в мел-
ких осколках зеленый. Черта зеленая.
В полированных шлифах в отраженном свете кристаллы серого цвета
похожи на магнетит, но с голубоватым оттенком, особенно хорошо на-
блюдаемым в иммерсии. Анизотропия сильная, с цветным эффектом от
синего до голубого. Внутренние рефлексы в коричневатых тонах.
Эсколаит плавится при температуре 2265 °C.
5.3.2 Генетические типы и составы хромитовых руд
Все промышленные месторождения хромитовых руд являются
собственно магматическими.
Раннемагматические месторождения хромита возникают на началь-
ных этапах охлаждения магматического очага. Из магмы в первую оче-
редь выпадают кристаллы хромшпинелидов, которые образуют вкрап-
ленность в ультраосновных породах. В результате гравитационной диф-
ференциации в первую очередь выпавших кристаллов хромшпинелидов и
их оседания на дно магматического очага в интрузивных массивах обра-
зуются крупные пластообразные тела вкрапленных хромитовых руд, име-
ющих промышленное значение. Однако раннемагматические месторож-
дения по своему значению уступают месторождениям, образовавшимся в
позднемагматические эпохи вулканической деятельности.
Позднемагматические месторождения хромитовых руд образуются на
стадии обособления остаточной рудной магмы, богатой хромом и обога-
щенной газовой фазой. Рудная магма застывает позже основной силикат-
ной части магмы. В этом случае образуются крупнокристаллические мас-
сивы густовкрапленных руд, обособленных от вмещающих ультраоснов-
ных пород. Именно из остаточных ультраосновных расплавов магмы
образуются главные промышленные месторождения хромитовых руд.
При процессах метаморфизма промышленные месторождения хроми-
товых руд не образуются, так как при переотложении хромшпинелидов
происходит их серпентинизация с разрушением кристаллической решетки.
В виде обломочных зерен хромшпинелиды встречаются в морских оса-
дочных породах различного возраста. Известны прибрежно-морские рос-
сыпи-продукты разрушения коренных хромсодержащих месторождений.
Под действием горячих гидротермальных растворов шпинелиды пре-
терпевают изменения, приводящие к окислению двухвалентного железа
до трехвалентного и выносу из состава фаз алюминия и магния. Этим
объясняется частое скопление железосодержащих фаз (магнетита и гема-
тита) в местах разложения хромшпинелидов.
64
5. Черные металлы
В коре выветривания происходит также разрушение хромшпинели-
дов. При этом окисляется железо и выносится магний. В условиях влаж-
ного климата отмечено появление лимонита по кристаллам хромшпине-
лидов.
Таким образом, образуясь в результате магматической деятельности,
хромитовые месторождения, попав в зоны земной коры, полностью раз-
рушаются, не образуя новых минеральных ассоциаций промышленного
значения.
5.3.3 Требования промышленности к хромитовым рудам
В соответствии с требованиями промышленности к качеству
хромитовых руд для получения феррохрома используемые руды должны
иметь не менее 40% Сг2О3 и отношение Cr2O3:FeO не ниже 2,5.
Для доменного производства хромсодержащих чугунов с повышенны-
ми прочностью, жаропрочностью, кислотоупорностью и некоторыми
другими качествами могут быть использованы хромитовые руды, содер-
жащие 35—40% Сг2О3.
Для изготовления огнеупоров применяются хромитовые руды с содер-
жанием Сг2О3 не менее 32%. Вредные компоненты — SiO2, CaO u FeO.
Особенно недопустимо присутствие карбонатов.
Для производства хромовых солей (хромпика) используются руды с
содержанием 34—37% Сг2О3. При переработке таких руд количество
извлекаемого хрома не превышает 65%, а при переработке богатых руд —
достигает 90%. Естественно снижается расход хромсодержащей руды и
увеличивается объем производства.
6 ЗАПАСЫ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
И ХАРАКТЕРИСТИКА ОСНОВНЫХ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
6.1 КЛАССИФИКАЦИЯ РЕСУРСОВ И ЗАПАСОВ
Полезные ископаемые, являясь природным образованием,
материализуются в процессе геологоразведочных работ в запасы. Требо-
вания промышленности к их качеству, количеству, горно-геологическим
и другим условиям их залегания определяются кондициями, основанны-
ми на геолого-экономической оценке.
В 2000 г. завершена апробация на мировом уровне проекта Междуна-
родной рамочной классификации ООН запасов (ресурсов) месторожде-
ний твердых горных ископаемых и минерального сырья, квалифициро-
ванных по трем укрупненным характеристикам:
• степень геологической изученности;
• уровень технико-экономической изученности;
• степень экономической эффективности.
Основным продуктом поисковых и разведочных работ являются прогноз-
ные ресурсы и запасы полезных ископаемых. Их обновленное описание
приводится в соответствии с классификацией, утвержденной приказом
министра природных ресурсов РФ от 07.03.1999 г. № 40 и проектом рос-
сийской классификации, идентифицированной с Международной ра-
мочной классификацией ООН.
В РФ установлены единые принципы подсчета, оценки и государст-
венного учета запасов и прогнозных ресурсов твердых, жидких и газооб-
разных полезных ископаемых в недрах, отраженные в их классификации.
На основе этой классификации разработаны и утверждены Государствен-
ной комиссией по запасам (ГКЗ) Министерства природных ресурсов РФ
инструкции по ее применению к месторождениям различных видов по-
лезных ископаемых.
Согласно классификации, государственному учету подлежат выяв-
ленные и экономически оцененные запасы полезных ископаемых, коли-
чество и качество которых, хозяйственное значение, горнотехнические,
3 Леонтьев Л. И. и др.
66
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
гидрогеологические, экологические и другие условия добычи подтверж-
дены государственной экспертизой.
Запасы полезных ископаемых подсчитываются недропользователями
по результатам геологоразведочных и эксплуатационных работ. На их ос-
нове ведется проектирование ресурсодобывающих и перерабатывающих
предприятий. Подсчету подлежат геологические запасы, залегающие в
природных условиях, без учета потерь и разубоживания при их добыче.
Наряду с основными подсчитываются попутные полезные компонен-
ты, если их извлечение технически возможно, экономически целесооб-
разно и экологически безопасно.
Прогнозные ресурсы полезных ископаемых оцениваются в пределах
перспективных территорий и отдельных частей месторождений по благо-
приятным геологическим предпосылкам, выявленным в процессе регио-
нального геологического и другого картирования, результатам поисков и
методом законтурной экстраполяции запасов на флангах и глубине, а
также по аналогии с разведанными месторождениями.
Классификация предусматривает:
• группировку месторождений по степени их изученности и сложности
геологического строения;
• подразделение запасов по степени разведанности и прогнозных ре-
сурсов их обоснованности;
• группировку запасов по их экономическому значению.
По степени изученности месторождения подразделяются на оцененные и
разведанные.
К первым относятся месторождения с прогнозными ресурсами и
предварительно оцененными запасами, по своим параметрам (качествен-
ной характеристике, технологическим свойствам, гидрогеологическим и
горнотехническим условиям переработки) позволяющими принять ре-
шение о целесообразности или нецелесообразности проведения разве-
дочных работ. Вторые включают в себя месторождения с разведанными
горными выработками и скважинами, запасами с полнотой изученности
указанных выше параметров, достаточных для технико-экономического
обоснования их промышленного освоения.
По сложности геологического строения месторождения твердых полез-
ных ископаемых подразделяются: металлических и неметаллических на
четыре группы, угля и горючих сланцев на три группы.
1-я группа месторождений характеризуется простым геологическим
строением. Запасы заключены преимущественно в простых по форме,
6.1. Классификация ресурсов и запасов
67
внутреннему строению телах, с выдержанной мощностью1 и равномер-
ным распределением основных полезных компонентов.
2-я группа объединяет месторождения сложного геологического стро-
ения с изменчивыми мощностью и внутренним строением тел полезного
ископаемого, невыдержанным качеством и неравномерным распределе-
нием основных ценных компонентов. Сюда же относятся месторождения
углей простого геологического строения с очень сложными горно-геоло-
гическими условиями разработки.
3-я группа месторождений определяется очень сложным геологичес-
ким строением с резкой изменчивостью мощности и внутреннего стро-
ения тел полезного ископаемого и весьма неравномерным распределе-
нием основных ценных компонентов.
4-я группа включает в себя месторождения металлов и неметалличес-
кого сырья весьма сложного геологического строения с резкой изменчи-
востью мощности и внутреннего строения, с прерывистым гнездовым
распределением основных компонентов.
При распределении месторождений по группам учитываются также
количественные показатели оценки изменчивости основных свойств
продуктивных тел, например по коэффициентам вариации их мощности
и содержаний полезных компонентов.
По сложности геологического строения и характеристике коллекто-
ров2 выделяются месторождения (залежи) нефти и газа: простого и слож-
ного строения соответственно с выдержанностью и невыдержанностью
толщин и коллекторских свойств продуктивных пластов по площади и
разрезу. Кроме того, выделяют месторождения очень сложного строения,
характеризующиеся наличием литологических3 замещений или тектони-
ческих нарушений и невыдержанностью толщин и коллекторских
свойств пластов.
1 Мощность пласта (залежи, толщи) — расстояние по нормали между по-
верхностями пласта (толщи), а также между лежачим и висячим боками пла-
ста, жил, линз и других геологических тел.
2 Коллектор — горная порода, пласт или массив пород, которые благодаря
своим свойствам обладают способностью к аккумуляции и фильтрации воды,
нефти и газа.
3 Литология — наука о современных осадках и осадочных горных породах
и рудах, их составе, строении, происхождении и закономерностях простран-
ственного размещения.
68 6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
6.1.1 Категории запасов полезных ископаемых
Запасы твердых полезных ископаемых по степени разведан-
ности подразделяются на категории А, В, С! и С2. Запасы первых трех ка-
тегорий относятся к разведанным, запасы категории С2 — к предвари-
тельно оцененным.
Наиболее детально изучают запасы категорий А и В. Контур запасов
категории А определяется в соответствии с требованиями кондиций по
скважинам или горным выработкам. При этом необходимо: выявить раз-
меры, форму и условия залегания тел полезных ископаемых; выделить
внутри них безрудные и некондиционные участки; изучить характер и
особенности изменчивости морфологии и внутреннего строения этих
тел, технологические свойства полезных ископаемых, гидро-, инженер-
но- и горно-геологические, а также другие условия с детальностью, необ-
ходимой для составления проекта разработки месторождения. Кроме то-
го, определяют природные разновидности, промышленные типы и сорта
полезных ископаемых, их состав, свойства и распределение ценных и
вредных компонентов по минеральным формам.
Запасы категории В должны близко удовлетворять указанным для ка-
тегории А требованиям. Однако в отличие от них при изучении формы,
условий залегания и внутреннего строения тел полезных ископаемых ус-
танавливаются лишь их основные особенности и изменчивость. При вы-
держанных мощности тел и качестве полезного ископаемого допускается
включение в контур запасов категории В ограниченной зоны экстраполя-
ции, обоснованной геологическими предпосылками, интерпретацией ге-
офизических и геохимических данных.
К запасам категории С, предъявляются более низкие требования, чем
к запасам категории В. Их отличие от запасов категории В заключается в
степени изученности внутренних неоднородностей и технологических
свойств полезных ископаемых, гидрогеологических и других природных
условий. Технологические свойства запасов категории С( изучаются в
степени, достаточной для обоснования их промышленной ценности; ги-
дрогеологические, инженерно-геологические, геокриологические1, гор-
но-геологические и другие природные основные показатели оценивают-
ся предварительно.
От рассмотренных запасов так называемых промышленных категорий
А, В и С! принципиально отличаются предварительно оцененные запасы
категорий С2. Их контур определяют на основании единичных рудопро-
дуктивных скважин, горных выработок и естественных обнажений с уче-
1 Геокриологический показатель характеризует строение, свойства, состав
мерзлых толщ в земной коре.
6.1. Классификация ресурсов и запасов
69
том геофизических и геохимических данных и использованием метода
экстраполяции. Качество и технологические свойства полезного ископа-
емого выявляют по результатам исследований лабораторных проб. Гидро-
геологические, инженерно-геологические, горно-геологические и другие
условия оцениваются по отдельным точкам наблюдения и по аналогии с
подобными участками и месторождениями.
Запасы комплексных руд и содержащихся в них основных полезных
компонентов учитывают по одинаковым категориям, а запасы попутных
компонентов могут относить к более низким категориям.
На месторождениях 1-й группы в процессе пазведки выявляют запасы
категорий А, В, Сг На месторождениях 2-й группы разведка осуществля-
ется по категориям В и С(. Разведка по категории А нецелесообразна
вследствие неоправданно высоких затрат. На месторождениях 4-й группы
запасы подлежат разведке по категориям С] и С2. Дальнейшая разведка
месторождений 4-й группы часто совмещается с их вскрытием и подго-
товкой к разработке.
Нецелесообразно без обоснования превышать количества запасов по
категориям А и В. На разведанных и разрабатываемых месторождениях
соотношение балансовых запасов различных категорий, используемых
при проектировании, реконструкции предприятия по их добыче или
дальнейшем развитии горно-эксплуатационных работ, устанавливается
недропользователем.
Запасы нефти, газа и сопутствующие им компоненты (этан,
бутан, пропан, сера, гелий) подразделяются также на категории А, В,
С! и С2.
6.1.2 Прогнозные ресурсы твердых полезных ископаемых.
Перспективные и прогнозные ресурсы нефти и газа
Прогнозные ресурсы — это потенциальные запасы полезных
ископаемых уже известных и предполагаемых месторождений. Их коли-
чественная оценка основывается на рудоконтролирующих факторах по
аналогии с известными в районе месторождениями того же промышлен-
ного или генетического типа, а также на благоприятных геологических
предпосылках, геофизических и геохимических данных. Оценка прогноз-
ных ресурсов проводится до глубин, доступных для эксплуатации при со-
временном и на ближайшую перспективу технико-экономическом уров-
не разработки месторождений. Учитываются особенности качества и
свойств оцениваемого вида минерального сырья.
Прогнозные ресурсы твердых полезных ископаемых подразделяются по
степени их обоснования на категории Р, Р2 и Р3.
70
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Прогнозные ресурсы категории Р] оценивают вероятностный прирост
запасов при будущей разведке увеличением площади и глубины их рас-
пространения за пределы внешнего контура, обычно отождествляемого с
контуром запасов категории С2, а также за счет полезных ископаемых,
выявленных ранее при поисках и ожидаемых при разведке.
Прогнозные ресурсы категории Р2 оценивают потенциальные запасы
вероятных для открытия месторождений в пределах рудоносной террито-
рии: рудном поле, узле и т. д.
Прогнозные ресурсы категории Р3 в отличие от Р2 оценивают потен-
циальные запасы предполагаемых месторождений на основе благоприят-
ных геологических предпосылок, выявленных при средне- и мелкомас-
штабном геологическом картировании, дешифрировании космических
снимков, анализе результатов геофизических и геохимических исследо-
ваний.
Перспективные и прогнозные ресурсы нефти и газа подразделяются на
категории С3, Д) и Д2.
Категория С3 — перспективные ресурсы, оцененные на основании ге-
олого-геофизических данных и сложившихся представлений о геологиче-
ском строении и нефтегазоносности изучаемой провинции или области.
Категория Д! — прогнозные ресурсы углеводородов стратиграфо-фор-
мационных1 комплексов, оцениваемых в пределах региональных струк-
тур с доказанной промышленной нефтегазоносностью.
Категория Д2 — прогнозные ресурсы, оцененные в пределах регио-
нальных структур, промышленная нефтегазоносность которых еще не
доказана.
6.1.3 Классификация запасов по их экономическому значению
Запасы твердых полезных ископаемых и содержащихся в них
полезных компонентов по их экономическому значению подразделяются
на две группы: балансовые и забалансовые. Такие названия связаны с
формой учета. По каждому виду полезного ископаемого составлен баланс
запасов с их количественной и качественной оценкой. Запасы, составля-
ющие его основу, стали называть балансовыми.
Балансовые (экономические) запасы подразделяются:
• на запасы, разработка которых экономически эффективна в условиях
конкурентного рынка, при соблюдении требований по использова-
нию недр и охране окружающей среды;
1 Стратиграфия — раздел геологии, изучающий последовательность фор-
мирования горных пород и их первичные пространственные взаимоотноше-
ния.
6.1. Классификация ресурсов и запасов
71
• на гранично-экономические запасы, освоение которых возможно при
специальной поддержке со стороны государства недропользователя в
виде налоговых льгот, дотаций и т. п.
К забалансовым (потенциально экономическим) относятся:
• запасы, отвечающие по своим параметрам балансовым запасам, но от-
работка которых на момент оценки невозможна по горнотехническим
или технологическим правовым, экологическим, или другом обстоя-
тельствам;
• запасы, отработка которых на момент оценки экономически нецеле-
сообразна, но может стать экономически эффективной в ближайшем
будущем при благоприятной рыночной конъюнктуре или значитель-
ном снижении эксплуатационных производительных затрат на их до-
бычу и переработку, обусловленном техническим прогрессом.
Учету подлежат забалансовые запасы при условии их сохранности в не-
драх или складировании с целью использования в будущем. Запасы, за-
ключенные в охранных целиках капитальных сооружений, сельскохозяй-
ственных, жилищных и других объектах, относятся к балансовым или за-
балансовым с учетом затрат на перенос сооружений или специальные
способы отработки этих запасов.
6.1.4 Геолого-экономическая и технологическая
оценки ресурсов и запасов
Геологическая оценка полезных ископаемых предусматридг -
ется на стадиях геологоразведочных работ. Как известно, на стадиях пред-
шествующих разведке, оценивают прогнозные минеральные ресурсы, а
по результатам разведочных стадий подсчитывают запасы полезных
ископаемых.
Разведанные запасы минерального сырья подлежат сравнительной
экономической оценке, определяющей техническую возможность и
целесообразность их добычи и переработки. Таким образом, оценка
становится комплексной геолого-экономической. При ее проведении
желательно руководствоваться принципами, позволяющими обеспечить
максимальное удовлетворение потребностей народного хозяйства в ми-
неральном сырье минимальными общественно необходимыми затратами
на его производство, и соблюдением законодательных положений по ох-
ране недр и природных ресурсов.
Геологические критерии представляют собой рудоконтролирующие
факторы, используемые при оценке прогнозных ресурсов и подсчете за-
пасов. Однако при оценке прогнозных ресурсов они являются определя-
72
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
ющими, в то время как на разведочных стадиях важную роль в оценке за-
пасов играют экономические и технологические критерии.
Критерием экономической оценки является мера отличия основных
стоимостных показателей от их среднеотраслевых значений. Данные пока-
затели отражают затраты живого и овеществленного труда на производст-
во единицы продукции из сырья оцениваемого месторождения. Лучшим
на данный момент считают месторождение, позволяющее получать про-
дукцию с минимальными затратами такого труда. К числу этих показате-
лей относятся: ожидаемая себестоимость продукции; удельные капиталь-
ные затраты на единицу годовой мощности предприятия по добыче руды
или выпуску конечной продукции; уровень рентабельности к основным
производственным фондам и приведенные затраты. Последние служат
основными показателями при сравнительной экономической оценке
(ранжировании) месторождения.
Другими показателями, учитывающимися при сравнительной оценке,
служат: запасы руды и полезных компонентов; годовая производственная
мощность предприятия по добыче и переработке руды и выпуску продук-
ции, годовая прибыль и сроки окупаемости капитальных затрат.
Технологические критерии оценок определяют техническую возмож-
ность отработки разведанных запасов минерального сырья и его перера-
ботки наиболее эффективными способами. Технологическими показате-
лями отработки месторождений являются параметры и пространственное
положение рудных тел, их качественная характеристика, горнотехничес-
кие, инженерно-геологические и криологические условия, способ и сис-
темы разработки, предельные глубина карьера и коэффициент вскрыши*
и величины потерь и разубоживания и т. п.
Показателями технологической оценки переработки минерального
сырья служат: степень извлечения основных и сопутствующих полезных
компонентов; качественный состав концентратов (промпродуктов) и ко-
нечных продуктов; охрана окружающей среды и т. д.
Промышленная ценность месторождения обусловлена разнообразны-
ми факторами, которые объединяются в основные три группы: социаль-
но-экономические, горно-геологические и экономико-географические.
Социально-экономические факторы определяют потребность народно-
го хозяйства в определенном виде минерального сырья и пути ее удовле-
творения с учетом состояния и развития производительных сил региона,
в котором находится оцениваемое месторождение. Рассматриваются: со-
временный уровень производства данного вида минерального сырья; воз-
1 Вскрыша — горная порода, покрывающая полезные ископаемые, подле-
жащая удалению при открытой разработке месторождения.
6.1. Классификация ресурсов и запасов
73
можности попутного получения его из комплексных месторождений или
замены более экономичным и экологически чистым видом сырья.
Горно-геологические и технологические факторы обусловливают коли-
чество и качество минерального сырья, возможности его добычи и пере-
работки с использованием прогрессивной техники и технологии. Анализ
состояния баланса запасов с учетом социально-экономических факторов
позволяет выделить месторождения для первоочередной отработки или
рекомендовать увеличение производственной мощности действующих
предприятий их реконструкцией.
Экономико-географические факторы определяются административным
и географическим положениями месторождения, его границами и
площадью, климатическими и мерзлотными условиями, особенностями
орогидрографии1, сейсмичностью района, транспортными связями,
наличием населенных пунктов и сыпья для производства строительных
материалов, обеспеченностью рабочей силой, состоянием энергетичес-
кой базы, источниками хозяйственно-питьевого и технического водо-
снабжения. Эти факторы обусловливают значения поясных коэффици-
ентов на капитальное и жилищное строительство, прокладку транспорт-
ных магистралей и т. п.
Оценка месторождения может проводиться на различных технологи-
ческих уровнях. Это зависит от видов полезного ископаемого, способов
его добычи и переработки. Для одних оценка возможна на уровне добы-
чи руды, для других оцениваются затраты на получение продуктов обога-
щения или конечных товарных продуктов, пригодных для использования
в народном хозяйстве.
Стоимостные показатели при предпроектной оценке опредетяют ди-
бо по методу аналогии, либо методом прямых расчетов по укрупненным
показателям затрат, либо по совокупности этих методов. В первом случае
среди эксплуатируемых или находящихся в стадии проектирования объ-
ектов выбираются аналогичные оцениваемому месторождению по виду
полезного ископаемого, размерам, морфологии и условиям залегания
рудных тел, качеству руд. Стоимостные показатели выбранного проекта-
аналога в целом по промышленному комплексу или его части переносят-
ся на оцениваемый объект с введением необходимых поправок на геогра-
фо-экономические условия. Второй метод более точен, чем метод анало-
гии. Однако выполнение его в полном объеме сопряжено с большими
затратами труда. Поэтому эффективно проведение оценки по обоим спо-
собам: для одной части промышленного комплекса подбирается проект-
1 Орогидрография — часть геоморфологии и гидрологии, занимающаяся
изучением природных вод и закономерностей, протекающих в них в зависи-
мости от рельефа земной поверхности.
74
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
аналог, стоимостные показатели другой части определяются прямым рас-
четом.
6.1.5 Кондиции на минеральное сырье
Кондиции на минеральное сырье являются синтезирующими
показателями геолого-экономической оценки. Они представляют собой
технико-экономические требования к качеству и количеству минераль-
ного сырья, его горно-геологическим, гидрогеологическим и другим при-
родным условиям. Соблюдение этих требований должно обеспечить наи-
более полное комплексное и безопасное использование недр на эколого-
экономической основе.
Кондиции могут быть разведочными и эксплуатационными. Первые
обусловлены стадийностью разведочного процесса. Они служат для
оконтуривания и подсчета запасов полезных ископаемых и их промыш-
ленной оценки. Вторые связаны с эксплуатацией месторождения и пред-
назначены для корректировки разведочных кондиций на основе реально
сложившихся производственно-экономических условий и рыночной ко-
ньюктуры. Разведочные кондиции подразделяются на временные и посто-
янные. Временные разведочные кондиции разрабатываются по результатам
либо оценочных работ, либо начальной стадии разведки, постоянные — по
результатам завершенных разведочных работ.
Технико-экономическое обоснование (ТЭО) временных разведочных
кондиций может составляться различными организациями недропользо-
вания.
Основой кондиций являются запасы категорий С] и С2. В составлен-
ном технико-экономическом докладе (ТЭД) или ТЭО наряду с кондици-
онными параметрами определяются: производственная мощность буду-
щего предприятия, объем капитальных вложений, их удельные значения,
ожидаемая себестоимость продукции и прибыль от ее реализации. На
основе технико-экономических показателей с учетом рыночной конъ-
юнктуры дается обоснование целесообразности инвестирования на объ-
екте дальнейших разведочных работ. Соотношение по категориям уста-
навливаются недропользователем с учетом геологических особенностей
месторождения, условий финансирования и строительства горнодобыва-
ющего предприятия и принятого предпринимательского риска капитало-
вложений.
ТЭО постоянных разведочных кондиций освоения месторождения,
материалы подсчета запасов и результаты геолого-экономической оцен-
ки подлежат государственной геологической, экономической и экологи-
ческой экспертизе.
6.1. Классификация ресурсов и запасов
75
Эксплуатационные кондиции разрабатываются недропользователем
для обособленных участков продуктивных залежей и тел для приведения
параметров разведочных кондиций к горно-геологическим условиям и
реальным технико-экономическим показателям их эксплуатации.
Так как ТЭО таких кондиций чаще всего распространяются на подго-
товленные, нарезанные и готовые к выемке запасы, то они разрабатыва-
ются на ограниченный срок, связанный с их отработкой.
При расчете геолого-экономических параметров (минимального про-
мышленного и бортового1 содержаний) эксплуатационных кондиций
следует учитывать результаты опробования как разведочных выработок и
скважин, так и горно-подготовительных, нарезных выработок, очистных
забоев и взрывных скважин.
6.1.6 Основные параметры кондиций
для рудных и угольных месторождений
Среди параметров разведочных кондиций для подсчета балан-
совых запасов металлов и нерудного сырья выделяют группу универсаль-
ных. Эта группа включает в себя: минимальное промышленное содержа-
ние полезного компонента; бортовое содержание полезных компонентов в
пробе; минимальные мощности тел полезных ископаемых, максимально
допустимую мощность прослоев пустых пород или некондиционных руд.
Синтезирующим экономическим параметром из этой группы служит
минимальное промышленное содержание полезного компонента (или приве-
денное к содержанию условного компонента). Запасы с таким содержа-
нием имеют извлекаемую промышленную ценность, зависящую от отцо-
вой цены за единицу полезного компонента в товарной продукции, еди-
ного (сквозного) коэффициента его извлечения при добыче, обогащении
и металлургическом пределе и коэффициента разубоживания.
Для полиметаллических руд рассчитывают минимальное промышлен-
ное содержание условного полезного ископаемого компонента, исполь-
зуя соответствующие переводные коэффициенты. Обычно его устанавли-
вают применительно к подсчетному2 блоку. Для месторождений дефи-
1 Бортовое содержание — наименьшее содержание полезного компонента в
пробах, включаемых в подсчет запасов при оконтуривании тела полезного ис-
копаемого по мощности в случае отсутствия четких геологических границ.
2 Подсчетный блок — участок месторождения (рудного тела), характеризу-
ющийся однородностью геологического строения, близкой степенью измен-
чивости мощности, внутреннего строения вещественного состава, основных
показателей качества и технологических свойств руды, одинаковой степени
разведанности и изученности параметров, определяющих количество запасов
и качество руд.
76
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
цитных видов минерального сырья, характеризующихся высокой диспер-
сией содержаний полезных компонентов, допускается использование
величины минимального промышленного содержания условного полез-
ного ископаемого компонента для группы блоков или в целом по место-
рождению. В единичных блоках минимальное содержание полезного
компонента может быть даже меньше минимального промышленного
содержания. Такие отклонения возможны в случае несущественного
снижения экономических показателей по месторождению в целом.
Минимальное промышленное содержание служит не только для вы-
деления балансовых запасов. Его используют и для их оконтуривания по
простиранию (длине) и на глубину (по ширине). При высокой дискретно-
сти оруденения или нахождения месторождения в трудных географо-эко-
номических условиях для оконтуривания запасов используют значение
минимального содержания полезного компонента по пересечению рудного
тела выработкой. Эта величина меньше минимального промышленного
содержания. Ее применение позволяет сохранить целостность рудных тел
с балансовыми запасами или избежать неоправданные потери в краевых
частях подсчетных блоков, где содержание полезных компонентов
несколько ниже минимального промышленного.
Бортовое содержание полезного компонента (или условного компонен-
та) в пробе — наименьшее его содержание в крайних пробах, оконтурива-
ющих рудное тело по его мощности. Этот параметр определяется методом
повариантных технико-экономических расчетов во взаимосвязи с мини-
мальным промышленным содержанием. Для выбора наилучшего (опти-
мального) варианта рекомендуется рассматривать не менее трех вариан-
тов. Разность в значениях смежных вариантов дает значение «шага»,
которое также должно быть оптимальным. Малые значения «шага» при-
нимаются на месторождениях с постепенным затуханием рудной минера-
лизации при переходе руды во вмещающие породы. В этом случае значе-
ния бортового и минимального промышленного содержаний могут
настолько сблизиться, что надобность в одном из этих показателей отпа-
дает. Не требуется бортовое содержание для оконтуривания рудных тел с
четкими геологическими границами (контактами). Обычно это рудные
жилы кварцевого, кварц-карбонатного, флюоритового, баритового и дру-
гого состава, пегматитовые тела, пласты каменного угля, каменной и
калийной солей и т. п.
Условия оконтуривания рудных тел в геологических границах должны
содержать описание критериев, по которым устанавливаются геологиче-
ские границы полезного ископаемого.
Минимальные мощности тел полезных ископаемых лимитируют вклю-
чение в контур запасов сечений с мощностью меньше той, которая может
обеспечить возможность эффективного применения определенной сис-
6.1. Классификация ресурсов и запасов
77
темы разработки. Значение минимальной мощности зависит от морфоло-
гии и условий залегания рудных тел, изменчивости мощности по прости-
ранию и падению, дискретности оруденения, а также факторов, обуслов-
ливающих повышенное разубоживание. При мощности сечения меньше
установленной вопрос о его включении в контур решается с помощью ми-
нимального метропроцента (метрограммы). Он должен быть не меньше
произведения минимального промышленного содержания полезного
компонента и минимальной мощности тел полезных ископаемых.
Максимально допустимая мощность прослоев пустых пород или некон-
диционных руд, включаемых в контур подсчета балансовых запасов, за-
висит от способа и технологии разработки. Для открытых работ ее значе-
ние устанавливается значительно выше, чем для подземных. Исходят из
того, что при мощности большей максимально допустимой, эти породы
или некондиционные руды могут быть оставлены в целиках или селек-
тивно отработаны.
Иногда в кондициях предусматривают максимально допустимые по
простиранию рудного тела безрудные интервалы или участки некондици-
онных руд, находящиеся внутри контура полезного ископаемого.
Другие специфические (частные) кондиционные параметры включа-
ют в себя технологические требования к качеству руд и условиям их отра-
ботки. Из числа частных параметров кондиций устанавливаются только
те, которые необходимы для геолого-экономической оценки конкретно-
го месторождения, исходя из горно-геологических условий его разработ-
ки и состава полезного ископаемого.
Коэффициенты для приведения содержаний полезных попутных ком-
понентов к содержаниям условного основного компонента определяются
с учетом минимального содержания компонентов, количества их извле-
чения в товарную продукцию и оптовой рыночной цены.
Максимально допустимое содержание вредных примесей, отрица-
тельно влияющих на технологию переработки минерального сырья и
способных перейти в концентрат или конечную продукцию, может уста-
навливаться для подсчетного блока либо по пересечению рудного тела,
интервалу или в пробе.
Минимальный коэффициент рудоносности1 в подсчетном блоке вво-
дится для месторождений с прерывистым или гнездовым распределением
полезного компонента, когда невозможно оконтурить рудные тела, а за-
пасы подсчитываются в контурах рудоносной зоны и статистически.
1 Коэффициент рудоносности — отношение суммарной длины интервалов
с промышленным оруднением к общей длине изучаемого профиля или сум-
марной площади участков с промышленным оруднением к общей площади
изучаемого рудного тела.
78
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Должна быть обоснована целесообразность селективного способа разра-
ботки рудных обособлений.
Минимальные запасы в изолированных (обособленных) телах полез-
ных ископаемых обычно рассматривают на стадиях, следующих после де-
тальной разведки, исходя из окупаемости прямых затрат на добычу и пе-
реработку руд при нулевой рентабельности.
Максимальная глубина подсчета запасов, предельный коэффициент
вскрыши предусматриваются для месторождений, подлежащих разработ-
ке открытым способом. Подсчет запасов проводится в установленных
ТЭО контурах разработки; намечаются границы участков первоочеред-
ной отработки.
Кондиции для подсчета балансовых запасов углей (горючих сланцев)
отличаются от рассмотренных кондиций на металлические и неметалли-
ческие полезные ископаемые перечнем основных кондиционных пара-
метров и их значимостью. Основными показателями кондиций являются
максимальная зольность угля (для сланцев — минимальная теплота сгора-
ния в пересчете на сухое топливо), минимальная истинная мощность
пластов угля (сланцев), максимальная или минимальная мощность
природных прослоев, включаемых в пласт сложного строения соответст-
венно при валовой или селективной его выемке. Кроме того, предусмат-
риваются специальные требования к качеству углей и сланцев, такие как
спекаемость, выход смол, содержание серы и фосфора. Другие частные
параметры кондиций могут быть общими с кондициями для рудных мес-
торождений. Они обосновываются геологическими, горнотехническими
и экономическими факторами.
Для подсчета забалансовых запасов устанавливается перечень параме-
тров кондиций, аналогичных перечню, используемому для балансовых
запасов, исключая минимальное промышленное содержание полезного
компонента.
6.1.7 Технико-экономические обоснования
параметров кондиций
Технико-экономические обоснования разведочных кондиций
составляют с учетом особенностей экономико-географического положе-
ния месторождения, его горнотехнических, гидрогеологических и других
природных условий, качественной и количественной характеристик раз-
веданных запасов полезных ископаемых, содержащихся в них полезных
компонентов и др.
При этом необходимо обосновать:
• оптимальную производственную мощность будущего предприятия,
его структуру и технологический режим работы;
6.1. Классификация ресурсов и запасов
79
• наиболее рациональный способ вскрытия и разработки месторожде-
ния (участка);
• принятую прогрессивную оптимальную технологию добычи полезно-
го ископаемого (глубина разработки, углы наклона бортов карьера) и
комплексную переработку данного вида минерального сырья — техно-
логическую возможность и экономическую целесообразность промы-
шленного извлечения попутных полезных ископаемых и компонен-
тов, а также отходов рудосортировки и обогащения;
• оптимальные размеры потерь, разубоживания, показателей качества
добываемого сырья и продуктов обогащения;
• принятую систему осушения месторождения, возможности использо-
вания водоотлива;
• мероприятия по охране недр, предотвращению загрязнения окружаю-
щей среды и рекультивации земель.
При повариантных расчетах и обосновании кондиций технико-экономи-
ческие показатели определяются по каждому из вариантов за год и весь
период эксплуатации. Принимается вариант, обеспечивающий макси-
мальное использование разведанных запасов.
В основу ТЭО кондиций принимают балансовые запасы руды и полез-
ного компонента, последовательно переходящие в процессе технологиче-
ского проектирования и отработки в промышленные и эксплуатацион-
ные. Промышленными являются такие запасы, которые попадают в конту-
ры отработки. Эксплуатационные запасы руды и полезного компонента,
кроме того, определяются полнотой извлечения полезного компонента и
коэффициентом разубоживания. Определение потерь и разубоживания
может быть расчетным, конструктивным и статистическим. Преимуще-
ством пользуется расчетный метод, выполняемый по вариантам отработ-
ки с учетом геологического строения, горнотехнических усл< вий, техно-
логии и экономических факторов отработки.
Трансформация геологических запасов в эксплуатационные происхо-
дит скачкообразно по технологическим стадиям по мере проведения гор-
нопроходческих работ и работ по добыче. Минимальное эксплуатацион-
ное содержание для различных стадий целесообразно рассчитывать с уче-
том только предстоящих затрат. Его можно вычислить, исключив из
общей суммы затрат произведенные эксплуатационные затраты.
По данным Государственной комиссии по запасам, экономической
основой ТЭО кондиций является чистый дисконтированный доход1,
1 Чистый дисконтированный доход (Net Present Value) — показатель,
использующийся при сравнении различных инвестиционных проектов (вари-
антов проекта).
80
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
приведенный к начальному году и рассчитанный на период отработки
месторождений без учета налога на добавленную стоимость1. При этом
экономические показатели рассматриваются в базовом и коммерческом
вариантах.
Сопоставление запасов, подсчитанных в базовом и коммерческом
(предлагаемом) вариантах, позволяет выявить целесообразность государ-
ственной поддержки недропользователя для рационального и комплекс-
ного их использования.
Основными технико-экономическими показателями проекта разве-
дочных кондиций являются разведанные геологические запасы, поло-
женные в обоснование ТЭО кондиций.
В ТЭО эксплуатационных кондиций в качестве выемочной единицы2
принимается эксплуатационный блок (участок), запасы в контуре кото-
рого на основе выше изученной методики подразделяются на:
• балансовые экономически эффективные;
• балансовые гранично-экономические, для отработки которых необ-
ходима государственная поддержка;
• забалансовые запасы, отработка которых по ряду причин нецелесооб-
разна.
Основным кваликационным критерием отнесения оцениваемых в ТЭО
эксплуатационных кондиций запасов выемочных единиц (участков) к ба-
лансовым является возможность их отработки с минимально необходи-
мым уровнем рентабельности на основе сопоставления предстоящих за-
трат и стоимости извлекаемой продукции.
6.1.8 Группировка месторождений
по запасам и содержанию полезных ископаемых
По запасам полезных ископаемых месторождения подразде-
ляются на уникальные, крупные, средние и мелкие (табл. 6.1).
1 Налог на добавленную стоимость — взимаемый с предприятий налог на
сумму прироста стоимости на данном предприятии, исчисляемую в виде раз-
ности между выручкой от реализации товаров и услуг и суммой на сырье, ма-
териалы, полуфабрикаты, полученные от других производителей.
2 Выемочная единица — участок месторождения полезного ископаемого с
относительно однородными горно-геологическими условиями, отработка ко-
торого осуществляется одной системой разработки и по одной технологичес-
кой схеме выемки и в пределах которого с достаточной достоверностью под-
считаны балансовые запасы полезного ископаемого и возможен первичный
учет полноты извлечения из недр полезного ископаемого.
6.1. Классификация ресурсов и запасов
81
Таблица 6.1. Группировка месторождений по запасам полезных
ископаемых, т
Полезные ископаемые Группы месторождений
Уникальные Крупные Средние Мелкие
Железные руды >109 (2,5- 10)-108 5-Ю7 —2,5-Ю8 <5-107
Марганцевые руды >109 (3 - 10)-108 (1 — 3)-1О7 <Ю7
Хромиты >108 106 - 108 (З-Ю)-Ю6 3-Ю6
Никель >5-105 (2,5 - 5)-105 (1 — 2,5)-105 —
Оксид вольфрама (III) >2,5-10s (1 — 2,5)-105 (1,5- 10)-104 1,5-Ю4
Молибден >5-105 5-104 — 5-Ю5 (2,5 - SJ-IO4 2,5-Ю4
Олово >105 (2,5- 10)-104 5-Ю3 —2,5-Ю4 5-Ю3
Медь >5-106 7-Ю5 —5-Ю6 (2 - 7)-105 2-Ю5
Бокситы >5-108 3-Ю7 —5-Ю3 5-Ю6 —3-Ю7 5-Ю6
Полиметаллы >5-Ю6 6-Ю5- 5-106 (2 —6)-105 2-Ю5
Сурьма >105 (3- 10)-104 (1-3)-ГО4 <Ю4
Ртуть >106 104 - 106 (3- 10)-103 З-Ю3
Сера >5-106 (1 - 5)-107 (1- ЮНО6 <Юб
Уникальные месторождения многих полезных ископаемых находятся
в странах СНГ. К ним относятся месторождения железных, марганцевых
и хромитовых руд. Уникальные месторождения легирующих и цветных
металлов по составу полезных компонентов относятся к комплексньуи.
Они часто представлены штокверковыми1 или пластовыми рудными за-
лежами. Вместе с крупными уникальные месторождения формируют сы-
рьевую базу цветной металлургии, химической отрасли и агропромыш-
ленного комплекса России. Средние и мелкие месторождения являются
источником сырья для предприятий местной промышленности. Пред-
приятия субъектов РФ или федерального значения могут действовать на
базе нескольких таких месторождений.
По содержанию основных полезных компонентов месторождения
подразделяют на богатые, средние и бедные (табл. 6.2). Богатые место-
рождения характеризуются высокими содержаниями полезных компо-
нентов. К ним относится бблыпая часть уникальных и мелких месторож-
дений. Мелкие месторождения с богатыми рудами отличаются высокой
1 Штокверковая рудная залежь — рудное тело неправильной формы, обра-
зованное массой горной породы, пронизанной густой сетью различно ориен-
тированных жил и прожилков из рудных минералов.
82
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.2. Группировка месторождений по содержанию полезных
компонентов
Полезные ископаемые Содержание полезных компонентов, %
высокое (богатые руды) среднее (рядовые руды) низкое (бедные руды)
Железные руды >50 35-50 15-35
Хромиты >45 30-45 24-30
Никель:
в сульфидных рудах >1 0,5-1 0,1-0,5
в силикатных рудах >2 1,3-2 1-1,3
Оксид вольфрама (III) >1 0,3-1 0,1-0,3
Молибден >0,5 0,2-0,5 0,08-0,2
Олово >1 0,4-1 0,1-0,4
Медь >2,5 1-2,5 0,3-1,0
Свинец >5 2-5 <2
Полиметаллы >7 4-7 <4
Сурьма >5 2-5 <2
Ртуть >1 0,1-1 <0,1
Сера >25 10-25 5-10
дисперсией содержаний полезных компонентов. Рядовые и бедные руды
типичны для крупных и средних месторождений. Тенденция к снижению
концентраций полезных компонентов в рудах, главным образом, свойст-
венна крупным месторождениям. Для них значения минимального про-
мышленного и бортового содержаний полезного компонента сближают-
ся. Они характеризуются низкими значениями дисперсий содержаний
полезных компонентов.
6.1.9 Сопоставление российской и зарубежной классификаций
Оценка ресурсов какого-либо месторождения (в пределах
площади, региона, страны) в соответствии с общим планом включает в
себя несколько последовательных этапов: начальный (составление гео-
логических, тектонических, металлогенических карт, сбор фондовых
материалов), промежуточный (бурение, геофизические исследования,
опробование, анализ проб и пр.) и заключительный (подсчет ресурсов и
запасов математическими методами, оценка экономических, горно-
геологических и прочих условий месторождения в пределах площади,
региона, страны и т. д.).
6.1. Классификация ресурсов и запасов
83
В зависимости от степени изученности суммарное количество по-
лезного ископаемого делится на категории в соответствии с классифи-
кацией, принятой в данной стране. Известно несколько классифика-
ций, из которых наиболее употребительными являются американские,
российская, а также международная классификация ООН. Американ-
ские классификации, разработанные Горным бюро и дологической
службой США, приняты также в Канаде, Германии и некоторых других
странах.
Следует заметить, что термин «ресурсы» (resources) может иметь двоя-
кое значение: суммарное количество полезного ископаемого всех катего-
рий и количество полезного ископаемого наименее изученных категорий
(тогда наиболее детально изученные категории называются запасами).
Одна из американских классификаций включает в себя измеренные
(measured) и исчисленные (indicated) запасы. Их сумма называется доказан-
ными (demonstrated) запасами, и они подсчитываются с точностью не ме-
нее 20%. На основе этой категории запасов проводится проектирование
добывающих, обогатительных и других предприятий и рассчитывается
степень риска разработки месторождения. Полезное ископаемое, залега-
ющее часто на не доступных для непосредственного обследования глуби-
нах, количество и качество которого определены косвенным путем, т. е.
на основе геологических предпосылок и теоретических построений, вы-
деляется в категорию предполагаемых (inferred) ресурсов.
В России и странах СНГ принята другая классификация ресурсов. По
степени изученности они подразделяются на разведанные (категории А, В
и С|) и предварительно оцененные (категория С2) запасы. Выделяют также
прогнозные ресурсы (категории Рр Р2 и Р3). По хозяйственному значению
запасы делятся на балансовые и забалансовые.
Измеренные ресурсы (запасы) являются частью общих ресурсов мес-
торождения, для которых тоннаж, плотность руды, форма рудных зале-
жей, их физические характеристики, содержание и форма нахождения
полезного ископаемого могут быть оценены с высокой степенью уверен-
ности, что основывается на достоверных результатах детальных геолого-
разведочных работ, корректной методике опробования и результатах про-
веденных технологических испытаний. Разведочная сеть достаточно
плотная для того чтобы подтвердить распространение (непрерывность)
геологических границ и/или содержаний полезного компонента.
Исчисленные ресурсы (запасы) являются частью общих ресурсов мес-
торождения, для которых тоннаж, плотность руды, форма рудных зале-
жей, их физические характеристики, содержание и форма нахождения
полезного ископаемого могут быть оценены с умеренной степенью уве-
ренности. Данная степень уверенности основывается на достоверных ре-
зультатах детальных геологоразведочных работ, соответствующей мето-
84
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
дике опробования и результатах технологического изучения. Разведочная
сеть недостаточно плотная или неравномерная для того чтобы подтвер-
дить распространение (непрерывность) геологических границ и/или со-
держаний полезного компонента, но достаточная, чтобы предположить
наличие такой непрерывности.
Предполагаемые ресурсы (запасы) являются частью общих ресурсов
месторождения, для которых тоннаж, плотность руды, форма рудных за-
лежей, их физические характеристики, содержание и форма нахождения
полезного ископаемого могут быть оценены с низкой степенью уверен-
ности. Данная степень уверенности основывается на геологических
наблюдениях и предположениях, но не подтверждена прямыми геолого-
разведочными работами и/или результатами измерений. Собранная
информация соответствует принятой методике, хотя источники этой ин-
формации ограничены или недостаточно надежны.
Выявленные ресурсы (Identified resources) — суммарное количество
выявленного в недрах полезного ископаемого, извлечение которого воз-
можно в настоящее время или в перспективе. Они включают в себя под-
твержденные (Demonstrated) и предполагаемые (Inferred) выявленные ре-
сурсы. Количество и качество подтвержденных выявленных ресурсов
обосновывается данными прямых измерений и опробования и лишь час-
тично базируется на экстраполяции. Количество и качество предполагае-
мых выявленных ресурсов оценивается по косвенным показателям и
лишь частично заверяется прямыми данными.
Категория выявленных ресурсов может быть приблизительно сопос-
тавлена с балансовыми запасами по советской (российской) классифика-
ции, причем подтвержденным ресурсам соответствуют разведанные запа-
сы категорий А+В+Ср а предполагаемым ресурсам — предварительно
оцененные запасы С2-
Общие запасы — это та часть выявленных в недрах полезных ископае-
мых, освоение которой экономически целесообразно в настоящее время
или з ближайшей перспективе. Подтвержденные запасы — та часть общих
запасов, которая выявлена, главным образом, непосредственными изме-
рениями и лишь частично — экстраполяцией, обусловленных ограничен-
ностью точного знания.
Нетрудно заметить, что общие запасы хорошо корреспондируются с
запасами категорий А, В, Ср С2, а подтвержденные запасы — с запасами
категорий А, В, С] российской классификации. Существенное их отли-
чие заключается лишь в том, что к общим и подтвержденным запасам от-
носится лишь та часть балансовых запасов, для которой в последние годы
в отечественной литературе применяется термин «активные запасы», т. е.
запасы, освоение которых экономически целесообразно в настоящее вре-
мя или в ближней перспективе.
6.1. Классификация ресурсов и запасов
85
Использование термина «запасы» подразумевает достаточно точное
знание всех параметров месторождения, влияющих на экономическую
эффективность добычи. Однако эксплуатация многих россыпных и неко-
торых коренных месторождений с высокими содержаниями полезного
компонента, особенно расположенных в экономически слаборазвитых
регионах, ведется без систематического предварительного изучения объ-
екта. Это обстоятельство является причиной существенных разночтений
Таблица 6.3. Сопоставление классификаций запасов и ресурсов,
принятых у нас в стране и за рубежом
Термины ИАЦ «Минерал» Термины, принятые в российской классификации 1997 г. Термины, используемые в странах дальнего зарубежья
Ресурсы (включая выявленные и прогнозные ресурсы) Сумма балансовых и забалансовых запасов категорий A+B+Cj+C2 и прогнозных ресурсов категорий Р]+Р2+Р3 Resources
Выявленные ресурсы (сумма общих запасов и условно экономических ресурсов) Сумма балансовых и забалансовых запасов категорий A+B+Cj+C2 Identified resources
Прогнозные ресурсы Прогнозные ресурсы категорий Р]+Р2+Р3 Undiscovered resources = Hypothetical + Speculative
Общие запасы (сумма Балансовые запасы Demonstrated reserves +*
подтвержденных и предполагаемых запасов) категорий А+В+С(+С2 (е учетом поправок на потери и разубожи- вание при добыче) Inferred reserves
Условно экономические ресурсы Забалансовые запасы категорий A+B+C^Cj Subeconomic resources
Подтвержденные запасы Балансовые запасы категорий А+В+С( (с учетом поправок на потери и разубожи- вание при добыче) Demonstrated reserves = Measured + Indicated либо Proven + Probable
Предполагаемые запасы Балансовые запасы категории С2 (с учетом поправок на потери и разубоживание при добыче) Inferred reserves
86
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
в оценках запасов (прежде всего золота и алмазов) многих африканских и
латиноамериканских стран. Применительно к регионам и объектам при-
митивной старательской добычи более корректным является использова-
ние термина «прогнозные ресурсы» или по американской классифика-
ции «необнаруженные ресурсы» — невыявленные залежи минерального
сырья, наличие которых предполагается по геологическим предпо-
сылкам.
Так как основной объем информации по ресурсам и запасам полезных
ископаемых взят из информационных источников, принадлежащих госу-
дарственным службам и частным компаниям зарубежных стран, пред-
ставляется целесообразным сопоставить классификации запасов и ресур-
сов, принятых у нас в стране и за рубежом (табл. 6.3). Таблица 6.3 состав-
лена на основе разработок ИАЦ «Минерал» и последнего издания Mineral
Commodity, но с учетом новых подходов к оценке запасов на территории
России.
6.2 РАЗВЕДКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Основным методом разведки месторождений полезных иско-
паемых и источником получения информации служат геологоразведоч-
ные работы, выполняемые по этапам и стадиям.
В изданном в 1999 г. Положении о порядке проведения геологоразве-
дочных работ на твердые полезные ископаемые, разработанным Всерос-
сийским научно-исследовательским институтом экономики минераль-
ного сырья и недропользования, выделяются три этапа и в них пять ста-
дий:
Этап I. Работы общегеологического и минерагенического назначения
Стадия
1. Региональное геологическое изучение недр и прогнозирование по-
лезных ископаемых.
Этап II. Поиски и оценка месторождений
Стадии
2. Поисковые работы
3. Оценочные работы
Этап III. Разведка и освоение месторождения
Стадии
4. Разведка месторождения
5. Эксплуатационная разведка
6.2. Разведка месторождений полезных ископаемых
87
Степень геологической изученности идентифицируется со стадийностью
геологоразведочных работ. Соответственно выделяются следующие ста-
дии: рекогносцировка, поиски, предварительная разведка и детальная.
Стадиям геологоразведочного процесса соответствовали определен-
ные принципы, роль которых во многом не адекватна рыночным услови-
ям изучения и освоения минеральных ресурсов. Не отвергая их в целом,
отметим в дальнейшем возникающие противоречия с рыночными рефор-
мами. В качестве альтернативы этим противоречиям могут быть предло-
жены дополнительные постулаты: во всем нужна разумная достаточность,
экологическая безопасность и социально-экономическая целесообразность.
6.2.1 Цели и принципы разведки
Цель разведки — выявление промышленных месторождений
полезных ископаемых, получение разведанных в недрах запасов мине-
рального сырья и других данных, необходимых и достаточных для рацио-
нального проектирования и последующего функционирования горнодо-
бывающих и перерабатывающих предприятий.
Единый методологический подход выработан по результатам разведки
и эксплуатации разнотипных месторождений. Важными являются вопро-
сы детальности изучения месторождения, плотности разведочной сети,
выбора первоочередных, наиболее рудоперспективных участков или руд-
ных тел, глубины их разведки, оценки изменчивости основных парамет-
ров. Вопросы эти решаются в процессе разведочных работ по методике,
основанной на положениях, получивших название принципов разведки.
К ним относятся принципы последовательных приближений, полноты
исследований, принцип равной достоверности и наименьших затрат
средств и времени.
На принципе последовательных приближений основано подразделение
геологоразведочного процесса на стадии. Это обусловлено, прежде всего,
неоднородностью геологических свойств изучаемых месторождений и их
размерами, приращением информации в результате последовательной
детализации работ, позволяющей локализовать объекты исследований и
уточнить представления об этих свойствах для решения очередны;; прак-
тических задач.
Принцип аналогии основан на использовании в разведке накопленного
опыта изучения однотипных с разведуемым месторождений, характери-
зующихся общими чертами сходства по геолого-структурным условиям
локализации, вещественному составу руд и изменчивости распростране-
ния полезных компонентов. При достаточной степени сходства разведуе-
мого месторождения и его аналогов обосновано использование этих глав-
нейших критериев подобия для определения промышленного типа, сис-
88
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
тем и методов его разведки, ориентировки, формы и плотности разведоч-
ной сети. Исходя из принципа аналогии на разведочных стадиях делается
прогноз оруденения за пределами продуктивных горных выработок и
скважин в виде зон экстраполяции.
Принцип выборочной детализации предусматривает проведение на ти-
пичных (эталонных) участках месторождений, рудных зон или залежей
более детальных работ, чем на других участках. Данные об изменчивости
геологических свойств эталонных участков по принципу аналогии рас-
пространяют на остальные участки.
Принцип полноты исследований играет важную роль в обеспечении не-
обходимой информации для подсчета запасов, составления кондиций,
проектирования предприятий по добыче и переработке минерального
сырья. Соблюдение этого принципа позволяет получить сведения о раз-
мерах и контурах всего месторождения, в особенности о распростране-
нии оруденения на глубину, его отдельных рудных тел, горно-геологиче-
ских, гидрогеологических и других природных условиях их залегания,
промышленных сортах и типах руд, их комплексном и фазовом составе,
закономерности распространения в них ценных компонентов.
Степень полноты исследований зависит от детальности работ. Прини-
мая во внимание дискретность строения тел полезных ископаемых, по-
вышение детальности исследований следует считать целесообразным до
тех пор, пока прирост информации может обеспечить при эксплуатации
возмещение затрат на ее получение.
Принцип равной достоверности, или изученности, дифференцируется
по природным уровням объектов исследования и отдельным их парамет-
рам в пространстве. Он позволяет ограничить влияние субъективного
фактора при изучении изменчивости геологических свойств месторожде-
ний, рассматривая ее по определенным направлениям как случайную ве-
личину. Этим принципом руководствуются при выборе величины равных
расстояний между разведочными выработками и скважинами, опробуе-
мыми сечениями по простиранию и падению тел полезных ископаемых.
Принцип наименьших затрат средств и времени выражает экономичес-
кий подход к соблюдению перечисленных принципов разведки. Возни-
кающие при этом противоречия должны быть устранены нахождением
оптимального варианта разведки, удовлетворяющего всем принципам и
обеспечивающего максимальную эффективность геологоразведочных
работ.
6.2.2 Стадии разведки, их задачи
Разведочные работы более трудоемкие и дорогостоящие, чем
поисковые. Для их выполнения требуется больший объем трудовых, ма-
6.2. Разведка месторождений полезных ископаемых
89
термальных и энергетических затрат, близких по структуре к затратам на
горно-капитальные работы. Данные затраты должны быть увязаны с по-
следовательным поступательным нарастанием разведочной информации
до оптимальных объемов (для определенного периода), обеспечивающих
качество и достоверность. Вследствие этого единый в методическом
отношении разведочный процесс развивается как бы по ступеням, име-
нуемым стадиями.
Разведочная стадия объединяет комплекс геологоразведочных ра-
бот, проводимых на месторождении в целом или на его части с целью
решения поставленных проектом задач по изучению геологических не-
однородностей объекта, подсчету запасов и геолого-промышленной
оценке.
Как отмечалось, стадийность разведочного процесса вытекает из
принципа последовательных приближений. В полном объеме и приве-
денной последовательности она осуществляется на крупных и важных
для развития народного хозяйства месторождениях.
Начальная (предварительная) разведка как бы принимает эстафету гео-
логоразведочных работ от поисково-оценочной стадии и продолжает их
на более высоком качественном уровне для получения достоверной ин-
формации, способной обеспечить надежную геологическую, технологи-
ческую и экономически обоснованную оценку промышленной значимо-
сти месторождения. На данной стадии уточняются геологическое строе-
ние месторождения, общие его размеры и контуры. Завершается начатое
в период поисков изучение приповерхностной части месторождения с
помощью канав, траншей шурфов и мелких скважин, а также составля-
ются крупномасштабные (до 1:500) геологические карты. »
Основным направлением является разведка месторождения на глуби-
ну до горизонтов, доступных для разработки. Она проводится преимуще-
ственно буровыми скважинами, а при сложном геологическом строении
месторождения — в сочетании с подземными горными выработками.
В процессе этих работ и геофизических исследований выясняются мор-
фология тел полезных ископаемых, их внутреннее строение, условия
залегания и качественный состав.
По основным природным типам руд отбирают технологические про-
бы для лабораторных испытаний, по результатам которых намечают вы-
деление промышленных типов и сортов руд. Кроме того, изучают гидро-
геологические, инженерно-геологические, горно-геологические и другие
природные условия, влияющие на вскрытие и разработку месторожде-
ния. Такая изученность должна обеспечить возможность подсчета запа-
сов по категориям С( и С2. Соотношение запасов этих категорий зависит
от сложности геологического строения месторождения и изменчивости
основных параметров рудных тел.
90 6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
По результатам предварительной разведки разрабатываются разведоч-
ные временные кондиции и составляется технико-экономический до-
клад (ТЭД) о целесообразности промышленного освоения месторожде-
ния и проведения на нем детальной разведки.
Детальная разведка проводится на месторождениях, положительно оце-
ненных предварительной разведкой и намеченных К промышленному ос-
воению в ближайшие 5—10 лет. Она подготавливает месторождения для пе-
редачи в промышленное использование в соответствии с требованиями
классификации запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых
полезных ископаемых. Необходимое количество детально разведанных за-
пасов определяется исходя из производственной мощности будущего пред-
приятия и нормального срока обеспечения его этими запасами. Деталь-
ность исследований повышается на участках первоочередной отработки.
Наряду с этим определяются запасы полезных ископаемых, залегаю-
щих совместно с основными, выявляются минеральные ресурсы для про-
изводства строительных материалов.
По результатам детальной разведки составляется технико-экономиче-
ское обоснование (ТЭО) разведочных постоянных кондиций. Согласно
утвержденным кондициям, выполняется подсчет запасов полезных иско-
паемых с представлением его в Государственную комиссию по запасам
(ГКЗ) России или территориальную комиссию по запасам (ТКЗ).
В ранее действовавшем Положении о стадийности разведочных работ
предусматривалось проведение доразведочных стадий. В настоящее вре-
мя необходимость доразведки определяется недропользователем.
Доразведка месторождения, не освоенного промышленностью, хотя и
детально разведанного, может проводиться для получения дополнитель-
ной информации, необходимой в связи с пересмотром проектной произ-
водственной мощности горнорудного предприятия, технологии добычи и
переработки минерального сырья. Необходимость доразведки месторож-
дения может быть также обусловлена несоответствием имеющейся геоло-
гической информации действующей классификации запасов и инструк-
ции по ее применению. Методика и объем разведочных работ определя-
ются вытекающими отсюда задачами. По итогам работ составляется
отчет, в необходимых случаях с пересчетом запасов.
Доразведка разрабатываемого месторождения сосредотачивается на
менее изученных его участках: флангах, глубоких горизонтах, обособлен-
ных рудопродуктивных телах или залежах. Она решает задачи детального
изучения этих участков с восполнением отработанных запасов разведан-
ными запасами высоких (промышленных) категорий.
Общими для доразведки могут быть следующие задачи:
• дополнительное изучение изменчивости морфологии и внутреннего
строения тел полезных ископаемых;
6.2. Разведка месторождений полезных ископаемых
91
• выявление закономерностей распространения полезных компонентов
в рудных залежах;
• выделение природных разновидностей, промышленных типов и сор-
тов руд;
• комплексное изучение основных и попутных полезных компонентов,
их фазового состояния;
• уточнение горно-геологических, гидрогеологических, инженерно-
геологических и других природных условий;
• оконтуривание безрудных участков внутри тел полезного ископаемо-
го, а также участков интенсивного развития малоамплитудных текто-
нических нарушений;
• увеличение количества запасов месторождения или повышение сте-
пени их разведанности в результате изменения контуров на флангах и
глубины известных залежей, а также оконтуривания вновь выявлен-
ных тел;
• изучение технологических свойств, горно-геологических и других
условий эксплуатации вновь выявленных запасов полезных ископае-
мых; их влияние на геолого-экономическую оценку месторождения в
целом.
Эксплуатационная разведка начинается с момента организации добычи
полезного ископаемого и продолжается в течение всего периода разра-
ботки месторождения. По отношению к работам по добыче она может
быть опережающей или сопровождающей.
Опережающая эксплуатационная разведка выполняется раньше работ по
добыче на 1—2 года системами подземных горных выработок небольшого
сечения и неглубоких скважин в пределах этажа, горизонта, группы бло-
ков, подготавливаемых и нарезаемых для этих работ. При открытых рабо-
тах опробуют системы взрывных скважин на уступах карьеров или полиго-
нах. Результаты этой разведки используют при текущем планировании.
Сопровождающая эксплуатационная разведка проводится в пределах
блока, камеры, уступа карьера или непосредственно любого очистного
забоя и служит для оперативного планирования добычи полезного иско-
паемого.
При эксплуатационной разведке уточняются контуры тел полезных
ископаемых, их условия залегания, внутреннее строение, качественная
характеристика и количество запасов, пространственное положение про-
мышленных типов и сортов руд, гидрогеологические, горно-геологичес-
кие и другие факторы разработки месторождения. Полученные результа-
ты, а также данные эксплуатационного опробования используют: для
разработки эксплуатационных кондиций; текущего и оперативного пла-
нирования добычи руды; пересчета запасов с переводом их в более высо-
92
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
кие категории и выделением подготовленных и готовых к выемке запа-
сов; определения плановых и фактических потерь и разубоживания; кон-
троля за полнотой, качеством и технологией отработки месторождения.
6.2.3 Технические средства разведки
К основным техническим средствам разведки относятся гор-
ные разведочные выработки и буровые разведочные скважины, а также
геофизические методы.
Горные разведочные выработки подразделяются на поверхностные (ка-
навы, траншеи, расчистки, шурфы, дудки) и подземные (штольни, шах-
ты, квершлаги, штреки, восстающие, рассечки).
Наиболее информативными являются горные выработки, пройден-
ные вкрест простирания рудоносных структур, тел и залежей. Это кана-
вы, шурфы, дудки, квершлаги, рассечки. Другие выработки (траншеи,
штреки), пройденные по простиранию или падению рудных тел, залежей,
позволяют проследить по этим направлениям прерывистость орудене-
ния, изменчивость их морфологии качественного состава. В условиях
расчлененного рельефа штольни задают либо по простиранию рудных
тел, либо вкрест простирания. Шахты только с целью разведки проходят
редко, чаще их назначение совмещается с отбором большеобъемных тех-
нологических проб для заводских испытаний или пробной эксплуатации.
Это так называемые разведочно-эксплуатационные шахты (РЭШ). Они
могут пересекать рудное тело или быть пройденными в виде наклонных
или вертикальных стволов в стороне от него, с последующей проходкой
из них квершлагов.
Разведочные горизонты, сечения и радиус закругления подземных
горных выработок выбираются с учетом возможных систем разработки и
объемов грузоперевозок. Эти выработки могут быть использованы при
эксплуатации.
Буровые разведочные скважины являются универсальным техническим
средством разведки. Они применяются либо в сочетании с горно-разве-
дочными выработками, либо самостоятельно. Давая ограниченную ин-
формацию по сравнению с горными выработками, буровые скважины в
то же время выгодно отличаются от них технико-экономическими пока-
зателями.
По способу разрушения горной породы в забое скважины различают
вращательное и ударное бурение. При вращательном бурении эффектив-
но применение наконечников буровых снарядов полых внутри, обеспе-
чивающих получение ненарушенного столбика горной массы (керна),
позволяющего составить геологическую колонку (разрез) по месторожде-
нию. Такое бурение называют колонковым. Оно является основным видом
6.3. Ресурсы и запасы железных руд
93
разведочного бурения на рудных месторождениях. Керн обычно отбира-
ют по всей рудопродуктивной толще и частично по вмещающим породам.
Скважины колонкового бурения могут быть вертикальными, наклон-
ными или горизонтальными. Их можно проходить по породам любой
крепости. Вертикальные и наклонные скважины способны достигать
больших глубин. Из этих скважин иногда ведется направленное бурение
новых стволов. Угол подсечения скважиной рудного тела должен быть не
менее 30°. Недостатки этого вида бурения: искривление ствола скважи-
ны, нередко в наклонных скважинах достаточно большое; неполный вы-
ход керна и возможность его избирательного истирания, искажающего
качественную характеристику полезного ископаемого; ограниченный
объем материала для технологических проб.
Выбор бурового агрегата и конструкции буровой вышки зависит в
основном от проектной глубины разведочных скважин и условий (места)
бурения — с поверхности земли, в подземных выработках или с акваторий
и дна различных водоемов (рек, морей и океанов).
Проектирование наклонной скважины для подсечения крутопадаю-
щего рудного тела проводят с учетом заданных координат точек его пере-
сечения, допустимого угла встречи и возможности искривления ствола
скважины. Точки встречи скважин с рудным телом должны образовать в
его плоскости правильную геометрическую сеть.
Другие виды вращательного бурения с разрушением горной породы
по всему забою скважины — роторное и турбинное. Они широко приме-
няются при разведке нефтяных и газовых месторождений.
При разведке россыпей, некоторых штокверков и пологозалегающих
рудных тел применяют ударно-канатное бурение, при котором в р< зул1-
тате повторяющихся ударов падающего долота происходит измельчение
горной массы в забое скважины. Измельченный материал периодически
извлекается на поверхность и поступает в обработку. Достоинствами это-
го вида бурения являются высокая скорость проходки (особенно до глу-
бины 150 м), возможность бурения без промывки, получение всего мате-
риала в пробу.
Бурение большим диаметром (до 1500 мм) позволяет получить доста-
точно материала для технологических проб. Отсутствие керна и ограни-
ченность бурения только вертикальным направлением сужают границы
его применения.
6.3 РЕСУРСЫ И ЗАПАСЫ ЖЕЛЕЗНЫХ РУД
Выявленные ресурсы железных руд известны более чем в
100 странах. По состоянию на начало 2003 г. они оцениваются в 620 млрд т.
Значительная их часть сосредоточена в недрах Америки — 39,7%, далее
94
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
следуют Россия — 18,1%, Азия — 15,4%, Австралия и Океания — 9,9%,
Европа — 8,9% и Африка — 8,1%. Наибольшими выявленными ресурсами
железных руд, млрд т, обладают: Россия — 112, США — НО, Бразилия —
100 Австралия — 60, Китай - 40, Индия — 20, Канада — 10.
Общие запасы железных руд составляют 301,9 млрд т, в том числе под-
твержденные — 156,7 млрд т. По количеству общих и подтвержденных за-
пасов лидирует Азия: соответственно 19,4 и 21,0% мировых запасов. За
ней следует Америка, в недрах которой заключено 19,2% общих и 16,2%
подтвержденных запасов, Россия — 18,6 и 21,3%, Африка — 15,3 и 12,3%.
Близки по уровню запасов Европа — 13,8% и 17,4%, Австралия и Океания —
13,7 и 11,8% (табл. 6.4).
Подтвержденными запасами в количестве 3 млрд т и более обладают
девять стран. На их долю приходится 70,3% мировых запасов, или
110,5 млрд т. К ним относятся: Россия — 21,3%, Австралия — 11,5%,
Украина — 9,7%, Китай — 9,6%, Бразилия — 4,8%, США — 4,4%, Индия —
4,2%, Казахстан — 2,6%, Швеция — 2,2%.
Минерально-сырьевую базу железорудной промышленности состав-
ляют четыре основных геолого-промышленных типа месторождений. Ве-
дущее место в подтвержденных запасах железных руд (71,3%) занимают
метаморфогенные месторождения магнетит-гематитовых руд в докемб-
рийских железистых кварцитах и сланцах. Как правило, месторождения
этого типа находятся в крупных железорудных бассейнах. Они разведаны
в России, Украине, Индии, Габоне, Гвинее, ЮАР, Бразилии, Венесуэле,
Канаде, США, Австралии.
В месторождениях гидрогетит-шамозит-сидеритовых руд, приурочен-
ных к осадочным прибрежно-морским отложениям или эффузивно-оса-
дочным толщам, сосредоточено 11,4% суммарных подтвержденных запа-
сов. Месторождения этого типа распространены в России, Украине, стра-
нах Западной Европы, Казахстане, Китае, в странах Северной Африки, в
США и Австралии.
Значительные по запасам контактово-метасоматические и гидротер-
мально-метасоматические месторождения железных руд (7,3% подтверж-
денных запасов) разведаны в России, Вьетнаме, Казахстане, Иране, Тур-
ции и других странах Азии и Африки, а также в США, Перу и Чили.
Магматогенные апатит-магнетитовые, а также ильменит-титаномаг-
нетитовые месторождения, включающие в себя 6,5% подтвержденных за-
пасов, известны, главным образом, в странах Европы и Южной Африки.
Наиболее крупные разведаны в России, Швеции, Танзании, Уганде и
ЮАР.
На долю второстепенных типов: месторождений железистых латери-
тов, железомарганцевых месторождений в корах выветривания и место-
рождений ильменит-магнетитовых и титаномагнетитовых руд, связанных
6.3. Ресурсы и запасы железных руд
95
Таблица 6.4. Выявленные ресурсы и запасы железных руд на
1.01.2003 г., млн т, и средние содержания в них железа, %
Страна Ресурсы Запасы общие (А+В+ +С1+С2) Доля в мире, % Запасы подтверж- денные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содер- жание Fe
Россия 112346 56086 18,6 33447 21,3 36
Европа 55295 41581 13,8 27200 17,4 ...
Австрия 350 350 0,1 170 0,1 32
Албания 270 270 0,1 80 0,1 45
Бельгия 40 40 0* 8 0* ...
Болгария 340 340 0,1 250 0,2 31
Великобритания 3137 3137 1,0 1920 1,2 26
Германия 2980 2980 1,0 920 0,6 28
Греция ПО ПО 0‘ 60 0‘ 45
Испания 1450 1450 0,5 500 0,3 45
Италия 120 120 0* 40 0* 44
Люксембург 300 300 0,1 200 0,1 24
Норвегия 1740 1740 0,6 550 0,4 33
Польша 800 800 0,3 300 0,2 30
Португалия 700 700 0,2 350 0,2 37
Румыния 100 100 0* 70 0* 36
Украина 28633 17119 5,7 15267 9,7 35
Финляндия 275 275 0,1 175 0,1 30
Франция 2200 2200 0,7 2200 1,4 41
Швеция 10000 7800 2,6 3500 2,2 53
Бывшая Югославия 1750 1750 0,6 640 0,4 38
Азия 95159 58699 19,4 32993 21,0 ...
Азербайджан ... 246 0,1 233 0,1 ...
Армения ... 294 0,1 294 0,2 ...
Афганистан 428 428 0,1 111 0,1 58
Вьетнам 700 700 0,2 530 0,3 59
Индия 20000 9800 3,2 6600 4,2 61
Индонезия 457 457 0,2 85 0,1 59
Иран 3600 2500 0,8 1800 1,1 56
Йемен 672 672 0,2 ...
Казахстан 19000 8300 2,7 4153 2,6 39
96
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.4 {продолжение)
Страна Ресурсы Запасы общие (А+В+ +Cj+C2) Доля в мире, % Запасы подтверж- денные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содер- жание Fe
Китай 40000 25000 8,3 15000 9,6 33
Корея Северная 3300 3300 1,1 1000 0,6 39
Корея Южная 200 200 0,1 177 0,1 35
Лаос 500 500 0,2 200 0,1 60
Ливан 500 500 0,2 ... ... ...
Малайзия 225 225 0,1 120 0,1 58
Монголия 745 745 0,2 465 0,3 55
Пакистан 930 930 0,3 221 0,1 42
Саудовская Аравия 750 750 0,2 450 0,3 42
Сирия 500 500 0,2 265 0,2 34
Таиланд 67 67 0* 48 0* 47
Турция 1380 1380 0,5 650 0,4 46
Филиппины 990 990 0,3 590 0,4 50
Япония 215 215 0,1 1 0* 26
Африка 50041 46299 15,3 19343 12,3 ...
Алжир 5370 5370 1,8 1535 1 49
Ангола 2075 2075 0,7 1000 0,6 47
Бенин 442 442 0,1 250 0,2 49
Буркина-Фасо 1000 1000 0,3 60 0* 45
Габон 1950 1950 0,6 1410 0,9 64
Гана 1950 1950 0,6 924 0,6 40
Гвинея 4460 4460 1,5 2100 1,3 57
Демократическая Республика Конго 2170 2170 0,7 50 0* 47
Египет 1500 950 0,3 410 0,3 43
Замбия 500 500 0,2 281 0,2 58
Западная Сахара 400 400 0,1 150 0,1 64
Зимбабве 438 438 0,1 160 0,1 55
Камерун 1220 1220 0,4 240 0,2 40
Конго 1410 1410 0,5 729 0,5 45
Кот-д'Ивуар 3310 3310 1,1 1400 0,9 44
Либерия 1600 1600 0,5 900 0,6 67
6.3. Ресурсы и запасы железных руд
97
Таблица 6.4 (продолжение)
Страна Ресурсы Запасы общие (А+В+ +С,+С2) Доля в мире, % Запасы подтверж- денные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содер- жание Бе
Ливия 2000 2000 0,7 1800 1,1 50
Мавритания 2500 1500 0,5 700 0,4 50
Мадагаскар 1350 1350 0,4 1025 0,7 55
Малави 415 415 0,1 ... ... ...
Мали 815 815 0,3 431 0,3 58
Марокко 350 358 0,1 140 0,1 50
Мозамбик 765 765 0,3 48 0* 49
Намибия 1440 1440 0,5 400 0,3 43
Нигер 1200 1200 0,4 200 0,1 50
Нигерия 620 620 0,2 116 0,1 36
Свазиленд 186 186 0,1 20 0* 62
Сенегал 1300 1300 0,4 893 0,6 58
Сомали 400 400 0,1 300 0,2 42
Судан 200 200 0,1 40 0* 60
Сьерра-Леоне 1123 1123 0,4 400 0,3 60
Танзания 334 334 0,1 78 0‘ 49
Того 642 642 0,2 95 0,1 52
Тунис 106 106 0* 58 0* 56
ЮАР 4500 2300 0,8 1000 0,6 62 *
Америка 245846 57961 19,2 25333 16,2 ...
Аргентина 1196 1196 0,4 359 0,2 45
Боливия 1100 1100 0,4 700 0,4 56
Бразилия 100000 19000 6,3 7600 4,8 58
Венесуэла 6000 4500 1,5 2000 1,3 60
Гайана 970 970 0,3 ... ...
Гватемала ... 5 0* 2 0* ...
Гренландия 2000 2000 0,7 545 0,3 34
Канада 10000 3900 1,3 1700 1,1 40
Колумбия 550 550 0,2 142 0,1 48
Коста-Рика 400 400 0,1 20 0‘ 55
Куба 3000 3000 1,0 2600 1,7 42
Мексика 2000 800 0,3 650 0,4 48
Парагвай 400 400 0,1 50 0‘ 35
4 Леонтьев Л И. и др.
98
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.4 (окончание)
Страна Ресурсы Запасы общие (А+В+ +С!+С2) Доля в мире, % Запасы подтверж- денные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содер- жание Fe
Перу 5000 3120 1,0 1480 0,9 54
Суринам 230 230 0,1 55 0* 57
США 110000 15000 5,0 6900 4,4 24
Чили 3000 1790 0,6 530 0,3 53
Океания и 61180 41240 13,7 18428 11,8
Австралия
Австралия 60000 40000 13,3 18000 11,5 64
Новая Зеландия 1000 1060 0,4 410 0,3 16
Новая Каледония 180 180 0,1 18 0‘ 40
Итого 619867 301866 100,0 156744 100,0 ...
* Незначительное количество.
с прибрежно-морскими россыпями, приходится суммарно примерно
3,5% подтвержденных запасов. Месторождения первых двух типов широ-
ко распространены в Греции, Югославии, на Филиппинах, в странах тро-
пической Африки, на Кубе; третьего типа — в Индонезии, Японии, Новой
Зеландии, ЮАР, Боливии, Бразилии.
Железная руда в 2003 г. добывалась в 43 странах мира, основное коли-
чество — на месторождениях магнетит-гематитовых руд в железистых
кварцитах и сланцах. Большинство месторождений этого типа разраба-
тывается открытым способом. Коэффициент извлечения железа при до-
быче составляет 0,8, при обогащении — 0,95. Почти 60% месторождений
осадочных гидрогетит-шамозит-сидеритовых руд разрабатывается от-
крытым способом и около 40% — подземным. Коэффициент извлечения
при добыче составляет 0,75, при обогащении — 0,80. Примерно 70% кон-
тактово-метасоматических и гидротермально-метасоматических место-
рождений разрабатывается открытым способом. Коэффициент извлече-
ния при добыче составляет 0,75, при обогащении — 0,80. Почти 70% маг-
матогенных ильменит-апатит-магнетитовых руд добывается подземным
способом. Коэффициент извлечения при добыче составляет примерно
0,7, при обогащении — 0,95.
Выявленные ресурсы железных руд России оцениваются более чем в
112 млрд т (первое место в мире, далее следуют США и Бразилия). Почти
две трети их сосредоточены в Центральном федеральном округе в преде-
6.3. Ресурсы и запасы железных руд
99
Таблица 6.5. Распределение ресурсов и запасов железных руд, %, в
России по федеральным округам в 2001 г.
Федеральный округ Выявленные ресурсы Разведанные запасы Предварительно оцененные запасы
Центральный 65 60 74
Уральский 16 15 12
Сибирский 14 13 7
Северо-Западный 5 4 1
Дальневосточный — 8 6
лах Курской магнитной аномалии, значительны также ресурсы Уральско-
го и Сибирского округов (табл. 6.5).
Балансовые и забалансовые запасы железных руд России составляют
112,3 млрд т, из них разведанные — 33,4 млрд т. По количеству разведан-
ных запасов (21,3% мировых) Россия занимает первое место в мире.
Ббльшая часть (60%) разведанных запасов сосредоточена в Централь-
ном федеральном округе (см. табл. 6.5) в месторождениях Курской маг-
нитной аномалии. Крупными запасами располагают также Уральский и
Сибирский округа. В недрах этих трех округов заключено почти 90% всех
разведанных запасов России.
В 2001 г. Государственным балансом учтено 193 железорудных место-
рождения, из них 173 — с предварительно оцененными запасами.
В структуре разведанных запасов преобладают бедные и средние по
качеству руды с содержанием железа 16—40% (среднее содержание желе-
за в рудах — 35,9%) (Приложение 1). Доля богатых руд с содержанием же-
леза до 55%, не требующих обогащения, составляет 12%. По количеству
разведанных богатых руд Российская Федерация уступает Австралии и
сопоставима с Бразилией.
На семи крупных и уникальных месторождениях Российской Федера-
ции сосредоточено 14,5% балансовых запасов и 81,6% добычи железных
РУД-
Главные месторождения Курской магнитной аномалии: Михайлов-
ское (Курская обл.), Лебединское, Стойло-Лебединское и Стойленское
(Белгородская обл.) — обладают гигантскими запасами. Руды в основном
среднего качества, с содержанием железа от 32% до 40%; на Лебединском
и Стойленском месторождениях есть богатые руды, не требующие обога-
щения, со средним содержанием железа до 52—54%. Разработку место-
рождений ведут ОАО «Михайловский ГОК» (Михайловское месторожде-
ние), ОАО «Лебединский ГОК» (Лебединское и Стойло-Лебединское) и
ОАО «Стойленский ГОК» (Стойленское).
100
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Гусевогорское месторождение (Свердловская область) комплексных
ванадиево-титаномагнетитовых руд по запасам относится к уникальным,
но среднее содержание железа, добываемого из его руд как попутный
компонент, здесь весьма низкое — менее 16%. Эксплуатацию месторажде-
ния ведет ОАО «Качканарский ГОК-Ванадий».
В Северо-Западном федеральном округе находятся два крупных мес-
торождения — Ковдорское (Мурманская обл.) и Костомукшское (Респуб-
лика Карелия). Руды Ковдорского месторождения комплексные, бадде-
леит-апатит-магнетитовые, со средним содержанием железа от 11 до 21%.
Разрабатывает его АО «Ковдорский ГОК», который производит, кроме
товарной железной руды, апатитовый и бадделеитовый концентраты. Ру-
ды Костомукшского месторождения тоже низкокачественные (в среднем
29,9% железа), но легкообогатимые. Недропользователем является АО
ГОК «Карельский окатыш».
В распределенном фонде недр находятся 54,9% разведанных и 37,5%
предварительно оцененных запасов.
Прирост разведанных запасов железных руд в 2001 г. составил 73,7 млн т,
из них 52,8 млн т — на Лебединском и Стойло-Лебединском месторожде-
ниях в Белгородской области. Запасы Подотвального месторождения в
Челябинской области выросли на 6,7 млн т. Продолжается разведка Боль-
шетроицкого месторождения в Белгородской области.
Разведанные запасы России Moiyr обеспечивать прогнозируемый уро-
вень добычи в стране (220 млн т и более) в течение более 100 лет. Обеспе-
ченность конкретных добывающих предприятий ниже. Так, наиболее
благополучному в этом отношении в Центральном федеральном округе
Лебединскому ГОКу имеющихся запасов хватит на 77 лет отработки. На-
именее обеспечены запасами богатых руд карьеры Стойленского (12 лет)
и Михайловского (21 год) ГОКов.
Обеспеченность предприятий Северо-Западного федерального округа
разведанными запасами колеблется от 6 до 50 лет. В наихудшем положе-
нии находится Оленегорский ГОК — его запасы для карьерной отработки
будут истощены в течение 6—9 лет. На Южном Урале запасы мелких шахт
Златоустовского, Высокогорского, Бакальского, Гороблагодатского рудо-
управлений и Магнитогорского комбината будут отработаны к 2010 г.
В Сибирском федеральном округе запасов для подземной отработки
на Таштагольском руднике (Кемеровская область) при проектной произ-
водительности достаточно лишь на 6 лет, а при существующей — на 43 го-
да. Коршуновский ГОК (Иркутская область) сможет работать на базе
имеющихся запасов не более 20 лет.
Железные руды в России добываются на 54 месторождениях, в том
числе на двух комплексных. Подготавливаются к освоению еще 10 место-
рождений с общими разведанными запасами 31,1 млрд т.
6.3. Ресурсы и запасы железных руд
101
Рис. 6.1. Динамика добычи железных руд, млн т, в России в 1992—2001 гг.
В России в 2001 г. было добыто 220,2 млн т железных руд, что на 4,1%
меньше, чем в 2000 г. (рис. 6.1). Почти 84% сырой железной руды было
получено на семи крупных и уникальных месторождениях: Ковдорском,
Костомукшском, Михайловском, Лебединском, Сгойло-Лебединском,
Стойленском и Гусевогорском.
Половину (50%) добычи железных руд обеспечивают четыре место-
рождения Курской магнитной аномалии, почти 22% — Гусевогорское ме-
сторождение на Урале и 19% — Ковдорское и Костомукшское месторож-
дения в Мурманской области (табл. 6.6).
По производству товарной железной руды Россия занимает четвертое
место в мире (после Китая, Бразилии и Австралии). Почти 89% обогаще-
ния железных руд выполняют 10 крупных горно-обогатительных комби-
натов, ведущих их добычу. В 2001 г. ими произведено 74,6 млн т товарных
железных руд.
Всего в стране в 2001 г. выпущено 111,72 млн т товарных железных руд
(рис. 6.2), на 3,3% меньше, чем в 2000 г.
Имеющиеся в России мощности по добыче и обогащению железных
руд вполне достаточны для того, чтобы на протяжении десятилетий не
только полностью удовлетворять потребности черной металлургии стра-
ны в сырье, но и обеспечивать значительные объемы его экспорта.
Таблица 6.6. Распределение добычи и производства железных руд, %,
по федеральным округам России в 2001 г.
Федеральный округ Добыча Производство
Центральный 50 50
Уральский 22 22
Сибирский 19 17
Северо-Западный 9 11
102
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Рис. 6.2. Динамика производства товарных железных руд, млн т, России в
1997-2001 гг.:
—железорудные концентраты;
И железорудные окатыши;
И продукты прямого восстановления железа
Мировым стандартам качества товарных железных руд (64% железа и
более) соответствуют только концентраты, выпускаемые горно-обогати-
тельными комбинатами Курской магнитной аномалии (Лебединским,
Стойленским и Михайловским, а также предприятием «КМАруда») и Се-
веро-Западного федерального округа («Карельский окатыш», Оленегор-
ский ГОК, Ковдорский ГОК).
По экспорту товарного железорудного сырья Россия занимает четвер-
тое место в мире. Вывозится около четверти произведенных в стране то-
варных руд. В 2001 г. их было экспортировано 23,6 млн т, что на 18,6%
больше, чем в 2000 г (рис. 6.3). Спросом пользуются преимущественно
окатыши, которые поставляются в европейские страны, а также в Украи-
ну и Белоруссию.
Для снабжения южноуральских и западносибирских металлургичес-
ких заводов товарные железные руды импортируются из Казахстана.
В 2001 г. импортировано 8,7 млн т — на 4,4% меньше, чем в 2000 г.
Главной проблемой черной металлургии России являются значитель-
ные расстояния от мест добычи железных руд до металлургических ком-
бинатов: плечо транспортировки достигает 4300 км.
6.3. Ресурсы и запасы железных руд
103
Рис. 6.3. Динамика международной торговли России товарными железными
рудами, млн т, в 1991—2001 гг:.
—♦— импорт; экспорт
Спрос на товарную железную руду, по оптимистическому варианту
прогноза Минэкономразвития, будет возрастать на 2—2,5% в год. Однако
избыточное предложение стали на рынках Западной Европы и Северной
Америки может привести к сокращению производственных мощностей в
чёрной металлургии, в том числе и в России. *
Минерально-сырьевая база железных руд России может обеспечить
любые прогнозируемые объемы потребления. При этом южноуральские
и западносибирские металлургические предприятия испытывают дефи-
цит сырья. Лицензирование и освоение перспективных месторождений:
Собственно-Качканарского в Свердловской области, Ампалыкского в
Кемеровской, Инского и Белорецкого в Алтайском крае, Холзунского в
Республике Алтай и Нижнеангарского в Красноярском крае — наряду с
расширением импорта железных руд из Казахстана, с Соколовско-Сар-
байского месторождения, способствовало бы решению этой проблемы.
Лицензирование с последующим освоением крупных месторождений
железных руд в Восточной Сибири: Березовского, Таежного, Тарыннах-
ского, Горкитского, Гаринского — могло бы обеспечить местным железо-
рудным сырьем металлургические заводы этого региона и таким образом
сократить транспортные расходы предприятий.
Для увеличения рентабельности горнодобывающих предприятий не-
обходима модернизация технологий добычи и переработки железных руд.
104
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Одной из заслуживающих внимания новых технологий является метод
скважинной гидродобычи, который позволяет добывать руду с глубины
600—800 м. Он уже внедряется на восточном участке Гостищевского мес-
торождения на КМА.
6.4 РЕСУРСЫ И ЗАПАСЫ МАРГАНЦЕВЫХ РУД
Ресурсы марганцевых руд выявлены в 56 странах мира. По
оценке ВНИИзарубежгеологии, они составляли 21 270 млн т. Основная
их часть — 67,4% (14 330 млн т) находится в Африке, 16,2% — в Европе
(3440 млн т), 7,8% - в Азии (1650 млн т), 5,6% — в Америке (1200 млн т),
3% — в Австралии и Океании (650 млн т). Горным Бюро и Геологической
службой США база запасов марганца определена в 5000 млн т металла, а
запасы — в 680 млн т.
Общие запасы марганцевых руд известны также в 56 странах мира. На
начало 2003 г. они оценивались в 15140 млн т, подтвержденные — в
5260 млн т, что составляет 34,7% общих запасов. Значительная часть —
63,6% общих запасов и 25,5% подтвержденных — сосредоточена в Афри-
ке; в Европе находится соответственно 17,7 и 46,0%, в Азии — 10,1 и
17,2%, в Америке — 6,2 и 6,0%, в Австралии и Океании — 1,4 и 2,5%, в Рос-
сии — 1,0 и 2,8% общих и подтвержденных мировых запасов (табл. 6.7).
Выделяются 10 стран, в каждой из которых подтвержденные запасы
превышают 120 млн т. В недрах этих государств сосредоточено 4874 млн т
марганца, или 92,7% мировых запасов, в том числе в Украине — 42,6%, в
ЮАР — 19,8%, Казахстане — 8,1%, Габоне — 4,5%, Грузии — 4,2%, Брази-
лии — 3,3%, России — 2,8%, Китае — 2,5%, Австралии — 2,4%, Болгарии —
2,4%.
Основной геолого-промышленный тип, к которому относятся мар-
ганцевые месторождения, заключающие в себя почти 90% суммарных
подтвержденных запасов, — это стратиформные месторождения оксид-
ных железо-марганцевых и оксидно-карбонатных марганцевых руд в кар-
бонатно-терригенных и вулканогенно-терригенных толщах. На оксид-
ные руды приходится примерно 38% запасов, на оксидно-карбонатные —
52%. Месторождения этого типа имеют широкое распространение (в по-
рядке уменьшения подтвержденных запасов марганца) в Украине, ЮАР,
Казахстане, Габоне, Грузии, Австралии, Китае, Болгарии, Боливии.
Месторождения Украины находятся в Южно-Украинском марганцево-
рудном бассейне. Это месторождения Никопольской группы и Больше-
токмакское, содержащие соответственно 33 и 67% подтвержденных запа-
сов Украины. В подтвержденных запасах оксидные руды составляют
15,8%, оксидно-карбонатные — 7,7%, карбонатные — 76,5%. На Нико-
польском месторождении марганецсодержащая толща терригенно-кар-
6.4. Ресурсы и запасы марганцевых руд
105
Таблица 6.7. Запасы марганцевых руд на 1.01.2003 г., млн т и средние
содержания марганца в них, %
Страна Запасы общие (A+B+Cj+C2) Доля в мире, % Запасы подтверж- денные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содержа- ние Мп
Россия 157 1 149 2,8 20
Европа 2682 17,7 2422 46
Болгария 180 1,2 126 2,4 27
Венгрия 42 0,3 36 0,7 18
Греция 2 0* 1 0* 40
Испания 1 0’ 1 0’ 25
Италия 2 0‘ 1 0’ 30
Румыния 28 0,2 8 0,2 20
Украина 2411 15,9 2242 42,6 23
Чехия и Словак. 2 0’ 1 О’ 16
Бывшая Югославия 14 0,1 6 0,1 18
Азия 1527 10,1 903 17,2 ...
Вьетнам 8 0,1 1 0‘ 17
Грузия 247 1,6 223 4,2 20
Индия 170 1,1 98 1,9 38
Индонезия 10 0,1 10 0,2 38
Иордания 7 0* 2 0* 38
Иран 87 0,6 4 0,1 40»
Казахстан 600 4 426 8,1 20
Китай 325 2,1 130 2,5 23
Корея Северная 3 0* 3 0,1 21
Корея Южная 1 0* 1 0* 35
Малайзия 2 0’ 1 0’
Пакистан 1 0* ... ...
Таиланд 7 0’ 2 0* 35
Турция 50 0,3 1 0* 40
Филиппины 6 0’ 3 0’ 33
Япония 5 0* 1 0* 25
Африка 9623 63,6 1340 25,5 ...
Алжир 2 0’ 2 0* 44
Ангола 5 0’ ... ...
Буркина-Фасо 27 0,2 15 0,3 51
106 6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.7 (окончание)
Страна Запасы общие (A+B+Cj+Cp Доля в мире, % Запасы подтверж- денные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содержа- ние Мп
Габон 376 2,5 236 4,5 50
Гана 57 0,4 24 0,4 31
Демократическая 70 0,5 2 0* 38
республика Конго
Египет 3 0’ 3 0,1 31
Замбия 2 0* 2 0’ 53
Кот-д'Ивуар 35 0,2 2 0’ 46
Мали 10 0,1 8 0,2 42
Марокко 21 0,1 2 0* 46
Намибия 4 0* 4 0,1 43
Судан 1 0* 1 0* 45
Того 10 0,1 ... ... ...
ЮАР 9000 59,4 1040 19,8 45
Америка 934 6,2 316 6
Аргентина 8 0,1 2 0* 23
Боливия 240 1,6 90 1,7 40
Бразилия 340 2,2 174 3,3 41
Венесуэла 5 0* 3 0,1 30
Гайана 5 0* 2 0’ 42
Канада 45 0,3 3 0,1 11
Колумбия 2 О’ 2 0’ 40
Куба 19 0,1 7 0,1 20
Мексика 232 1,5 32 0,6 27
Перу 14 0,1 1 0’ 42
Суринам 3 0‘ ... ... ...
Чили 22 0,1 1 0* 33
Океания и 218 1,4 130 2,5
Австралия
Австралия 213 1,4 128 2,4 41
Вануату 3 0’ 1 0’ 30
Фиджи 2 0* 1 0’ 50
Итого 15140 100 5260 100 ...
Незначительное количество.
6.4. Ресурсы и запасы марганцевых руд
107
бонатных пород в верхней части обогащена оксидными рудами с содер-
жанием марганца 28%; ниже руды переходят в оксидно-карбонатные и
карбонатные. На Большетокмакском месторождении зона окисления ма-
ломощна и более 90% руд карбонатные со средним содержанием марган-
ца 21%.
В ЮАР примерно 95% запасов сосредоточено в уникальной марганце-
во-железорудной зоне Куруман. Рудная зона представляет собой S-образ-
ную в плане синклиналь, протягивающуюся меридионально более чем на
450 км. Крылья ее сложены карбонатно-терригенными отложениями
раннего протерозоя, содержащими промышленные концентрации марган-
цевых руд. Выделяются три рудных горизонта мощностью от 6 м до 45 м.
Форма рудных тел пластовая, линзовидная, гнездообразная. Наиболее
крупные месторождения в пределах этой рудной зоны — Маматван (сред-
нее содержание марганца 38%), Весселс (47%), Миддельплаатц (36%).
Содержание марганца в рудах колеблется от 20 до 50%. Глубина залегания
рудных горизонтов на отдельных участках достигает 300—400 м и более.
По составу руды браунит-гаусманитовые.
В Казахстане более 90% запасов находится в Центрально-Казахстан-
ском бассейне, в месторождениях Каражал и Ушкатын. Руды оксидные
марганцевые и железо-марганцевые. Запасы двух этих месторождений
оцениваются в 85 млн т при среднем содержании марганца в рудах 22%.
В Габоне все запасы марганцевых руд сконцентрированы на месторож-
дении Моанда. Рудная минерализация приурочена к вулканогенно-тер-
ригенным отложениям позднего протерозоя. Рудные залежи имеют фор-
му пластов в пределах продуктивного горизонта мощностью 3—6 м. Со-
став руд манганит-криптомелан-пиролюзитовый, среднее содержание
марганца 48%, кремнезема 3—4%, фосфора 0,04—0,14%.
В Грузии основой сырьевой базы марганца является Чиатурское место-
рождение, где маломощные пласты марганцевых руд переслаиваются с
безрудными прослоями. Оксидные руды составляют 28% подтвержден-
ных запасов, карбонатные — 72%. Состав руд пиролюзит-псиломелано-
вый и карбонатный. В среднем в оксидных рудах содержится марганца
26%, в карбонатных — 18%.
В Австралии почти все запасы сосредоточены на месторождении Грут-
Айленд на севере страны. Руды пиролюзит-криптомеланового состава
образуют пластовые, линзовидные и гнездообразные тела в карбонатно-
терригенных отложениях. Среднее содержание марганца в рудах 41%.
Местами они сложены сцементированными оолитами вернадита и тодо-
рита; такие руды представляют собой уникальный тип сырья для произ-
водства сухих батарей.
В Китае наибольшее количество месторождений находится в южных
и юго-западных провинциях страны. Обычно это мелкие, но многочис-
108
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
ленные залежи оксидных руд в карбонатно-терригенных породах. Содер-
жание марганца в рудах 20...40%. Высокое содержание в них оксидов же-
леза, фосфора и кварца существенно снижает их качество.
Около 8% подтвержденных запасов марганца сконцентрировано в ме-
сторождениях кор выветривания, оксидные руды которых образовались в
результате латеритизации докембрийских марганецсодержащих карбо-
натных пород, филлитов и гондитов. Значительные запасы марганцевых
руд месторождений этого типа известны в Бразилии, Индии, Гане, Бур-
кина-Фасо, Мали.
В Бразилии месторождения марганца локализуются в четырех рудных
районах: Серра-ду-Навиу в штате Амапа, Каражас в штате Пара (место-
рождения Азул, Буритирама, Серено), Урукум-Сантана в штата Мату-
Гросу (месторождения Урукум, Сантана) и в районе так называемого «же-
лезопудного четырехугольника» в штате Минас-Жерайс, включающего в
себя многочисленные мелкие месторождения марганца. На всех место-
рождениях, кроме Урукума, промышленные залежи сложены остаточны-
ми оксидными марганцевыми рудами. Их формирование происходило
при процессах латеритизации докембрийских карбонатных и силикатных
пород, содержащих родохрозит, тефроит, родонит или спессартин. Руд-
ные тела небольшой протяженности, по составу пиролюзит-криптомела-
новые. Среднее содержание марганца в них 35—46%, содержания железа
и фосфора довольно высокие.
Наименее распространены месторождения гидротермального и
инфильтрационного типов. Как правило, месторождения этого типа от-
носятся к мелким и на них приходится не более 2% мировых запасов.
Распределение прогнозных ресурсов марганцевых руд России по фе-
деральным округам, приведено ниже.
Федеральный округ Прогнозные ресурсы, млн т
Сибирский.............................336
Дальневосточный ......................250
Уральский.............................121
Северо-Западный.......................53
Центральный ..........................50
Приволжский...........................31
Как видно, прогнозные ресурсы марганцевых руд России оценивают-
ся в 841 млн т, из них 243 млн т отнесены к категории Pj (табл. 6.8).
Основная их часть сосредоточена в Сибири и на Дальнем Востоке.
Примерно три четверти суммарных прогнозных ресурсов России пред-
ставлено оксидными и окисленными рудами.
6.4. Ресурсы и запасы марганцевых руд
109
Таблица 6.8. Распределение прогнозных ресурсов и запасов
марганцевых руд России по субъектам федерации
Субъект федерации Прогнозные ресурсы категории Р(, млн т Разведанные запасы, тыс. т Предварительно оцененные запасы, тыс. т
Красноярский край 96 — —
Кемеровская обл. 52 98756 30
Еврейская АО 25 6441 2119
Свердловская обл. 21 41719 23
Алтайский край 20 — —
Челябинская обл. 11 — —
Оренбургская обл. 6 — —
Республика Башкортостан 5 — —
Иркутская обл. 4 — —
Республика Коми 3 1294 2474
Читинская обл. — 931 404
Балансовые запасы марганцевых руд России составляют 157 млн т,
или 1% мировых, разведанные запасы — 149 млн т, две трети их сосредо-
точено в Кемеровской области. Предварительно оцененные запасы мар-
ганца примерно в равных долях распределены в Иркутской области, Рес-
публике Коми и Еврейской автономной области (см. табл. 6.8).
Марганцевые руды в России относятся к остродефицитному мине-
ральному сырью. Качество российских марганцевых руд низкое: пример-
но 90% разведанных запасов — руды карбонатные, труднообогатиЛые.
Содержание марганца в среднем составляет 20% (Приложение 2), в то
время как богатые марганцевые руды месторождений ЮАР, Австралии
содержат его 40—50% и более. Большинство месторождений России мел-
кие, а крупные (Усинское в Кемеровской области и не учтенное Государ-
ственным балансом Порожинское в Красноярском крае) сложены руда-
ми, требующими сложных схем обогащения.
Балансовые запасы марганца учитываются по 16 месторождениям,
одно из которых — Бирибиджанское в Еврейской АО — только с забалан-
совыми запасами.
Две трети разведанных запасов (98,5 млн т) заключены в Усинском ме-
сторождении Кемеровской области, представленном в основном карбо-
натными рудами со средним содержанием марганца 19,6%. Месторожде-
ние находится в государственном резерве. В 2001 г. в ВИМСе закончены
исследования обогатимости руд Усинского месторождения, разработаны
технологические схемы их комплексной переработки, обоснована её рен-
11()^ 6- Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
табедьность. Положительная оценка экономической целесообразности
разработки Усинского месторождения, возможно, позволит в ближайшие
годы Начать его освоение.
Группа из девяти мелких месторождений Свердловской области за-
ключает в себе 28% российских разведанных запасов марганцевых руд;
среднее содержание марганца в них — 21%. При использовании эффек-
тивных технологий обогащения карбонатных руд освоение этих объектов
может быть рентабельным, что помогло бы снизить остроту дефицита
марганцевого сырья для металлургических предприятий Урала. На экс-
плуатацию трёх из этих месторождений получила лицензии компания
ООО «Уралтрансгаз».
Наиболее качественные в России руды заключены в мелком разраба-
тываемом Парнокском месторождении в республике Коми. Почти 60%
разведанных запасов месторождения представлено низкофосфористыми
окисленными рудами со средним содержанием марганца более 31%. Од-
нако его разведанные запасы составляют всего 1,3 млн т (0,9% россий-
ских). Лицензия на добычу получена компанией ОАО «Марганец Коми».
Среди месторождений, не учитываемых Государственным балансом,
наибольшего внимания заслуживает крупное Порожинское месторожде-
ние в Красноярском крае. Запасы месторождения категорий С^+Ц со-
ставляют 153,4 млн т. Руды оксидные (51%) и карбонатные (49%) низко-
го качества — с невысоким содержанием марганца (в среднем 17,6%) и
высокИм ~ фосфора. Однако отработка блоков малофосфористых руд,
суммарные запасы которых составляют почти 50 млн т, может быть рен-
табельной- Разработана радиометрическая технология обогащения мар-
ганцевых руд месторождения, позволяющая снизить себестоимость про-
изводства концентратов.
На начало 2002 г. в распределенном фонде недр находилось лишь 5,9%
разведанных запасов марганцевых руд. В 2001 г. была отозвана лицензия
на разработку Марсятского месторождения в Свердловской области, а
также лицензия на Поперечный участок Южно-Хинганского месторож-
дения в Еврейской АО.
В результате геологоразведочных работ 2001 г. балансовые запасы мар-
ганцевых руд категории С2 увеличились на 2367 тыс. т, или более чем на
1%. Разведанные запасы уменьшились на 52 тыс. т. Прирост разведанных
и предварительно оцененных запасов значительно превысил их погаше-
ние при добыче.
С 1994 г., когда в России начались геологоразведочные работы, балан-
совые запасы марганца увеличились более чем на 8 млн т, или почти на
5% (рис- 6.4).
Добыча марганцевых руд в России началась в 1996 г. (рис. 6.5), за этот
период извлечено 511 тыс. т. В 2001 г. эксплуатировались Парнокское ме-
6.4. Ресурсы и запасы марганцевых руд
111
Рис. 6.4. Динамика балансовых запасов марганцевых руд, млн т, в России в
1991-2001 гг.:
1 — предварительно оцененные; 2 — разведанные
сторождение в Республике Коми (добыто и отправлено на Серовский
завод ферросплавов 45 тыс. т марганцевой руды) и два мелких объекта:
Громовское месторождение в Читинской области (17 тыс. т в 2001 г.; руды
отрабатывает расположенный поблизости Приаргунский ППГХО, исполь-
зующий их в качестве окислителя при сернокислотном выщелачивании
урановых руд) и Дурновское в Кемеровской области (3 тыс. т; сырьё
поставляется Западно-Сибирскому металлургическому комбинату, нахо-
дящемуся примерно в 150 км от карьера). На Тыньинском месторожде-
нии в Свердловской области добыча в 2001 г. не велась. Обеспеченность
действующих предприятий разведанными запасами марганцевых руд
составляет 10 лет.
Для обеспечения металлургической промышленности марганцевой
продукцией Россия вынуждена импортировать марганцевые концентра-
ты и сплавы, в основном из Казахстана и Украины. Россия вошла в пятер-
ку главных импортеров как товарной марганцевой руды, так и ферромар-
ганца и силикомарганца (рис. 6.6). Производство товарной марганцевой
руды в стране составляет лишь 0,1% мирового и позволяет удовлетворять
Рис. 6.5. Динамика добычи марганцевых руд, тыс. т, в России в 1996—2001 гг.
112 6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Рис. 6.6. Динамика импорта марганцевых сплавов, тыс. т, в России в
1996-2001 гг.:
1 — ферромарганец; 2 — силикомарганец
чуть более 5% российского спроса на него. Марганцевые сплавы выпус-
кают преимущественно уральские предприятия — Серовский, Ключев-
ский заводы ферросплавов, Алапаевский металлургический завод, Челя-
бинский электрометаллургический комбинат, а также Косогорский
металлургический завод в г. Тула. В 2001 г. все предприятия сократили
производство марганцевых сплавов, по оценочным данным, суммарно на
11% (рис. 6.7). Большая проблема производства марганцевых сплавов в
России — трудность сбыта продукции из-за демпинговых поставок этих
сплавов украинскими и казахстанскими компаниями.
Рис. 6.7. Динамика производства марганцевой продукции, тыс. т, в России в
1996-2001 г.:
—марганцевая руда товарная; —силикомарганец кусковой;
-Ь- ферромарганец
6.4. Ресурсы и запасы марганцевых руд
113
Рис. 6.8. Динамика импорта и производства марганцевой руды, тыс. т, в Рос-
сии в 1994—2001 гг.:
I I производство;
импорт
Почти 95% внутреннего российского потребления марганцевой руды
и примерно 60% марганцевых сплавов удовлетворяется импортными
поставками, хотя мощности по производству ферросплавов России поз-
воляют полностью обеспечить металлургические предприятия страны
марганцевой продукцией (рис. 6.8).
Марганцевая продукция на 90% используется при выплавке стали, по-
этому ее потребление напрямую зависит от ситуации в сталелитейной
промышленности. Предполагается, что к 2010 г. потребление марганце-
вой продукции вырастет в России на 30%. В обозримом будущем черная
металлургия страны не сможет обойтись без импорта марганцевого сырья
и продукции, однако требуется упорядочение поставок ферросплавов из
стран СНГ.
Марганцевое сырье в России крайне дефицитно, его запасы невелики,
а качество низкое. Наличие прогнозных ресурсов высоких категорий поз-
воляет рассчитывать на обнаружение новых марганцевоносных объектов,
прежде всего в Кемеровской области и Красноярском крае.
Разработка и внедрение новых ресурсо- и энергосберегающих техно-
логических схем обогащения руд и получения марганцевых сплавов
(включая ферросплавы из бедного высокофосфористого сырья) позволят
рентабельно отрабатывать имеющиеся объекты, прежде всего два круп-
ных месторождения: Усинское в Кемеровской области и Порожинское в
Красноярском крае. Оба они находятся в нераспределенном фонде недр.
Скорейшее их лицензирование отвечает федеральным интересам: освое-
ние этих месторождений позволило бы в первые 3—5 лет удовлетворить
почти 50%, а в последующие годы — до 80% потребности отечественной
металлургии в сырой марганцевой руде.
114
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
6.5 РЕСУРСЫ И ЗАПАСЫ ХРОМИТОВЫХ РУД
Ресурсы хромовых руд выявлены в 67 странах, в 61 из них оце-
нены количественно и составляют 15,9 млрд т (табл. 6.9). Ресурсная база
характеризуется весьма высокой степенью концентрации: только на
ЮАР приходится почти 74% мировых ресурсов хромовых руд, на Казах-
стан - 8,6% и на Зимбабве — 6,2%. Крупные ресурсы относительно бед-
ных, недостаточно хорошо обогатимых хромитов выявлены в США, Рос-
сии, Гренландии и ряде других стран.
Подтвержденные запасы хромитов, разведанные более чем на 300 мес-
торождениях, составляли на 01.01.2003 г. 2,5 млрд т. Степень их концент-
рации так же высока: 60,6% сосредоточено в месторождениях уникально-
го Бушвелдского комплекса ЮАР, а суммарно на три страны: ЮАР, Казах-
стан и Зимбабве приходится почти 88,2% мировых запасов (см. табл. 6.9).
Крупными подтвержденными запасами хромовых руд располагают
Индия, Финляндия, Турция, Филиппины и Бразилия. Несмотря на нали-
чие крупных ресурсов хромовых руд, в США их подтвержденные запасы
почти отсутствуют (0,1%), а в России разведаны запасы лишь по неболь-
шим месторождениям Сарановской группы в Пермской области с низко-
сортными рудами (используемыми только в огнеупорной промышленно-
сти), а также по Иксинскому месторождению бокситов в Архангельской
области, при переработке которых попутный оксид хрома не извлекается.
Промышленная ценность хромовых руд определяется содержанием
Сг2О3 и отношением Cr2O3/FeO. Наиболее ценные металлургические
сорта используются для получения феррохрома (примерно 80% мирового
потребления хромитов) и должны содержать не менее 40% Сг2О3 при от-
ношении Cr2O3/FeO не ниже 2,5. Для химической промышленности так-
же требуются руды с высоким содержанием оксида хрома. В огнеупорной
промышленности допускается использование руд с содержанием Сг2О3
не ниже 30...32% при отношении Cr2O3/FeO меньше 2,0.
Большая часть хромитовых месторождений относится к группе магма-
тических и связана с комплексами ультраосновных пород. Выделяются
два главных геолого-промышленных типа.
Около 80% мировых подтвержденных запасов хромовых руд приходит-
ся на магматические месторождения пластообразного (стратиформного)
типа, приуроченные к расслоенным интрузивным массивам платформ.
Для этих объектов характерны простое строение, значительная протяжен-
ность (десятки километров) и выдержанность горизонтально и субгори-
зонтально залегающих рудных тел мощностью от 5—10 см до нескольких
метров (редко — до 10—15 м). В пределах рудоносного горизонта мощнос-
тью от первых метров до нескольких сотен метров возможно наличие ря-
да рудных тел. Руды вкрапленные и массивные, преимущественно огне-
упорных сортов, реже встречаются высокохромистые металлургические
6.5. Ресурсы и запасы хромитовых руд
115
Таблица 6.9. Выявленные ресурсы, подтвержденные запасы
хромовых руд на 1.01.2003 г., млн т, и средние содержания триоксида
хрома в них (в запасах, если запасов нет — в ресурсах), %
Страна Ресурсы Запасы под- твержденные (А+В+С,) Доля в мире, % Содержание Сг
Россия 97,2 9,5 0,37 30,5
Европа 223,2 62,1 2,44
Албания 40,9 8,4 0,33 32,2
Болгария 0,2 0 0 12,0
Греция 16 3,2 0,13 18,0
Македония 0,5 0,5 0,02 25,0
Украина 0,6 0 0 29,0
Финляндия 165 50,0 1,97 26,0
Азия 1923,8 493,7 19,43
Азербайджан 0,2 0 0 48,0
Армения 0,1 0 0 31,3
Афганистан 20 6,5 0,26 42,4
Вьетнам 24,5 20,8 0,82 3,25
Индия 180 57,0 2,24 44,6
Индонезия 1,8 1,1 0,04 35,0
Иран 52 6,2 0,24 48,0
Казахстан 1316 317,6 12,50 50,2
Кипр 0,2 0 0 40,0
Китай 10,5 5,2 0,20 35,0
Корея Северная 0,1 0 0 18,0
Мьянма 0,5 0,1 0’ 48,0 >
ОАЭ 3,5 3,5 0,14 35,0
Оман 2 1,6 0,06 35,0
Пакистан 4 3,3 0,13 38,2
Саудовская Аравия 0,1 0 0 28,0
Таиланд 0,2 0 0 35,0
Турция 105 34,0 1,34 38,3
Узбекистан 0’ 0 0 23,0
Филиппины 202,7 36,9 1,45 26,5
Япония 0,4 0 0 26,0
Африка 12806,5 1932,2 76,04 ...
Алжир 0,1 0 0 24,0
Ангола 0,3 0 0 21,0
Бенин 0,1 0 0 40,5
Бурунди 8 0 0 2,0
Габон 0* 0 0 30,0
Гана 0,1 0 0 40,5
Гвинея 1,5 0 0 22,0
116
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.9 {окончание)
Страна Ресурсы Запасы под- твержденные (A+B+Cj) Доля в мире, % Содержание Ст
Египет 0,1 0 0 38,0
Зимбабве 986 143,0 5,63 43,2
Кения 0,1 0 0 30,0
Конго 0’ 0 0 28,0
Кот-д'Ивуар 0* 0 0 40,0
Мавритания 0,1 0 0 22,0
Мадагаскар 57,0 8,7 0,34 32,0
Мозамбик 0,2 0 0 25,0
Сенегал 0’ 0 0 26,0
Судан 2,0 0,5 0,02 54,0
Сьерра-Леоне 2,5 0 0 44,0
Танзания 0,1 0 0 32,0
Того 0,1 0 0 40,5
Эфиопия 0,2 0 0 25,0
ЮАР 11748,0 1780,0 70,05 37,0
Америка 655,3 42,2 1,66 ...
Аргентина 0,1 0 0 25,0
Боливия 0,5 0 0 3,5
Бразилия 71,9 32,9 1,29 22,3
Венесуэла 38,3 0 0 2,7
Гватемала 0,1 0 0 23,0
Гренландия 169,0 0 0 22,5
Канада 26,2 3,7 0,15 21,0
Колумбия 0,1 0 0 24,0
Куба 10,0 3,1 0,12 32,0
Перу 0,5 0 0 5,0
Суринам 1,0 0 0 25,0
США 337,5 2,5 0,10 11,5
Чили 0,2 0 0 3,0
Эквадор 0’ 0 0 4,5
Океания и Австралия 231,5 1,3 0,05
Австралия 36,5 1,3 0,05 39,3
Новая Каледония 2,0 0 0 25,0
П.-Новая Гвинея 193,0 0 0 7,5
Итого 15937,5 2541,0 100,00 ...
Незначительное количество.
6.5. Ресурсы и запасы хромитовых руд
117
разности. К пластообразному типу относятся крупнейшие месторождения
Бушвелдского комплекса ЮАР, Великой Дайки Зимбабве, месторождения
Кеми в Финляндии, Каттак в Индии, Стиллуотер в США, Кампо-Формо-
зу в Бразилии, Аганозерское в Карелии (Россия) и др.
Более 15% мировых подтвержденных запасов хромитов приходится на
подиформные, или альпинотипные, месторождения, пространственно и
генетически связанные с ультраосновными массивами складчатых облас-
тей. Сложная история формирования этих массивов (в отличие от доста-
точно спокойной гравитационной дифференциации при образовании
месторождений пластообразного типа) обусловливает более сложное гео-
логическое строение подиформных объектов и разнообразие морфологи-
ческих типов рудных тел: уплощенные шлиры и линзы, столбо- и жилопо-
добные тела и т. п. Мощность рудных тел достигает 200 м, протяженность —
1500 м, а количество их в рудных полях иногда исчисляется десятками.
При меньших масштабах, по сравнению с пластообразными месторожде-
ниями, подиформные характеризуются более высоким качеством обычно
массивных, сплошных руд, как правило, используемых в металлургичес-
кой и химической промышленности. К подиформному типу относятся
уникальные месторождения Кимперсайского ультрабазитового массива в
Актюбинской области Казахстана (Донская группа), отдельные место-
рождения Зимбабве (массив Селукве), а также относительно мелкие объ-
екты Албании, Греции, Турции, Филиппин и ряда других стран.
Кроме двух главных геолого-промышленных типов, в Зимбабве, Ка-
захстане (Кимперсай), Венесуэле, на Кубе (Камагуэй), Филиппинах, в
Новой Каледонии, а также Уральском регионе России известны место-
рождения экзогенного типа, представленные рыхлыми и порошковат^!-
ми рудами кор выветривания, из которых простой промывкой могут быть
получены достаточно богатые хромитовые концентраты. Возможно и не-
посредственное использование существенно железных латеритных руд в
металлургических процессах. Запасы руды крупнейших месторождений
подобного типа — Раму-Ривер в Папуа-Новой Гвинее и Рендж-Велл в
Австралии измеряются десятками миллионов тонн при содержании
Сг2О3 до 5—7%. Прибрежно-морские и аллювиальные россыпи с гемати-
том, ильменитом, цирконом и хромитом известны на Тихоокеанском по-
бережье США (штат Орегон), Атлантическом — Канады (Ньюфаунд-
ленд), Адриатическом — Албании, а также широко распространены на
Русской платформе, где пока не имеют промышленного значения. Доля
экзогенных месторождений в мировых подтвержденных запасах хромо-
вых руд измеряется первыми процентами.
Обеспеченность максимально достигнутого уровня мирового произ-
водства товарной хромовой руды подтвержденными запасами хромитов в
целом по миру превышает 100 лет. ЮАР и Зимбабве обеспечены запаса-
118
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
ми на 200 лет, а большинство других добывающих стран — на 50 лет. Обес-
печенность Турции составляет почти 30 лет, Албании — не более 10 лет,
однако эти две страны располагают крупными и достаточно качествен-
ными выявленными ресурсами.
Распределение прогнозных ресурсов хромовых руд по федеральным
округам России приведено ниже.
Федеральный округ Прогнозные ресурсы, млн т
Северо-Западный ........................216
Уральский...............................178
Сибирский............................44
Приволжский ........................33
Дальневосточный........................15
Как видно, прогнозные ресурсы хромовых руд России оцениваются в
486 млн т (3% мировых), в том числе 160,9 млн т категории Рр из них
только 43 млн т (9%) представлено высокохромистыми богатыми рудами
металлургических сортов. Более трех четвертей прогнозных ресурсов со-
средоточено в Уральском и Северо-Западном федеральных округах: в
Ямало-Ненецком АО, Мурманской области и Республике Карелия.
Балансовые запасы хромовых руд России очень невелики и составля-
ют 15 млн т (0,2% мировых), доля разведанных запасов — 63% (9,5 млн т);
из них 5,4 млн т сосредоточены в месторождениях Сарановской группы в
Пермской области (табл. 6.10).
В России известно 79 месторождений и проявлений хромитов, но Го-
сударственным балансом РФ учитываются запасы лишь по девяти место-
рождениям, в том числе по Хабарнинскому (Оренбургская область), где
имеются только забалансовые запасы. На начало 2002 г. лицензировано
99% разведанных запасов России; в нераспределенном фонде недр оста-
лись запасы трех россыпей Сарановской группы (59 тыс. т).
Таблица 6.10. Распределение запасов хромовых руд России по
субъектам федерации, тыс. т
Субъект федерации Разведанные запасы Предварительно оцененные запасы
Пермская обл. 5305 4410
Мурманская обл. 522 4992
Свердловская обл. 131 7
Челябинская обл. 85 1
6.5. Ресурсы и запасы хромитовых руд
119
Почти 5,4 млн т, или 56,8%, разведанных запасов сосредоточено в трех
месторождениях Сарановской группы в Пермской области: коренных
Главном Сарановском и Южно-Сарановском и в россыпях Сарановской
группы. Среднее содержание триоксида хрома в коренных рудах невели-
ко — 38,4%, основная часть руд может использоваться лишь для произ-
водства огнеупоров (более ценные металлургические руды должны содер-
жать не менее 40% Сг2О3). Лицензии на разработку месторождения Глав-
ное Сарановское, участка Пестерь Южно-Сарановского месторождения
и большей части Сарановской группы россыпей имеет компания АООТ
«Сарановская шахта Рудная», являющаяся основным производителем то-
варной хромовой руды в России. На остальную часть Южно-Сарановско-
го месторождения лицензия получена компанией ООО «Нефтехимснаб».
Примерно 8,5% разведанных запасов (522 тыс. т при среднем содержа-
нии Сг2О3 25,8%) заключено в эксплуатируемом Сопчеозерском место-
рождении в Мурманской области. Расположено оно в непосредственной
близости от промплощадки комбината «Североникель», а ресурсный по-
тенциал месторождения многократно превышает учтенные запасы — его
выявленные ресурсы оцениваются в 10 млн т хромовой руды. Лицензия
на добычу находится в распоряжении компании ОАО «Кольская ГМК».
Два крупных месторождения европейского Севера: Аганозерское в
Карелии и Рай-Изское в Ямало-Ненецком АО еще не учитываются Госу-
дарственным балансом РФ. Выявленные ресурсы Рай-Изского место-
рождения составляют 18 млн т руды со средним содержанием триоксида
хрома 31%. Запасы хромитов Аганозерского месторождения предвари-
тельно оценены в 30,5 млн т, среднее содержание Сг2О3 составляет 23%,
отрабатывать месторождение можно открытым способом. *
Определенный интерес представляет месторождение Большая Барака
в Мурманской области, выявленные ресурсы хромовых руд которого со-
ставляют более 7 млн т при среднем содержании Сг2О3 22,5%.
Прирост запасов в результате геологоразведочных работ в 2001 г. соста-
вил 340 тыс. т (рис. 6.9), а с учетом погашения при добыче — 156 тыс. т. На
Государственный баланс поставлены четыре небольших месторождения
Рис. 6.9. Динамика разведанных запасов хромовых руд, тыс. т, в России в
1991-2001 гг.
120
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
на Урале с суммарными запасами 224 тыс. т: Ш-Поденный рудник и Кач-
кинская группа в Свердловской области, Южно-Песчанское и Северо-
Западное в Челябинской области. Впервые за много лет запасы хромовых
руд, полученные в результате геологоразведочных работ на Главном Сара-
новском месторождении, полностью компенсировали их погашение при
добыче, однако прироста запасов не произошло.
Обеспеченность разведанными запасами добычи хромитов на Глав-
ном Сарановском месторождении составляет 10—11 лет в расчете на про-
ектную мощность и около 20 лет — на фактический уровень добычи. На
Южно-Сарановском месторождении запасов для открытой разработки
хватит на 5 лет в расчете на проектную мощность.
В 2001 г. в России добыто 154 тыс. т хромовых руд (рис. 6.10), что на
2,5% превышает уровень 1991 г. и в полтора раза — уровень 2000 г.
Около двух третей российской добычи обеспечивает компания АООТ
«Сарановская шахта Рудная», ведущая разработку двух коренных место-
рождений Сарановской группы в Пермской области.
Распределение добычи хромовых руд России по субъектам федерации
приведено ниже.
Субъект федерации Добыча, тыс. т
Пермская обл..........................101
Мурманская обл.........................45
Свердловская обл.......................8
Как видно, почти 30% хромовой руды (45 тыс. т) было получено на
Сопчеозерском месторождении (Мурманская область), разработку кото-
рого ведет ОАО «Кольская ГМК». Пробная добыча велась на мелких мес-
торождениях Свердловской области и на Центральном участке Рай-
Изского месторождения.
Обогащение хромовых руд ведется непосредственно на горнодобыва-
ющих предприятиях. Около трех четвертей хромитов перерабатывается в
феррохром, выплавка которого сосредоточена на Урале. Его выпускают
Челябинский электрометаллургический комбинат (47% российского
160
120
80
1991 1993 1995 1997 1999 2001
Рис. 6.10. Динамика добычи хромовых руд, тыс. т, в России в 1991—2001 гг.
6.5. Ресурсы и запасы хромитовых руд
121
1991 1993 1995 1997 1999 2001
Рис. 6.11. Динамика производства товарных хромовых руд, тыс. т, в России
в 1991-2001 гг.:
□ импорт; производство
феррохрома), Серовский (51%) и Ключевский (2%) заводы ферроспла-
вов; их суммарная мощность превышает 400 тыс. т в год. Российская до-
быча обеспечивает менее трети необходимого количества товарных хро-
мовых руд. Из-за нехватки сырья мощности по выпуску феррохрома ис-
пользуются только на 60—70%. Российские ферросплавные заводы в
больших объемах импортируют товарную хромовую руду (рис. 6.11), в ос-
новном из Казахстана и Турции. В 2001 г. все три предприятия сократили
выпуск феррохрома, суммарно на 18% (с 277 до 228 тыс. т).
Тем не менее Россия является крупным продуцентом и экспортером
феррохрома (рис. 6.12); из страны вывозится за границу 50—60% произво-
димого продукта. При этом начиная с 1993 г. в Россию ежегодно импор-
тируется 10—20 тыс. т феррохрома, в основном из Казахстана. >
Внутри страны около 80% феррохрома используется в производстве
нержавеющей стали, 20% — для выпуска металлического хрома и хромо-
Рис. 6.12. Динамика производства феррохрома, его импорта и экспорта,
тыс. т, в России в 1991—2001 гг.:
импорт; I । производство;
-А- экспорт
122
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
вых химикатов. Соответственно, потребность в феррохроме определяет-
ся, прежде всего, ситуацией в черной металлургии, спрос на продукцию
которой, по данным Минэкономразвития России, будет расти на
2,0—2,5% в год. Большая часть российского производства нержавеющих
сталей сосредоточена на Урале. Мощности его оцениваются в 730 тыс. т
стали в год (основной их частью владеет АО «Мечел»), но используются
они всего на 11—12% из-за резкого спада спроса на сталь со стороны ма-
шиностроительной отрасли в 1990-е годы.
Россия, наряду с Францией, Великобританией и Китаем, является
одним из ведущих мировых продуцентов металлического хрома (37% ми-
ровых мощностей). Производственные мощности крупнейшего в мире
продуцента алюмотермического хрома — Ключевского завода ферроспла-
вов — оцениваются в 16 тыс. т/год, выпуск металла составляет примерно
6 тыс. т/год. В конце 2000 г. выпускать алюмотермический хром начал
Новотроицкий завод хромовых соединений; за год его здесь выплавлено
почти 2 тыс. т. Компания ОАО «Полема-Тулачермет» является единствен-
ным российским производителем электролитического хрома. Мощность
предприятия — 900—1000 т металла в год; в 2001 г. выпущено 600 т.
Распад СССР лишил Россию минерально-сырьевой базы хромитов,
главным источником которых было Кемпирсайское месторождений в
Казахстане. Страна стала полностью зависеть от импорта. Это способст-
вовало активизации геологоразведочных работ. Однако полученный в ре-
зультате прирост запасов храма недостаточен для обеспечения потребно-
стей страны, которые оцениваются в 1,5—1,6 млн т хромовых руд в год.
Проблему обеспечения хромитовым сырьем поможет решить освое-
ние крупных объектов на европейском Севере и Полярном Урале: Агано-
зерского месторождения в Карелии, Рай-Изского в ЯНАО, Сопчеозер-
ского и Большой Бараки в Мурманской области. Параллельно с этим
должна быть решена проблема обогащения низкохромистых руд этих ме-
сторождений для получения высококачественных хромовых концентра-
тов. В этом случае потребности промышленности будут удовлетворяться
отечественным сырьем, что позволит отказаться от импорта или хотя бы
существенно сократить его.
6.6 РЕСУРСЫ И ЗАПАСЫ УГЛЯ
Ископаемые угли известны на всех континентах, на шельфе
морей и океанов, а иногда и в их глубоководных частях. Мировые про-
гнозные ресурсы угля пока еще полностью не учтены, а оценки их весьма
противоречивы. Прогнозные ресурсы угля в мире на начало 2003 г. со-
ставляют около 32,5 трлн т. На суше прогнозные ресурсы достигают 24,5
трлн т (в том числе бурых углей — 8,44 трлн т).
6.6. Ресурсы и запасы угля
123
Наибольшие прогнозные ресурсы углей у Евразии — 14,4 трлн т. В по-
следние годы выявлены дополнительные прогнозные ресурсы в Ордос-
ском бассейне (Китай) — почти 2 трлн т и, по-видимому, примерно 1 трлн т
в отложениях платформенного чехла в Саудовской Аравии. В Северной и
Южной Америке сосредоточено 6,33 трлн т, из них 4,76 трлн т — бурого
угля. Увеличение прогнозных ресурсов здесь связано с обширной облас-
тью на границе между Бразилией, Колумбией и Перу, являющейся, воз-
можно, продолжением угольного бассейна Алта-Амазона. Молодые угле-
носные отложения этой области содержат не менее 2 трлн т прогнозных
ресурсов бурого угля. Прогнозные ресурсы Австралии и Океании оцени-
ваются в 1,51 трлн т, Африки — 0,22 трлн т.
Существенные прогнозные ресурсы угля известны в Антарктиде.
Здесь имеется в общей сложности около 20 углепроявлений, одно из ко-
торых некоторые исследователи даже считают месторождением. В запад-
ной части Восточно-Антарктической платформы, в районе шельфового
ледника Эймери (Бивер), выявлено около 63 пологозалегающих пластов
полуантрацитов максимальной мощностью 3,1 м. В целом прогнозные
ресурсы угля Восточной Антарктиды оцениваются в 1,5 трлн т, а всего
материка, по-видимому, превышают 2 трлн т только ресурсы каменных
углей.
Угленосные отложения различного возраста известны на шельфах
океанов, окраинных и внутренних морей в прибрежных частях Велико-
британии, Германии, Норвегии, Испании, Греции, Израиля, Таиланда,
Китая, Японии, Бразилии, Аргентины, Чили, Австралии, Канады, США.
Прогнозные ресурсы угля Северного моря от восточного побережья Ве-
ликобритании до Германии и Норвегии оцениваются почти в 6 трлй т.
Угленосные отложения обнаружены в Атлантическом, Индийском (хре-
бет 90 град) океанах и в некоторых других регионах. Никак не оцененны-
ми остаются пока прогнозные ресурсы Северного Ледовитого океана.
В пределах акватории Тихого океана, а также в областях срединно-океа-
нических хребтов угленосные отложения не обнаружены. Хотя уголь
шельфов успешно отрабатывают в некоторых странах (Великобритания,
Япония, Турция, Чили), прогнозные ресурсы и запасы угля на шельфе
пока еще полностью не оценены. Они могут оказаться весьма значитель-
ными, если не огромными. В будущем, по мере совершенствования тех-
нологий преобразования углей в жидкое и газообразное горючее без из-
влечения на поверхность, эти ресурсы могут оказаться весьма важным
энергетическим источником. Прогнозные ресурсы морей и океанов оце-
ниваются приблизительно в 8 трлн т.
Наиболее крупными прогнозными ресурсами угля, трлн т, обладают
следующие страны: Китай — 6,5 (1,44 — бурый уголь), Россия — 4,45
(1,32 — бурый уголь), США — 3,6 (2,31 — бурый уголь), Австралия — 1,5,
124
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Канада — 0,58, Великобритания — 0,38. Мировые ресурсы коксующихся
углей превышают 1 трлн т.
Общие запасы углей всех типов (УВТ) в 90 странах на начало 2003 г.
оцениваются в 4,26 трлн т, подтвержденные — в 1,07 трлн т (табл. 6.11).
Общие запасы каменных углей (УК), в том числе антрацитов, составляют
3,11 трлн т, подтвержденные — 0,6 трлн т, бурых углей — соответственно
1,15 и 0,46 трлн т.
В последнее время произошло незначительное увеличение общих за-
пасов всех типов углей (на 42,3 млрд т, или на 0,7%) преимущественно в
результате их переоценки. Подтвержденные запасы углей всех типов уве-
личились на 25,9 млрд т, или на 1,49%, каменных углей — на 128,9 млрд т,
или на 10,2%.
Первое место по общим запасам углей всех типов занимает Азия —
1,45 трлн т (34 % суммарных общих запасов мира), за которой следуют
Америка, Европа (включая Россию), Австралия и Африка.
Среди развитых капиталистических стран значительными общими за-
пасами углей обладают США, Австралия, Германия, Канада, Великобри-
тания и ЮАР, среди развивающихся стран — Индия, среди стран с плано-
вой или переходной экономикой — Китай и Россия.
По подтвержденным запасам каменных углей лидирующее положение
занимают США, Россия, Индия, Китай, ЮАР и Австралия. Крупнейши-
ми подтвержденными запасами бурых углей обладают Россия, США,
Китай, Германия и Австралия.
На континентах угольные бассейны и месторождения угля размеща-
ются на древних и молодых платформах в складчатых сооружениях пале-
озойского и мезо-кайнозойского возраста. Наибольшее промышленное
значение имеют угольные бассейны передовых прогибов на границах
платформ с областями палеозойской складчатости, а также угольные бас-
сейны унаследованных прогибов платформ или авлакогенов (Донецкий,
Кузнецкий в России, Аппалачский в США, Нижнерейнско-Вестфаль-
ский в Германии, Боуэн в Австралии и др.). Бассейны этого типа имеют
крупные размеры, обычно относительно простое строение, содержат де-
сятки рабочих пластов угля, как правило, высокого качества. Подтверж-
денные запасы таких бассейнов достигают 100 млрд т. Значительную цен-
ность имеют угольные бассейны, приуроченные к синеклизам и внутри-
платформенным впадинам в осадочном чехле платформ. Эти бассейны
содержат первые десятки угольных пластов рабочей мощности, как пра-
вило, низкой степени метаморфизма. Подтвержденные запасы в бассей-
нах этого типа достигают 100 млрд т (Ордосский в Китае, Иллинойсский
и Форт-Юнион в США, Подмосковный в России, Витбанк в ЮАР, Риу-
Гранди-ду-Сул и Санта-Катарина в Бразилии и др.). Меньшее, но все воз-
растающее промышленное значение имеют угольные бассейны эпиплат-
6.6. Ресурсы и запасы угля
125
Таблица 6.11. Запасы углей всех типов, углей каменных и бурых на
1.01.2003 г., млн т
Страна Запасы общие в недрах Запасы подтвержденные извлекаемые
УВТ УК УБ УВТ УК УБ
Россия 221316 66285 155031 188312 86526 101786
Европа 591093 445398 145695 157226 64578 92648
Австрия 62 7 55 26 1 25
Албания 35 0 35 26 0 26
Белоруссия 107 0 107 96 0 96
Бельгия 1059 1059 0 358 358 0
Болгария 3105 30 3075 2711 13 2698
Босния и Герцеговина 3630 5 3625 19 15 4
Великобритания 231400 230400 1000 1500 1000 500
Венгрия 8876 3239 5637 1693 596 1097
Германия 180076 125587 54489 66000 23000 43000
Греция 3569 0 3569 2874 0 2874
Ирландия 41 41 0 13 13 0
Испания 1323 593 730 660 200 460
Италия 204 170 34 64 30 34
Македония 649 0 649 358 0 358
Нидерланды 1406 1406 0 497 * 497 0
Норвегия 23 23 0 6 6 0
Польша 36638 20365 16273 22160 20300 1860
Португалия 43 5 38 35 2 33
Румыния 4787 1315 3472 1457 1 1456
Словакия 566 366 200 237 65 172
Словения 528 64 464 59 0 59
Украина 71798 53919 17879 34153 16274 17879
Франция 602 441 161 36 22 14
Хорватия 43 10 33 39 6 33
Чехия 11572 6222 5350 5678 2114 3564
Швеция 12 12 0 3 2 1
Югославия 28939 119 28820 16469 64 16405
Азия 1450906 1256148 194758 258752 184058 74694
Афганистан 500 500 0 66 66 0
Бангладеш 1335 1335 0 527 527 0
126
6 Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.11 {продолжение)
Страна Запасы общие в недрах Запасы подтвержденные извлекаемые
УВТ УК УБ УВТ УК УБ
Бутан 3 3 0 0 0 0
Вьетнам 20984 20000 984 348 150 198
Грузия 276 202 74 246 177 69
Индия 197760 195760 2000 84396 82396 2000
Индонезия 62240 38900 23340 5370 790 4580
Иран 3000 3000 0 2000 2000 0
Казахстан 127541 113000 14541 34000 31000 3000
Киргизия 1609 367 1242 1012 200 812
Китай 986093 857901 128192 114500 62200 52300
Корея Северная 13200 12000 1200 600 300 300
Корея Южная 178 178 0 78 78 0
Малайзия 760 490 270 379 362 17
Монголия 2776 1485 1291 1686 725 961
Мьянма 146 76 70 2 2 0
Непал 2 2 0 2 2 0
Оман 64 64 0 0 ... 0
Пакистан 9297 3000 6297 2965 700 2265
Таджикистан ' 410 284 126 178 ПО 69
Таиланд 2308 8 2300 1276 8 1268
Тайвань 220 220 0 180 180 0
Туркменистан 416 416 0 13 13 0
Турция 8994 1502 7492 3689 278 3411
Узбекистан 5799 1000 4799 3998 999 2999
Филиппины 585 215 370 298 23 275
Япония 4410 4240 170 943 773 170
Африка 109868 109520 348 55863 55516 347
Алжир 60 60 0 40 40 0
Ботсвана 13366 13366 0 4312 4312 0
Демократическая 500 500 0 300 300 0
Республика Конго
Египет 88 88 0 50 50 0
Замбия 229 229 0 60 60 0
Зимбабве 2439 2439 0 502 502 0
6.6. Ресурсы и запасы угля
127
Таблица 6.11 (окончание)
Страна Запасы общие в недрах Запасы подтвержденные извлекаемые
УВТ УК УБ УВТ УК УБ
Конго 88 88 0 88 88 0
Мадагаскар 573 500 73 123 50 73
Малави 400 400 0 20 20 0
Марокко НО 67 43 48 5 43
Мозамбик 670 670 0 249 249 0
Нигер 753 753 0 70 70 0
Нигерия 2919 2750 169 190 21 169
Свазиленд 2510 2510 0 30 30 0
Танзания 1180 1180 0 199 199 0
Центральная Африканская Республика 4 0 4 4 0 4
Эфиопия 59 0 59 59 0 59
ЮАР 83920 83920 0 49520 49520 0
Америка 1225937 769563 456374 322551 170842 151709
Аргентина 7372 392 6980 98 98 0
Бразилия 39419 27455 11964 23877 11948 11929
Венесуэла 3828 2124 1704 860 479 381
Гондурас 21 21 0 21 21 $>
Гренландия 194 11 183 194 11 183
Канада 131750 115400 16350 6578 3471 3107
Колумбия 22076 21695 381 6648 6267 381
Мексика 2197 1845 352 1211 860 351
Перу 1616 1416 200 1059 959 100
США 980320 568254 412066 249994 115891 134103
Чили 37102 30932 6170 31988 30838 1150
Эквадор 42 18 24 24 0 24
Океания и Австралия 663263 461462 201801 82664 42585 40079
Австралия 652130 460295 191835 82090 42550 39540
П.-Новая Зеландия 11087 1121 9966 572 33 539
Новая Каледония 6 6 0 2 2 0
Фиджи 40 40 0 0 0 0
Итого 4262383 3108376 1154007 1065367 604104 461262
128
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
форменных орогенов (Сан-Хуан, Юинта и Грин-Ривер в США). Складча-
тые области обычно содержат небольшие по размерам, часто сложно по-
строенные бассейны, промышленное значение которых в общем невели-
ко. Однако такие бассейны в ряде стран являются единственным источ-
ником угля.
Обеспеченность современного уровня мировой добычи подтвержден-
ными запасами каменного угля составляет в среднем около 190 лет (при
коэффициенте извлечения 0,5), а бурого угля — 275 лет (при коэффици-
енте извлечения 0,8).
Развитые капиталистические страны обеспечены каменным углем по
современному уровню собственной добычи на 242 года, бурым — на
320 лет. Потребление этих стран обеспечено соответственно на 246 и
320 лет. Обеспеченность отдельных стран каменным углем при современ-
ном уровне добычи составляет: Канады — 555 лет, ЮАР — 286, Велико-
британии — 436, США — 216 лет. Менее обеспечена подтвержденными за-
пасами добыча углей в развивающихся странах: запасов каменного угля
там хватит на 184 года, а бурого — на 230 лет. При относительно низком
уровне добычи и потребления на наиболее значительное время обеспече-
ны каменным углем Бразилия (1008 лет), Индонезия (216 лет), Мексика
(155 лет), Индия (147 лет). Страны с плановой или переходной экономи-
кой обеспечены подтвержденными запасами каменных углей на 145 лет и
бурых углей — на 247 лет. Каменными углями обеспечены: Китай — на
114 лет, Россия — на 370, Польша — на 107 лет.
Прогнозные ресурсы углей всех типов России составляют 3,9 трлн т
(четвертое место в мире), в том числе ресурсы категории ?! — 0,5 трлн т.
Распределение прогнозных ресурсов угля по угольным бассейнам
России приведено ниже.
Угольный бассейн
Неосвоенные районы
Кузнецкий ........
Печорский .......
Южно-Якутский ...
Восточный Донбасс .
Иркутский .......
Канско-Ачинский ..
Подмосковный.....
Прогнозные ресурсы, %
.........81,4
.........10,8
.........5,8
.........1,2
.........0,4
.........0,3
.........0,1
.........0,1
Как видно, 95% прогнозных ресурсов приходится на восточные райо-
ны страны и лишь 5% — на европейскую часть и Урал.
6.6. Ресурсы и запасы угля
129
Разведанные запасы угля России составляют 188 млрд т (второе место
в мире после США).
Центральная Сибирь — главный угольный регион России. Здесь скон-
центрировано 66% российских прогнозных ресурсов, 78% разведанных
запасов каменных, 80% коксующихся и 81% бурых углей. Запасы для
открытой разработки составляют 87% разведанных запасов углей всех
типов. Наиболее крупные запасы разведаны в пределах Кузнецкого
(43% российских) и Канско-Ачинского (21%) бассейнов, которые явля-
ются угледобывающими центрами федерального значения и обеспечива-
ют почти 60% товарной добычи угля в России. На Урал и европейскую
часть страны приходится немногим более 10% запасов энергетических
углей, а коксующихся — менее 10% (табл. 6.12).
Качество сырьевой базы угледобывающих предприятий в других реги-
онах часто не соответствует современным требованиям. Это связано с
тем, что в СССР при подсчете запасов применялись заниженные по срав-
нению с мировой практикой кондиционные требования к рабочей мощ-
ности пластов и зольности углей (до 39%!). В результате качество добыва-
емых углей большинства эксплуатируемых месторождений России низ-
кое, используемые технологии устаревшие, а сами производства нерента-
бельные. На действующих предприятиях разведанные запасы составляют
24,6 млрд т углей, из них на шахтах — 10,6, на разрезах — 13,6 млрд т, ко-
торые необходимо переоценить для определения реального количества
запасов рентабельного для отработки угля в современных экономических
условиях.
Таблица 6.12. Распределение запасов и добычи угля по угольным
бассейнам России, %
Угольный бассейн Промышленные высокотехнологичные запасы Разведанные запасы действующих предприятий Добыча
Кузнецкий 34,0 43,2 43,7
Канско-Ачинский 44,7 21,4 16,2
Иркутский 5,0 4,4 5,8
Южно-Якутский 2,8 1,1 4,2
Печорский 6,5 5,4 6,4
Подмосковный — 1,0 —
Восточный Донбасс 0,8 3,8 3,2
Прочие 6,2 19,7 20,5
5 Леонтьев Л. И. и др.
130
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Балансовые запасы углей учитываются по 1300 месторождениям. По
лицензионным соглашениям распределено 14,2% разведанных запасов
углей, в том числе запасы всех эксплуатируемых месторождений. Всего
выдано 494 лицензии.
Наиболее крупные запасы разведаны в пределах Кузнецкого (56 млрд т)
и Канско-Ачинского (45,8 млрд т) бассейнов.
В Кузнецком бассейне заключено 72,3% российских запасов коксую-
щихся углей — 42,8 млрд т. Угли Кузнецкого бассейна отличаются низкой
сернистостью и разнообразием марочного состава. Высокое качество куз-
нецких углей дает возможность использовать их в энергетике, металлур-
гии и других отраслях промышленности.
Наиболее крупными по разведанным запасам являются месторожде-
ния Итатское (11,8 млрд т), Урюпское (7,66 млрд т), Киселевское
(3,124 млрд т), Томское (2,9 млрд т), Таллинское (2,2 млрд т). Лицензия-
ми на их разработку владеют компании ОАО «Кузбассразрезуголь», ОАО
«Прокопьевскуголь», ОАО «Кузбассуголь», ОАО «Кузнецкуголь» и др.
Вторая после Кузбасса стратегическая топливно-энергетическая база
России — Канско-Ачинский угольный бассейн в Красноярском крае. Ба-
лансовые запасы углей бассейна составляют почти 45,8 млрд т, или более
23% всех запасов России, причём залегают они на небольшой глубине.
Благодаря благоприятным горно-геологическим условиям отработки
угли Канско-Ачинского бассейна — самые дешевые, по марочному соста-
ву преобладают бурые угли. Наиболее крупные разрабатываемые место-
рождения в Красноярском крае — Березовское (16,51 млрд т разведанных
запасов), Назаровское (1,78 млрд т), Бородинское (1 млрдт). Основным
недропользователем является ОАО «Красноярскуголь».
В Печорском угольном бассейне разрабатываются Воргашорское и
Воркутское месторождения. Из-за сложных горно-геологических усло-
вий добываемые здесь угли имеют высокую себестоимость и не окупают
затрат на добычу. Однако эксплуатация месторождений Печорского бас-
сейна позволяет удовлетворять потребность в углях Центральной России.
Главным недропользователем является ОАО «Воркутауголь».
В Восточном Донбассе добывается 95% антрацитов страны. Разве-
данные запасы угля составляют 6,5 млрд т, из которых 5,7 млрд т (87%) —
антрациты. Донецкий уголь имеет высокую себестоимость из-за
подземного способа добычи, что определяет нерентабельность дейст-
вующих угледобывающих предприятий в современных условиях. Экс-
плуатационными лицензиями владеют ООО «Ростовуголь» и ОАО «Гу-
ковуголь».
Прирост запасов угля в России в 2001 г. составил более 111 млн т,
однако он компенсировал менее половины погашенных запасов, как это
происходит постоянно с 1998 г. (рис. 6.13).
6.6. Ресурсы и запасы угля
131
Рис. 6.13. Динамика добычи (7) и прироста запасов (2) углей, млн т, в Рос-
сии в 1991—2001 гг.
Обеспеченность России разведанными запасами угля составляет сот-
ни лет. Обеспеченность рентабельными запасами угледобывающих пред-
приятий при существующем и проектном уровнях добычи очень нерав-
номерна и колеблется от 3—5 до многих десятков лет.
В 2001 г. в России было добыто почти 244 млн т углей всех типов, на
6% больше, чем в 2000 г. (рис. 6.14). Это составило более 5% мировой до-
бычи и чуть менее 70% добычи 1991 г., по сравнению с 1998 г., когда уро-
вень добычи был минимальным, она выросла на 17%.
Технический и технологический уровень добычи угля в России остает-
ся существенно более низким, чем в развитых странах, прежде всего в
США и Австралии. В середине 1990-х годов более половины российских
шахт имели срок службы более 40 лет и лишь 18 шахт — менее 15 лет. По-
ловина шахт многие годы не реконструировалась. Экологическая ситуа-
ция на предприятиях угольной промышленности продолжает оставаться
сложной. Ежегодно увеличивается доля отходов производства, размеща-
емых во внешних отвалах. Почти 30% источников вредных выбросовже
оснащены пыле- и газоулавливающими установками. С вентиляционны-
ми выбросами шахт в атмосферу ежегодно поступает свыше 390 тыс. т
Рис. 6.14. Динамика добычи углей, млн т., в России в 1991—2001 гг.:
г~т~ каменный;
I I бурый;
—- всех типов
132
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
метана, который можно было бы использовать для местных энергетичес-
ких нужд. Продолжают гореть, загрязняя атмосферу токсичными вещест-
вами, 47 породных отвалов.
Наибольшее количество угля (78%) добывается в Сибирском феде-
ральном округе, где главными угледобывающими бассейнами являются
Кузнецкий и Канско-Ачинский.
Около 80% добычи угля в 2001 г. приходилось на акционерные общества,
в уставном капитале которых доля государственной собственности составля-
ет менее 50%. Главные угледобывающие компании среди них — АО «Красно-
ярскуголь», ОАО «Востсибуголь», ОАО «УК «Южный Кузбасс», ГУП «Якут-
уголь», ОАО «Воркутауголь», ОАО «Гуковуголь», ООО «Ростовуголь».
Лидером по добыче угля в 2001 г. среди российских продуцентов явля-
ется холдинговая компания «Кузбассразрезуголь» (рис. 6.15), на несколь-
ких десятках шахт и угольных разрезов которой добыто более 36 млн т
(15% общероссийской добычи). Холдинг поставляет высококачественный
уголь для коксования, пылевидного и слоевого сжигания, бытовых нужд,
газогенерации, агломерации и плавки руд, плавки цветных металлов, а
также осуществляет экспорт угля в 15 стран СНГ и дальнего зарубежья.
ОАО «Красноярскуголь» ведет добычу бурого угля в Канско-Ачин-
ском угольном бассейне и является вторым в России продуцентом угля
(14,5% российской добычи). Более 75% сырья используется на электро-
станциях региона.
Рис. 6.15. Разведанные запасы угля главных добывающих компаний и их до-
быча, млн т, в 2001 г.:
I разведанные запасы;
----добыча
6.6. Ресурсы и запасы угля
133
В состав ОАО «Востсибуголь» входят угледобывающие предприятия
Иркутской области и Республики Бурятия. Каменный и бурый уголь до-
бываются исключительно открытым способом. На долю компании при-
ходится более 7% российской добычи. Самыми крупными потребителя-
ми продукции остаются ОАО «Хабаровскэнерго» и АОЭиЭ «Иркутск-
энерго». «Востсибуголь» развивает экспорт угля в страны Азиатско-Тихо-
океанского региона (Японию, Тайвань, Южную Корею, Гонконг, Филип-
пины).
ОАО «Воркутауголь» включает в себя шесть современных шахт, разра-
батывающих высококачественные энергетические и коксующиеся угли
Печорского бассейна, и добывает более 3,5% российского угля. Значи-
тельная часть сырья обрабатывается на собственных обогатительных фа-
бриках. «Воркутауголь» имеет действующие договоры на поставку угля в
Украину и в Западную Европу.
ГУП «Якутуголь» поставляет уголь для энергетических нужд и коксо-
вания. В число потребителей якутского угля входят многие регионы Рос-
сии, в том числе в европейской части страны. Более трети (36%) добыто-
го компанией угля идет на экспорт, преимущественно в Японию и
Южную Корею. На долю ГУП приходится 3,5% добытого в России угля.
ООО «Ростовуголь» в 2001 г. сильно снизило добычу: до 74,5% уровня
2000 г. Из 21 шахты компании восемь планируется закрыть. Компания
удовлетворяет преимущественно нужды потребителей Ростовской облас-
ти, чуть более 6% добытого ею угля реализуется на внешнем рынке.
Обогащение угля, как правило, проводится в непосредственной бли-
зости от угледобывающих предприятий.
Часть спроса на уголь в стране удовлетворяется импортными посту-
ками в связи с удаленностью потребителей в европейской части страны
от основных угледобывающих регионов. В 2001 г. продолжался импорт из
Казахстана, откуда было завезено 25,5 млн т высокозольного <ибастуз-
ского угля. Доля казахстанских углей в угольной составляющей топлив-
ного баланса России составляет сегодня 21%.
В то же время российский уголь экспортируется в ряд зарубежных
стран, и на протяжении последних двух лет сохраняется тенденция к рос-
ту поставок угля на внешний рынок (рис. 6.16). Крупнейшими экспорте-
рами в минувшем году оставались предприятия Кузбасса, на чью долю
пришлось 80% поставок угля за рубеж.
Поставки угля на внутренний российский рынок, наоборот, сокраща-
ются (рис. 6.17). Так, в 2001 г. произошло снижение потребления угля
в электроэнергетике на 4,5 млн т (до 99 млн т) и в производстве кокса —
на 1,2 млн т (до 40,9 млн т). Одновременно наблюдался значительный
рост потребления угля в коммунально-бытовом секторе — на 3,9 млн т
(до 25,1 млн т).
134 6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Рис. 6.16. Динамика добычи и экспорта углей всех типов, млн т, в России в
1995-2001 гг.
Отечественная минерально-сырьевая база угля в состоянии обеспе-
чить потребности страны в угле, однако значительные расстояния между
производителями и потребителями углей (в среднем 1000 км) заставляют
некоторых из них искать зарубежные источники поставок. Особенности
отечественной минерально-сырьевой базы углей делают невозможным
развитие угледобычи в европейской части страны. Задачи государства
здесь сводятся к поддержанию жизнеспособности действующих пред-
приятий, а новые энергетические мощности, скорее всего, будут ориен-
тироваться на использование газового сырья. К востоку от Урала рост
угледобычи возможен и необходим. Высокий ресурсный потенциал
Сибири позволяет экспортировать значительные объемы углей не только
на дальневосточный, но и на европейский рынки.
В то же время угледобывающая промышленность России находится в
тяжелом положении, которое в значительной степени обусловлено низ-
ким качеством запасов на многих эксплуатируемых месторождениях, тех-
нической и технологической отсталостью отрасли и низким уровнем ме-
неджмента. В результате значительное число угледобывающих предприя-
тий являются нерентабельными.
Рис. 6.17. Динамика потреблении угля, в том числе импортного, млн т
условного топлива, в России в 1995—2002 гг. (данные за 2002 г. оценочные)
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
135
Закрытие нерентабельных шахт и разрезов порождает ряд социальных
проблем, решение которых требует крупных финансовых средств и про-
водится в России весьма медленно, однако это единственный способ вы-
вода отрасли из кризиса.
Развитие высокоэффективных угледобывающих предприятий должно
пойти по пути повышения качества угольной продукции до уровня миро-
вых стандартов внедрением технологий обогащения и облагораживания
углей и созданием индустрии глубокой комплексной переработки сырья
на месте добычи.
Для обеспечения надежности транспортировки углей необходима
организация производства водоугольного топлива, которое может хра-
ниться, транспортироваться и сжигаться подобно нефтетопливу, и созда-
ние специализированных углетранспортных систем: углевозных желез-
нодорожных магистралей, углепроводного гидротранспорта, крупных
терминалов на реках Обь и Енисей для перевалки угля на суда типа «ре-
ка-море». По прогнозным оценкам, объем перевозок кузбасского угля
только по Енисею (и/или Оби) и далее по Северному морскому пути мо-
жет в 2015 г. составить 8—10 млн т.
6.7 РЕСУРСЫ И ЗАПАСЫ ПРИРОДНОГО ГАЗА
Начальные ресурсы свободного и попутного природного го-
рючего газа1 *, экономически извлекаемые известными методами разра-
ботки и содержащиеся в материковых и шельфовых (до изобаты 500 м)
районах зарубежных стран, оценены в 336 трлн м3, из которых к началу
1996 г. было уже добыто почти 52 трлн м3. Остаточные (текущие) ресурсы
составляли на начало 1996 г. 284 трлн м3. Учет более глубоководных пер-
спективных акваторий позволяет увеличить начальные ресурсы природ-
ного газа до 546 трлн м3. Потенциальные ресурсы природного i аза в Рос-
сии оцениваются в 216 трлн м3.
Ресурсы природного газа обнаружены на всех континентах: 42,9% их
общего количества сосредоточено в недрах Азии; на долю Северной и
Южной Америки приходится 31,9%, Африки — 9,8%, Австралии и Океа-
нии — 8,3%, Европы — 7,1%. Среди отдельных стран ведущее место при-
надлежит США — 11,7% суммарных ресурсов мира (без России); далее
следуют Иран (9%), Австралия (7,4%), Ирак (6,1%), Китай (4,7%), Брази-
1 Под «природным газом» понимается углеводородная компонента при-
родной газовой смеси. Неуглеводородные газы (азот, углекислый газ) могут на
отдельных месторождениях превышать 80% общего объема залежей; кроме
того, в газовой смеси MOiyr присутствовать водород, сероводород, а в незначи-
тельных количествах — и инертные газы.
136
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
лия (4,5%), Канада и Катар (по 4,2%), Саудовская Аравия и Венесуэла (по
3,7%). На долю этой десятки приходится 59,2% суммарных ресурсов зару-
бежья. В странах СНГ (кроме России) наибольшими ресурсами обладают
Казахстан (2,4% мировых), Туркменистан (2,2%) и Узбекистан (1,5% сум-
марных ресурсов зарубежного мира).
Подтвержденные запасы свободного и попутного природного газа к
началу 2003 г. установлены в 101 государстве. Почти половина всех под-
твержденных запасов сконцентрирована в развивающихся странах, при-
мерно 40% — в странах с экономикой переходного типа и лишь чуть мень-
ше 8% — в промышленно развитых капиталистических странах. Сведения
о подтвержденных запасах природного газа в отдельных странах приведе-
ны в табл. 6.13. Запасы природного газа в Нейтральной (Разделенной) зо-
не распределены поровну между Саудовской Аравией и Кувейтом. Россия
по запасам природного газа занимает первое место в мире.
По подтвержденным запасам природного газа ведущее место в мире
занимают страны СНГ: 57 трлн м3, или 33% мировых запасов. Далее сле-
дуют Ближне- и Средневосточный регион (72,8 трлн м3, или 41,9%), стра-
ны Африки (8,0%), Южной и Восточной Азии (4,4%, в том числе Индо-
незия — 1,2% и Малайзия — 1,4%), Северной Америки (4,6%, в том числе
США — 3,0%); доля Западной Европы — 3,1%. Доля стран-членов ОПЕК
в общемировых подтвержденных запасах на 1 января 2003 г. составляла
50%.
Подтвержденные запасы природного газа в России — 48 трлн м3, или
27,6% мировых. Из других стран СНГ значительными запасами природ-
ного газа обладают Туркменистан (1,7 % мировых), Узбекистан (1,1%),
Казахстан (1,1%), Азербайджан (0,8%), Украина (0,6%).
Всего в мире на начало 2003 г. насчитывалось 26 556 газовых место-
рождений, из которых 76,4% (20 294) было расположено в США, 6,85% —
в Канаде; на остальные регионы планеты приходилось около 17% место-
рождений. Подавляющее большинство объектов (почти 92%) мелкие.
К категории гигантских (с запасами свыше 140 млрд м3) и супергигант-
ских (с запасами свыше 1,4 трлн м3) относится всего 0,4% месторождений.
В последней категории по всему миру было известно 15 месторождений,
девять из которых расположены в странах СНГ, четыре — в районе Пер-
сидского залива. Из 87 гигантских месторождений 35 находятся на терри-
тории СНГ, 15 — на Ближнем и Среднем Востоке, девять — в США, семь
— в Канаде, по пять — в Западной Европе и Австрало-Азиатском регионе.
На территории СНГ на ту же дату насчитывалось 756 месторождений,
65% которых относилось к категории мелких.
Обеспеченность запасами природного газа при современном уровне до-
бычи в целом по миру на начало 2003 г. составляла 54 года (см. табл. 6.13).
По континентам и крупным регионам обеспеченность составляла: Азия —
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
137
Таблица 6.13. Подтвержденные запасы природного газа
на 1.01.2003 г. и обеспеченность добычи запасами
Страна Запасы, млрд м3 Доля в мире, % Обеспеченность, лет
Россия 48005,3 27,6 78
Европа 6523,4 3,8 16
Австрия 23 0’ 12
Албания 3,4 0’ 57
Белоруссия 2,8 0* 14
Болгария 1,5 0* 75
Великобритания 629,4 0,4 6
Венгрия 61,3 0* 20
Германия 240,1 0,1 11
Греция 0,5 0* 13
Дания 118,6 0,1 10
Ирландия 19,8 0* 24
Испания 2,7 О’ 5
Италия 222,8 0,1 15
Нидерланды 1565,4 0,9 21
Норвегия 2114,9 1,2 19
Польша 166,4 0,1 30
Румыния 117,4 0,1 9
Сербия и Черногория 48,1 0* 80
Словакия 15 0’ 75 >
Словения 0,1 0* ...
Украина 1120,7 0,6 61
Франция 14,5 0* 9
Хорватия 32,8 0* 19
Чехия 2,3 0* 15
Азия 88129,2 50,7 112
Азербайджан 1370 0,8 114
Афганистан 99,9 0,1 1665
Бангладеш 300,4 0,2 26
Бахрейн 92 0,1 7
Бруней 234,4 0,1 19
Вьетнам 203,8 0,1 78
Грузия 8,5 0* 634
Израиль 39 0* 3900
138
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.13 {продолжение)
Страна Запасы, млрд м3 Доля в мире, % Обеспеченность, лет
Индия 666,5 0,4 25
Индонезия 2080,1 1,2 24
Иордания 6,5 0* 21
Ирак 3186 1,8 937
Иран 25854,6 14,9 209
Йемен 481 0,3 24
Казахстан 1840 1,1 124
Катар 25922,6 14,9 686
Киргизия 5,7 0’ 285
Китай 1320,2 0,8 41
Кувейт 1602 0,9 170
Малайзия 2490,4 1,4 47
Мьянма 444 0,3 50
ОАЭ 6000 3,5 96
Оман 877 0,5 40
Пакистан 747 0,4 29
Саудовская Аравия 6639 3,8 ПО
Сирия 240,6 0,1 29
Таджикистан 5,7 0‘ 94
Таиланд 365 0,2 17
Тайвань 76 0‘ 89
Туркменистан 2900 1,7 54
Турция 8,6 0‘ 23
Узбекистан 1873 1,1 32
Филиппины ПО 0,1 52
Япония 40 0’ 15
Африка 13929,3 8 52
Алжир 4811 2,8 30
Ангола 113 0,1 16
Бенин 1,2 0*
Габон 96,9 0,1 41
Гана 24 0’ ...
Демократическая Республика Конго 1 0’ 5
Египет 1655 1 54
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
139
Таблица 6.13 {продолжение)
Страна Запасы, млрд м3 Доля в мире, % Обеспеченность, лет
Камерун ПО 0,1 61
Конго 117 0,1 34
Кот-д'Ивуар 30 0* 21
Ливия 1302 0,7 126
Мадагаскар 2 0’
Марокко 1,2 0’ 20
Мозамбик 127 0,1 2117
Намибия 62 0* ...
Нигерия 5052 2,9 128
Руанда 56,6 0* ...
Сенегал 10 0* 167
Сомали 5,7 0* ...
Судан 113 0,1
Танзания 22,6 0‘
Тунис 75 0* 21
Экватор. Гвинея 96 0,1 32
Эфиопия 25 О’ ...
ЮАР 20 0* 8
Америка 14326,5 8,2 13
Аргентина 663 0,4 15
Барбадос 0,1 0* 5 *
Боливия 794 0,5 ПО
Бразилия 229 0,1 15
Венесуэла 4222 2,4 " 70
Гватемала 3 0* 30
Канада 1702 1 8
Колумбия 120 0,1 8
Куба 15,6 0* 31
Мексика 424 0,2 9
Перу 244 0,1 214
США 5290 3 8
Тринидад и Тобаго 576 0,3 29
Чили 34 0’ 12
Эквадор 9,8 0* 9
140
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Таблица 6.13 (окончание)
Страна Запасы, млрд м3 Доля в мире, % Обеспеченность, лет
Океания и Австралия 2858 1,6 70
Австралия 2405 1,4 71
Новая Зеландия 72 0* 11
П.-Новая Гвинея 381 0,2 3464
Итого 173771,8 100 54
* Незначительное количество
112 лет, Австралия и Океания — 70 лет, Африка — 52 года, Европа — 16,
Америка — 13 лет.
Обеспеченность запасами России превосходит средний мировой уро-
вень и составляет 78 лет. Среди других стран СНГ наиболее высока обес-
печенность Казахстана (124 года), но здесь она обусловлена малым объе-
мом добычи. В других располагающих значительными запасами газа быв-
ших советских республиках обеспеченность преимущественно ниже
средней мировой; только в Азербайджане она составляет 114 лет, тогда
как показатели других стран заметно ниже: Украина — 61 год, Туркмени-
стан — 54, Узбекистан — 32 года,.
Перспективные и прогнозные ресурсы природного (свободного) газа
в России оцениваются в 176,0 трлн м3 (более половины мировых), в том
числе на наименее изученные ресурсы категории Д2 приходится 77,2 трлн м3.
Основная часть ресурсов сосредоточена в малоизученных районах Вос-
точной Сибири, Дальнего Востока и шельфов Карского, Баренцева и
Охотского морей (табл. 6.14).
Предварительно оцененные запасы газа составляют 16,4 трлн м3
(в том числе на суше — 12,8 трлн м3).
Разведанные запасы свободного газа России составляют 48 трлн м3.
Доля России в мировых запасах газа — примерно 28%. Свыше 70% разве-
данных запасов природного газа сосредоточено в Уральском федераль-
ном округе (главным образом в Ямало-Ненецком АО). Более 25% россий-
ских разведанных запасов газа приходится на технологический газ, в ко-
тором, кроме метана, содержатся также этан, пропан, бутаны, конденсат,
гелий. Эти компоненты являются ценнейшим сырьем для химического
производства, и использовать такой газ в качестве топлива без предвари-
тельной переработки недопустимо. Преимущественно технологическими
являются, в частности, природные газы месторождений Восточной Си-
бири и Дальнего Востока.
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
141
Структура разведанных запасов, свободного газа России по сложнос-
ти освоения приведена ниже.
Сложность освоения Разведанные запасы, трлн м3
Высокоэффективные.................................13
Удаленные более чем на 500 км
от районов с развитой инфраструктурой ............17
Глубокозалегающие (более 2,5 км)..................6,7
Сероводородсодержащие.............................4,1
Низконапорный газ.................................6,1
В структуре разведанных запасов на долю высокоэффективных (рен-
табельно извлекаемых) приходится менее 28%, в том числе чуть менее
17% на так называемый «сухой» газ в освоенных районах Надым-Пур-Та-
зовского междуречья (Ямало-Ненецкий АО), к добыче которого приспо-
соблена существующая инфраструктура. Газ более глубоких горизонтов
Таблица 6.14. Распределение ресурсов и запасов природного
(свободного) газа России по федеральным округам и шельфам, трлн м3
Федеральный округ, шельф Перспективные и прогнозные ресурсы Предварительно оцененные запасы Разведанные запасы
Уральский 43,5 8,6 34,8
Сибирский 29,0 1,7 2,4
Дальневосточный 9,4 1,1 1,3 >
Южный 6,2 1,2 з,о
Приволжский 2,0 1,1
Северо-Западный 1,2 0,6 X
Шельф РФ 68,3 3,0 4,05
В том числе:
Карское море 34,0 1,8 0,4
Баренцево море 20,0 1,3 2,79
Чукотское, Берингово, 8,4
Восточно-Сибирское
и другие моря
Охотское море 5,2 0,7
Японское море 0,4
Каспийское море 0,14 0,1
Азовское море 0,1 0,01
142
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
содержит значительный процент конденсата и требует особой технологии
извлечения и переработки.
На европейские районы страны приходится примерно 10% разведан-
ных запасов свободного газа.
В 2001 г. в распределенном фонде недр было 83,3% разведанных запа-
сов газа, в промышленную разработку вовлечено всего 62,6%. ОАО «Газ-
пром», включая его дочерние и зависимые компании, располагал 60%
российских запасов свободного газа (28,1 трлн м3), 85% которых сосредо-
точены в Западной Сибири. На 31 декабря 2001 г. ОАО «Газпром» владел
122 лицензиями на недропользование, из них 95 — с правом добычи угле-
водородного сырья.
Из открытых в России 828 месторождений с запасами свободного газа
в разработку вовлечены 360. Почти 71% запасов сосредоточено в 24 круп-
нейших месторождениях (балансовые запасы газа в каждом — более
500 млрд м3); лишь 3% разведанных запасов приходится на многочислен-
ные мелкие и средние месторождения.
На базовых месторождениях Ямало-Ненецкого АО, обеспечивавших в
последние 20 лет основную часть добычи газа, в значительной мере выра-
ботаны верхние, самые низкие по себестоимости эксплуатации горизон-
ты. В будущем структура запасов будет усложняться, средняя глубина раз-
ведочных скважин — расти, а масштаб открываемых месторождений —
уменьшаться.
В 1994—1999 гг. прирост разведанных запасов свободного газа благода-
ря геологоразведочным работам не компенсировал объемов его добычи
(рис. 6.18). В 2000 г. этот показатель превысил объем добычи свободного
газа на 37,7%, в 2001 г. — более чем на 50%. Основная часть прироста за-
пасов получена в Иркутской области в результате доразведки Ковыктин-
Рис. 6.18. Динамика добычи свободного газа и прироста его запасов,
млрд м3, в России в 1991—2001 гг.:
~ рирост запасов; —добыча
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
143
ского месторождения (551,9 млрд м3), а также в Ямало-Ненецком АО
(218,4 млрд м3).
К началу 2002 г. из недр России извлечено (накопленная добыча)
12,9 трлн м3, что несколько меньше 20% мировой накопленной добычи.
По добыче газа Россия занимает первое место в мире. Газовая промы-
шленность является наиболее устойчиво работающей отраслью в россий-
ской экономике. С 1991 по 2001 г. объем добычи природного газа (свобод-
ного и растворенного в нефти) сократился всего на 9%. Доля России в
мировой газодобыче за этот период снизилась с 31,7 до 23,7%. В 2001 г. в
стране добыто 585,4 млрд м3 природного газа (в том числе растворенного
18,5 млрд м3) (рис. 6.19).
Ниже приведено распределение добычи свободного газа по федераль-
ным округам в 2001 г.
Федеральный округ Добыча, млрд м3
Уральский .........................516,5
Приволжский ........................24,5
Южный ..............................15,3
Сибирский............................4,0
Северо-Западный......................3,4
Дальневосточный......................3,0
Примерно 89% всего добытого в 2001 г. свободного газа было извлече-
но из недр Ямало-Ненецкого АО.
Рис. 6.19. Динамика добычи природного газа, млрд м3, в России и во всем
мире в 1991—2001 гг.:
весь мир; Россия
144
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Шесть месторождений обеспечивают 76,7% российской добычи, в том
числе 57,4% газа добывается на двух месторождениях Ямало-Ненецкого
АО, которые находятся в состоянии естественного падения добычи по
причине выработанности запасов.
Добыча природного (свободного) газа на основных месторождениях
России в 2001 г. поясняется данными, приведенными ниже.
Месторождение
Уренгойское ..
Ямбургское ...
Медвежье.....
Добыча, млрд м3
.....169,1
.....166,9
......33,3
Комсомольское.........................31,3
Оренбургское .........................22,8
Астраханское..........................11,4
На долю ОАО «Газпром» — крупнейшей газовой компании мира —
приходится около 88% добычи газа в России и 21% мировой добычи.
Компенсировать падение добычи «Газпрома» призвана программа освое-
ния месторождения Заполярное (рис. 6.20). Добыча газа на этом место-
рождении, согласно планам «Газпрома», составила в 2004 г. 100 млрд м3 и
позволила компании выйти на общий объем добычи в 530 млрд м3.
На полуострове Ямал разведано 21 месторождение, в том числе три
крупнейших: Бованенковское, Харасавэйское и Крузенштерновское — с
суммарными разведанными запасами более 10 трлн м3. Возможный объ-
ем добычи газа на месторождениях полуострова Ямал оценивается в
130 млрд м3 в год.
Рис. 6.20. Роль месторождения Заполярное в добыче газа «Газпромом», млрд м3:
прочие;
Заполярное
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
145
Крупным резервом являются гигантские газоконденсатные место-
рождения — Штокмановское на шельфе Баренцева моря и Ковыктинское
на юге Иркутской области.
Имеется также реальная возможность дополнительного увеличения
добычи газа вводом меньших по запасам месторождений в Западной Си-
бири, на европейском Севере (включая шельф), Северном Кавказе,
шельфе Сахалина и в Якутии.
В перспективе, в связи с истощением запасов «сухого» газа на главных
месторождениях страны, начнется ввод в эксплуатацию газоконденсат-
ных залежей и возникнет проблема интенсификации извлечения конден-
сата из недр (в частности, внедрения технологии разработки с обратной
закачкой газа в пласт — «сайклинг-процесс»).
С 1996 по 2001 г. добыча газа ОАО «Газпром» снизилась на 10,8%. Рос-
сийские нефтяные и независимые газодобывающие компании за это же
время добычу увеличили (рис. 6.21).
В 2001 г. в добыче газа в России на долю крупных отечественных неф-
тяных компаний приходилось 32,2 млрд м3, из которых почти половину
составил газ, растворенный в нефти, который имеет отличный от свобод-
ного газа механизм утилизации и заметно отличается по себестоимости
производства.
Добыча независимых газодобывающих компаний (все компании РФ,
за исключением «Газпрома» и вертикально-интегрированной нефтяной
компании (ВИНК)) выросла с 3,6 млрд м3 в 1999 г. до 28,5 млрд м3 в 2001 г.
(рис. 6.22).
Нефтяные и независимые газодобывающие компании готовы нара-
щивать добычу газа, однако для этого необходимо на федеральном уров-
не обеспечить им доступ к газопроводам и рынкам сбыта, а также разра-
ботать гибкую систему налогов и льгот.
Рис. 6.21. Соотношение объема природного газа, добытого «Газпромом» и
независимыми производителями, млрд м3, в 1996—2001 гг.:
ОАО «Газпром»; □ прочие компании
146
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Рис. 6.22. Разведанные запасы, трлн м3, и добыча, млрд м3, природного газа
нефтяными и независимыми от «Газпрома» газодобывающими компаниями в
2001 г.:
□ запасы;
И добыча
Искусственное сдерживание цен на газ делает его реализацию внутри
России экономически нецелесообразной и не стимулирует потребителей
к его эффективному использованию. Российскому потребителю газ по-
ступает по цене 20—25 дол. за 1000 м3, а при экспорте «Газпром» получает
до 80 дол. за 1000 м3. В то же время резкий рост внутренних цен на газ по-
влечет за собой увеличение себестоимости производства во всех отраслях
хозяйства.
Тем не менее в 2000—2001 гг. наметился некоторый рост фактического
внутреннего потребления природного газа в России, улучшилась дисцип-
лина платежей на российском рынке (рис. 6.23). Задолженность россий-
ских потребителей за поставленный газ сократилась в течение года с 80 до
32 млрд руб. при 100%-ной оплате текущих поставок.
В области первичной переработки природных газов наиболее серьез-
ная проблема отечественной промышленности — низкая глубина извле-
чения полезных компонентов. Здесь Россия серьезно отстает от развитых
капиталистических стран, в то время как, согласно «Энергетической
стратегии Российской Федерации», к 2020 г. из добываемого газа должны
извлекаться все находящиеся в нем ценные компоненты. Предстоит, в
6.7. Ресурсы и запасы природного газа
147
Рис. 6.23. Динамика потребления природного газа, млрд м3, в России в
1996-2001 гг.
частности, разработать и реализовать стратегию комплексной разработки
в Восточной Сибири уникальных ресурсов газа с большим содержанием
конденсата и гелия.
Россия поставляет газ в 20 стран Европы и продолжает занимать пер-
вое место в мире по объему экспорта. Хотя экспорт российского газа в
2001 г. в страны дальнего зарубежья сократился на 1,6%, а в страны СНГ —
на 8,8%, ценовая конъюнктура на рынках Западной Европы позволила
«Газпрому» в 2001 г. увеличить свою валютную выручку на 25%
(2,9 млрд дол.). В 2001 г. «Газпром» подписал серию новых долгосрочных
контрактов на экспорт газа в европейские страны (рис. 6.24).
«Газпром» эксплуатирует крупнейшую в мире систему транспортиров-
ки газа протяженностью почти 150 тыс.км. В 2001 г. статус трансъевро-
пейского в Европейском инвестиционном банке получил проект «Газ-
прома» — «Североевропейский газопровод», предполагаемый маршрут
Рис. 6.24. Динамика экспорта газа, млрд м3, из России в 1996—2001 гг. (по
данным ОАО «Газпром»):
в страны дальнего зарубежья; □ в СНГ и страны Балтии
148
6. Запасы полезных ископаемых и характеристика основных месторождений
Рис. 6.25. Динамика импорта природного газа, млрд м3, в Россию в
1991-2001 гг.
прокладки которого проходит из Ленинградской области по дну Балтий-
ского моря до территории Германии. Продолжалось строительство газо-
провода «Голубой поток». В рамках проекта «Ямал—Европа» в отчетном
году завершено строительство первой нитки транзитного газопровода на
территории Польши.
С целью покрытия наметившегося дефицита газа для удовлетворения
внутреннего спроса Россия стремится к наращиванию импортных поста-
вок (рис. 6.25). Газ всегда импортировался в незначительных объемах.
В 2001 г. поставки газа из Туркменистана, увеличившиеся за предыдущий
год, вновь снизились из-за проблем с согласованием взаимовыгодных
контрактных условий.
Ресурсами и запасами природного газа Россия обеспечена в полной
мере. Основная проблема заключается в стоимости их освоения. Для
обеспечения планируемого на 2020 г. уровня добычи газа (660—700 млрд м3),
поддержания надежности сырьевой базы и обеспечения стратегических
интересов страны необходимо: добиться прироста эффективных запасов
в объеме не менее 3 трлн м3 в каждое пятилетие; реализовать ресурсный
потенциал Восточной Сибири и Дальнего Востока, что позволит обеспе-
чить экономику и население этих территорий эффективным энергоре-
сурсом, а также усилить геополитическое влияние России в Азиатско-Ти-
хоокеанском регионе; начать освоение месторождений полуострова
Ямал, Баренцева и Карского морей.
ФЛЮСЫ ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
И ОТХОДЫ ПРОИЗВОДСТВА
7.1 НАЗНАЧЕНИЕ ФЛЮСОВ, ТРЕБОВАНИЯ,
ПРЕДЪЯВЛЯЕМЫЕ К ИЗВЕСТНЯКАМ
Обязательным компонентом доменной шихты или шихты для
производства агломерата и окатышей, являются флюсы. Основное назна-
чение их заключается в снижении температур плавления оксидов пустой
породы и золы кокса. Каждый из этих оксидов в отдельности обладает
значительно более высокой температурой плавления, чем средние темпе-
ратуры в горне доменной печи (1400—1500 °C), которые составляют, °C:
SiO2 — 1728; А12О3 — 2040; СаО — 2570; MgO — 2800. Кроме того, добав-
кой флюсов корректируют химический состав доменного шлака, прида-
вая ему необходимые физико-химические свойства, обеспечивающие
увеличение или, наоборот, уменьшение степени перехода в чугун того
или иного элемента (кремния, марганца, серы и др.), т. е. получение чугу-
на заданного химического состава и высокого качества. >
В зависимости от состава вносимой в печь пустой породы флюсы бы-
вают основные, кислые и глиноземистые.
В тех случаях, когда в железорудных материалах, поступающих в до-
менную плавку, слишком высокое содержание глинозема, появляется
необходимость вводить в шихту кислые флюсы с целью снижения со-
держания его в шлаке до оптимальных пределов, обеспечивающих нор-
мальные его физико-химические свойства. Отношение SiO2 : А12О3 в
доменных шлаках должно быть не менее 3—4. В качестве кислого флю-
са используют бедную железную руду с кремнеземистой пустой поро-
дой. Например, плавка руд Курской магнитной аномалии с глиноземи-
стой пустой породой требует добавки криворожской руды с кремнистой
пустой породой, которая фактически является кислым флюсом. Иногда
для этой цели применяют сварочный шлак, содержащий до 60—70% за-
киси железа и 25—35% кремнезема. При этом не только снижается со-
держание глинозема в шлаке, но и используется железо отходов произ-
водства.
150
7. Флюсы доменной плавки и отходы производства
Глиноземистые флюсы применяют редко — при выплавке специаль-
ных чугунов или при переработке руд с известково-магнезиальной пустой
породой, когда необходимо повысить содержание глинозема в шлаке.
Обычно для этой цели используют железные руды с высокоглиноземис-
той пустой породой или бедные бокситы, не пригодные для алюминие-
вой промышленности.
Для выбора флюса используют закономерность, согласно которой при
добавке к данному оксиду оксида с противоположными химическими
свойствами температура плавления системы (смеси) существенно снижа-
ется. Так как в подавляющем большинстве случаев пустая порода руд
представлена кислыми оксидами, главным образом кремнеземом, то наи-
более распространенными являются основные флюсы, в качестве которых
используют известняк (минерал кальцит СаСО3) и реже — доломитизиро-
ванный известняк, представляющий изоморфную смесь кальцита и доло-
мита (CaMg)CO3. Чистый кальцит содержит 56% СаО и 44% СО2.
Кальцит в чистом виде в природе не встречается. Флюсовые известня-
ки кроме основного минерала всегда содержат некоторое количество (от 1
до 5%) кислых оксидов (SiO2+Al2O3) так называемого нерастворимого ос-
татка (Л). Поэтому часть окиси кальция известняка будет израсходована
на ошлаковывание нерастворимого остатка, содержащегося в самом флю-
се, и только остальное количество СаО пойдет на ошлаковывание кислых
оксидов пустой породы рудных материалов и золы кокса. Поэтому каж-
дый дополнительный процент содержания нерастворимого остатка в
известняке резко снижает его качество (металлургическую ценность).
Важнейшая техническая характеристика, определяющая качество
флюсового известняка, — так называемая его флюсующая способность
(АОСВ). Количественно она может быть выражена формулой
/?ОСВ = (CaO+MgO) - АВ,
где СаО, MgO, R — содержание в известняке соответственно оксидов
кальция, магния и нерастворимого остатка, %; В — основность доменно-
го шлака (CaO+MgO): (SiO2+Al2O3), которая составляет 0,9—1,4.
Например, при содержании в известняке 51,5% СаО, 1,5% MgO; 2,1%
SiO2; 0,7% Д12О3 и основности шлака В = 1,05
ЯОСВ = (51,5 + 1,5) - (2,1 + 0,7)4,05 = 50,06%.
Вредными примесями известняка являются сера и фосфор. Содержа-
ние серы в известняках обычно низкое, и она удаляется в процессах оку-
7.2. Месторождения флюсовых известняков
151
скования и доменной плавки. Фосфор полностью переходит в чугун и по-
этому более нежелателен. По техническим условиям предельное содержа-
ние фосфора должно быть 0,01% для обычного и 0,005% для малофосфо-
ристого известняка. Применение доломитизированного известняка вы-
зывается необходимостью повысить в шлаке содержание MgO до 6—8%,
что увеличивает его подвижность и устойчивость физико-химических
свойств при изменении температуры и состава.
Известняк — прочный плотный материал, вполне пригоден для
загрузки в доменную печь после отсева мелких фракций. Производство
офлюсованного агломерата и окатышей резко изменило требования к
физическим свойствам флюса и позволило использовать непрочные,
дробящиеся, мелкие материалы. Поэтому в качестве флюса агломераци-
онной шихты и шихты для производства окатышей стали применяется
известняк — ракушечник, отсевы обычного известняка.
Требования к известнякам устанавливают нижние пределы содержа-
ния СаО и MgO, верхние пределы содержания нерастворимого остатка,
фосфора и серы, а также размер кусков (для доменного флюса). Для изве-
стняков, загружаемых в доменную печь, устанавливают верхний и ниж-
ний пределы размеров кусков. Верхний размер ограничивается 80 мм
(редко до 130 мм), а нижний — 25 мм. Известняки, поставляемые на фаб-
рики окускования, должны иметь крупность 25—0 мм, так как они все
равно подвергаются дроблению до 3—0 мм для производства агломерата и
до 0,1—0 мм — для производства офлюсованных окатышей.
7.2 МЕСТОРОЖДЕНИЯ ФЛЮСОВЫХ ИЗВЕСТНЯКОВ F
Флюсовый известняк, пригодный для доменной плавки, ши-
роко распространен в природе, и его месторождения имеются почти во
всех районах нашей страны. Балансовые запасы известняка, включая до-
ломитизированный, составляют в СНГ примерно 10 млрд т, а доломита —
2,5 млрд т.
Рассмотрим наиболее крупные месторождения известняка, использу-
емого в качестве флюсов в черной металлургии, расположенные в Запад-
ной Европе.
Еленовское месторождение находится в 35 км от г. Донецка. Оно пред-
ставляет собой несколько пластов разной мощности, расположенных на
различной глубине. Добыча, как и на других месторождениях, открытая.
Имеются обычные известняки, в состав которых входят 51—54% СаО, и
доломитизированные, содержащие до 14% MgO, чистые по сере (0,04%)
и фосфору (0,01 %). Добытый известняк на месте дробится, сортируется и
обогащается методом промывки для удаления глинистых примесей.
152
7. Флюсы доменной плавки и отходы производства
Новотроицкое и Каракубскос месторождения расположены в Донец-
кой области. По условиям залегания и качеству известняка эти месторож-
дения аналогичны Еленовскому.
Балаклаевская группа месторождений находится в Крыму возле г. Ба-
лаклава в 16 км от г. Севастополя. В группу входят несколько месторож-
дений. Добываемый известняк содержит 54% СаО при 2,5% нераствори-
мого остатка. Поступает он на металлургические предприятия Украины.
Камыш-Бурунское месторождение расположено в 20 км от г. Керчь и
примыкает к эксплуатируемому участку Камыш-Бурунского железоруд-
ного месторождения. На месторождении находятся известняки-ракушеч-
ники, которые содержат не менее 52% СаО и не более 2% нерастворимо-
го остатка. Механическая прочность их низкая, они легко разрушаются,
содержат много мелочи, что делает их непригодными для непосредствен-
ного использования в доменной плавке, но удобным флюсом агломера-
ционного производства, где он нашел широкое применение.
Барсуковское месторождение (около г. Тула) — флюсовая база Ново-
тульского и Косогорского металлургических заводов. Известняк характе-
ризуется высоким содержанием СаО (54,5%) и чистотой по фосфору.
Студеновское месторождение (вблизи г. Липецка) является базой для
снабжения флюсами Новолипецкого металлургического комбината. По
содержанию СаО известняки этого месторождения уступают барсуков-
ским (53,0%).
Пикалевское месторождение — база Череповецкого металлургического
комбината. Пикалевские известняки отличаются пониженной прочнос-
тью, характеризуются повышенной влажностью. Содержание СаО в них
составляет 53,0%.
Садахлинское месторождение расположено недалеко от Руставского
металлургического завода и является его флюсовой базой. Известняки
содержат 54,0% СаО, чистые по сере и фосфору (0,01% Р и 0,13% SO3),
но имеют повышенное (2,0%) содержание кремнезема.
В районе Урала и Казахстана имеются следующие месторождения
флюсовых известняков.
Лебяжинская группа месторождений включает в себя Ивановское и
Севере-Лебяжинское месторождения и является флюсовой базой Ниж-
нетагильского металлургического комбината и других потребителей
флюсов этого района. Содержание СаО в известняке составляет пример-
но 52,0% при низком содержании фосфора (0,05%) и серы (0,01%). Встре-
чаются доломитизированные разности известняка.
Тургоякское месторождение в Челябинской области — флюсовая база
Челябинского металлургического комбината. Известняк характеризуется
высоким содержанием окиси кальция (54,8%), низким содержанием
кремнезема (0,5%) и чистотой по вредным примесям (0,015% Р; 0,01% S).
7.2. Месторождения флюсовых известняков
153
Известняки этого месторождения по своему качеству пригодны и для
ферросплавной промышленности.
Агаповское месторождение находится вблизи Магнитогорского метал-
лургического комбината и является его флюсовой базой. Месторождение
представлено чередующимися слоями чистых и доломитизированных
известняков и доломитов, что обусловливает повышенное содержание
магнезии (3,5%) в добываемых известняках. Содержание СаО в них со-
ставляет 52,0% при низком содержании фосфора (0,015%) и серы (0,07%).
Аккермановское месторождение расположено вблизи Орско-Халилов-
ского металлургического комбината и служит источником флюсов для
него. Известняки залегают совместно с железными рудами Аккерманов-
ского месторождения, характеризуются высокой прочностью, содержат
54,0% СаО, чистые по фосфору и сере.
Южно-Топарское месторождение (в Казахстане) находится в 109 км от
Карагандинского металлургического комбината и является его флюсовой
Таблица 7.1. Химический состав флюсов известняков важнейших
месторождений
Месторождения Содержание, %
СаО MgO SiO2 А12О3 Fe2O3 Р2О3 so2 п.п.п
Еленовское: нормальный известняк 53,50 0,70 1,60 0,80 0,70 0,03 0,30 42^37
доломитизирован- ный известняк 40,00 14,00 1,60 0,80 0,70 0,03 0,50 42,37
Каракубское 54,00 0,70 1,30 0,50 0,30 0,01 0,30 42,39
Балаклавское 54,00 0,50 2,00 0,60 0,40 0,055 0,045 42,40
Барсуковское 54,50 0,78 0,79 0,12 0,55 следы 0,13 43,13
Студеновское 53,00 1,50 1,50 0,50 0,30 — 0,03 43,17
Пикалевское 52,80 1,00 1,60 0,30 0,50 0,02 0,05 43,73
Садахлинское 54,00 0,35 2,00 0,50 0,35 0,01 0,13 42,66
Северо-Лебяжинское 51,90 2,19 1,41 0,48 2,27 0,06 0,02 41,67
Тургоякское 54,77 0,30 0,54 0,44 0,74 0,03 0,02 43,17
Агаповское 52,00 2,50 1,50 0,48 1,15 0,03 0,12 42,70
Аккермановское 54,00 0,70 1,70 0,50 0,50 0,03 0,04 42,53
Южно-Топарское 54,00 0,55 1,00 0,35 0,55 0,08 0,05 43,42
Гурьевское 54,00 0,60 1,50 0,25 0,15 0,10 0,66 43,24
154
7. Флюсы доменной плавки и цходы производства
базой. Известняк содержит 54,0% окиси кальция, чисть^ По содержанию
фосфора и серы.
В районах Сибири и Дальнего Востока также имеется ряд месторожде-
ний известняков, пригодных для использования в кач^тве металлурги-
ческих флюсов.
Гурьевская группа месторождений (в Томской о(лаСти) является
источником снабжения флюсами Кузнецкого и Зап<дНо-Сибирского
металлургических комбинатов. Известняки характеризуются высоким
содержанием СаО (54,0%), чистые по фосфору, обладает высокой проч-
ностью.
Рассмотрены лишь основные месторождения флюсовых известняков,
большинство из которых находится в эксплуатации. Кр<,ме них, имеются
и другие месторождения известняков (резервные). Химический состав
флюсовых известняков некоторых из рассмотренных месторождений
приведен в табл. 7.1.
7.3 ОТХОДЫ ПРОИЗВОДСТВА КАК ЗАМЕНИТЕ^
ЖЕЛЕЗНЫХ, МАРГАНЦЕВЫХ РУД И ФЛЮСОВ
Для комплексного использования минералыюГО сырья и по-
вышения рентабельности производства в шихте доменнЫХ печей часто
используют как собственные отходы (или оборотные продукты доменной
плавки), так и отходы других производств, содержащие повышенное ко-
личество железа и других полезных компонентов. Рассмотрим эти мате-
риалы.
Колошниковая пыль, выносимая из доменной печи газовым потоком,
представляет собой ценное сырье, так как содержит мнсд-о железа, окси-
да кальция, углерода (5—10%). Количество железа зависит от содержания
его в доменной шихте. Уловленная пыль состоит из мглких (размером
2—0 мм) частиц руды, агломерата, кокса, флюса. Для упщизапии колош-
никовую пыль вводят в состав агломерационной шихты. она зэменяет не
только руду и флюс, но и топливо.
Пиритные или колчеданные огарки являются отходами сернокислотно-
го производства и представляют собой продукт обжига пирита (FeS2).
В процессе этого обжига железо пирита окисляется до Fe2O3 и Fe3O4, а се-
ра удаляется с газами. Однако часть серы остается, и поэтому в огарках
может быть до 2,5—3,5% S. В огарках содержится 48—51% железа, а также
0,5—0,7% меди, 0,6% свинца, 0,40—0,45% цинка, присутствует ряд редких
и благородных металлов (кобальт, золото, серебро, плаТИНа, германий,
индий и др.). Поэтому в доменную плавку огарки целес:ообразно вовле-
кать после предварительного извлечения драгоценных Металлов. В связи
с высоким содержанием серы и порошковатостью оЦрКИ могут быть
7.3. Отходы производства как заменители железных, марганцевых руд и флюсов 155
использованы в доменной шихте только после агломерации. Поэтому
они применяются в агломерационном производстве.
Красный шлам — отход глиноземного производства, который образует-
ся в результате извлечения из бокситов окиси алюминия. Недостатком
шламов является наличие в них щелочных металлов. Использовать шла-
мы можно только в процессах окускования, вводя их в шихту при произ-
водстве агломерата или окатышей.
Сварочный шлак образуется в результате взаимодействия оксидов же-
леза (окалины) с кислыми огнеупорами нагревательных (сварочных) пе-
чей прокатных и кузнечных цехов. Они представляют собой силикаты
железа, содержат около 50% железа.
Окалина представляет собой оксиды железа, образующиеся на поверх-
ности слитков при их нагреве перед прокаткой. По химическому составу
это почти чистый магнетит, по физическим свойствам — мелкий сыпучий
материал. Поэтому окалина подается в агломерационную шихту и спека-
ется.
Чугунный скрап образуется в желобах при разливке чугуна на литейных
дворах доменных печей, а также на разливочных машинах и при ремонте
чугуновозных ковшей. Чугунный скрап включают в состав доменной
шихты.
В состав доменной шихты иногда вводят также металлодобавки, пред-
ставляющие собой, как правило, чугунную и стальную стружку, получа-
емую с машиностроительных заводов. Чугунную стружку вводят в состав
агломерационной шихты при производстве мартеновского агломерата
для его утяжеления (повышения объемной массы). Стружка значительно
обогащает железом доменную и агломерационную шихту и позволяет
экономить железную руду.
Таблица 7.2. Химический состав некоторых заменителей руд
и флюсов, %
Материал Fe SiO2 СаО А12О3 МпО S Присутствуют
Колошниковая пыль 45-50 10-12 5 2 1-2 Углерод (5-10%)
Пиритные огарки 50 15 0,6 3 0,1 2-4 Си, Zn, Pb, Со, Аи и др.
Красные шламы 30-35 10-12 10-11 15 0,6 Na, К, Т1, V, Р
Окалина 70 1-3 0,2
Сварочный шлак 50 7-8 0,1
Конверторный шлак 15-20 15-20 45-50 3-4 10-12 0,1 CaF2 (2-3%)
156
7. Флюсы доменной плавки и отходы производства
Иногда в доменной плавке используют шлаки сталеплавильных про-
изводств.
Мартеновский шлак, содержащий 12—20% железа, 7—10% марганца,
50—60% СаО, рассматривается как замен! [тель железной руды и флюса.
В последнее время из-за низкого содержания железа используется редко.
Конверторный шлак по химическому составу сходен с мартеновским
шлаком. Однако он содержит 1,5—3,0% фтора, который сильно разжи-
жает шлак, поэтому используется в доменной плавке как заменитель
руды и флюса.
Химический состав некоторых отходов производства, используемых в
качестве заменителей руд и флюсов приведен в табл. 7.2.
ТОПЛИВО ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
8.1 ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ДОМЕННОГО ТОПЛИВА
И ПРЕДЪЯВЛЯЕМЫЕ К НЕМУ ТРЕБОВАНИЯ
Непременным компонентом шихты для производства чугуна,
обеспечивающим нормальное протекание доменного процесса, является
топливо. В доменной плавке оно выполняет три основные функции:
1. Углерод и водород топлива являются восстановителями оксидов же-
леза и других элементов.
2. Топливо — источник теплоты, необходимой для нагрева рудных ма-
териалов до высоких температур, при которых интенсивно протекают хи-
мические реакции, происходит плавление чугуна и шлака. Для получения
максимального количества теплоты при горении топливо должно иметь
высокое содержание нелетучего углерода и, соответственно, минималь-
ное содержание золы. Последняя, переходя в шлак, увеличивает его вы-
ход и относительный расход горючего. Так как восстановительный харак-
тер доменной плавки не позволяет гореть такому компоненту как водо-
род, в топливе должно быть низкое содержание летучих веществ, т. е. вы-
сокое отношение С:Н.
3. Топливо обеспечивает достаточно высокую газопроницаемость
столба доменной шихты, является ее разрыхлителем, особенно в области
высоких температур, где происходит плавление рудной части шихты. В
этой области твердое топливо образует своеобразную решетку (насадку),
через которую проходят горновые газы, стекают в горн жидкие продукты
плавки. При отсутствии в этой зоне печи слоя из твердых кусков домен-
ная плавка невозможна.
В связи с этим доменное топливо должно быть кусковым материалом
с достаточно высокой прочностью во всем диапазоне температур в до-
менной печи, чтобы в ходе плавки не образовывалось много мелочи, сни-
жающей газопроницаемость доменной шихты. Начальная кусковатость
топлива обеспечивается отсевом мелких фракций перед загрузкой в
158
8. Топливо доменной плавки
доменную печь. В то же время куски топлива должны иметь высокую по-
ристость (60—80%), что обеспечивает интенсивность горения его у фурм.
Кроме того, топливо должно содержать минимально возможное количе-
ство вредных примесей, в частности серы и фосфора, которые могут суще-
ственно снизить качество чугуна или увеличить относительный расход го-
рючего. Важное требование к доменному топливу — невысокая стоимость.
Ни один из природных видов топлива не отвечает всем перечислен-
ным требованиям. Для доменной плавки не пригодны в качестве топлива
дрова, хотя для примитивных способов получения железа в древности это
был, пожалуй, единственно доступный восстановитель. Дрова выделяют
слишком мало теплоты, так как в них слишком много воды; даже в сухой
древесине содержание горючего элемента (углерода) невелико. Из-за
низкой теплоты сгорания не пригоден для доменной плавки и торф. Кро-
ме того, он не является прочным кусковым материалом. Не увенчались
успехом попытки использовать каменный уголь. Одни сорта его при на-
гревании в доменной печи плавились, другие трескались с образованием
большого количества мелочи.
В наибольшей степени условиям доменной плавки удовлетворяют
только два вида искусственно приготовленного топлива: древесный уголь
и каменноугольный кокс.
До середины XVIII в. древесный уголь был единственным видом до-
менного топлива. Установить кто первый и в какой стране провел плавку
металла на древесном угле невозможно. Однако известно, что древней-
шие цивилизации Египта, Китая и Индии использовали этот вид топли-
ва в металлургии железа.
Древесный уголь представляет собой продукт неполного термическо-
го разложения древесины при нагревании ее без доступа воздуха до
300—700 °C. При таком нагревании древесина разлагается с образованием
твердого обугленного остатка и смеси жидких и газообразных продуктов.
Самым примитивным способом производства древесного угля было вы-
жигание его в кучах дров, покрытых слоем глины и земли. Современный
способ его производства состоит в том, что закрытые камеры, наполнен-
ные дровами, проталкивают через тоннельную печь, температура в кото-
рой изменяется по заданной программе.
Применявшийся в доменных печах древесный уголь, в зависимости от
температуры его получения, содержал от 70 до 95% нелетучего углерода,
10—30% летучих веществ, 1—2% золы, следы серы и 0,01—0,04% фосфора.
Чистота древесного угля по содержанию серы и фосфора позволяет полу-
чать высококачественный передельный и литейный чугуны. Пористость
кусков древесного угля составляет 70—90%, что является причиной
интенсивного горения его в горне печи. В то же время механическая
прочность угля была недостаточно высокой, что не позволяло строить
8.1. Общая характеристика доменного топлива
159
доменные печи высотой более 16,0—18,5 м. И это не единственный его
недостаток. Большие затраты труда на производство древесного угля и,
особенно, быстрое уничтожение лесных массивов при интенсивном раз-
витии черной металлургии заставляли постоянно искать новые виды топ-
лива. Некоторое развитие, особенно в США, получила доменная плавка
с применением антрацита. Однако после успешной доменной плавки в
1735 г. на новом виде топлива — каменноугольном коксе, проведенной
англичанином Авраамом Дерби, все большее количество доменных печей
Англии, Франции, США, а позднее и России, стали переводить на кокс.
В настоящее время кокс является почти единственным видом топлива.
Выплавка древесноугольного чугуна в существенных объемах сохрани-
лась лишь в Бразилии, где в зоне реки Амазонки вырубаются леса. Обо-
рот рубки эвкалипта составляет всего 7 лет (вместо 60—70 лет для хвойных
лесов на Урале). В 1982 г. в Бразилии в 134 малых доменных печах было
выплавлено на древесном угле 4,4 млн т чугуна.
Преимуществами кокса были высокая механическая прочность, поз-
волившая увеличить высоту доменных печей, и низкий выход летучих ве-
ществ. Однако по содержанию серы (до 2% и более), золы (до 10—12%) и
пористости (около 50%) кокс значительно уступал древесному углю. В со-
временных доменных печах на выплавку 1 т чугуна затрачивается до
400—500 кг кокса. Стоимость кокса составляет 40—50% себестоимости чу-
гуна, т. е. почти половину всех затрат. Кроме того, огромный объем вы-
Таблица 8.1. Динамика производства кокса, млн т, в ряде стран
в 1938-1999 гг.
Страна 1938 1950 1960 1970 1980 1995 1996 1997 1998 1999
Мировое производство 139,0 187,9 86,4 284,4 276,1 369,0 357,7 360,3 335,9 324,4
В том числе: СССР 19,6 27,7 56,2 66,1 74,2 — — — — —
Россия * * * * 39,8 27,8 25,3 25,6 23,6 28,1
Англия 14,8 16,7 20,3 16,6 10,1 6,9 6,2 6,1 6,2 5,8
ФРГ 36,7 27,3 39,5 39,3 28,7 И,1 10,7 10,7 10,3 8,8
Франция 7,6 7,0 13,6 14,1 Н,1 5,4 3,8 5,4 5,4 5,0
США 29,5 66,0 51,9 60,4 41,8 21,5 13,6 20,1 18,2 18,1
Япония — — 6,9 36,4 43,7 42,6 37,4 37,7 35,9 35,5
Китай * * * * * 13,5 13,6 13,9 12,8 12,1
Нет сведений.
160
8. Топливо доменной плавки
плавки чугуна в настоящее время делает кокс все более и более дефи-
цитным продуктом. Поэтому даже незначительное снижение удельного
расхода кокса или частичная замена его более дешевым видом топлива
является экономически весьма эффективным. Это обусловило широкое
распространение в последние десятилетия подачи в горн доменных пе-
чей таких более дешевых и доступных видов топлива как природный газ,
мазут и угольная пыль. Ими заменяют 5—15% кокса.
Однако кокс остается по-прежнему главным и основным видом до-
менного топлива, так как ни один из названных заменителей не может
выполнить важнейшую функцию кокса как разрыхлителя доменной
шихты, обеспечивающего ей высокую газопроницаемость.
По производству металлургического кокса страны СНГ занимают
первое место в мире. Динамика развития его производства в мире и ряде
стран, а также изменение объема производства кокса в последние годы
характеризуются данными, приведенными в табл. 8.1.
8.2 ПРОИЗВОДСТВО КОКСА
Кокс — твердый, спекшийся, прочный, кусковый продукт,
образующийся при нагревании (коксовании) коксующегося каменного
угля до температуры 1000—1100 °C без доступа воздуха.
Исходным сырьем для производства кокса являются каменные угли.
Как топливо каменный уголь известен человечеству более 25 столетий.
Однако первые патенты по коксованию углей относятся к 1590 г., хотя
имеются сведения, что в Китае кокс умели получать более двух тысяч лет
назад.
Каменный уголь образовался из древесных остатков в так называемом
каменноугольном периоде истории Земли (более ста миллионов лет на-
зад) в результате длительного и сложного воздействия геологических
факторов: температуры, давления, воды, бактерий. В зависимости от воз-
раста и условий образования каменные угли обладают различными свой-
ствами. Для производства кокса наиболее важным свойством каменного
угля является его спекаемость, т. е. способность образовывать при нагре-
вании прочный спек — кокс.
Нагревание угля без доступа воздуха (сухая перегонка) сопровождает-
ся разложением его органического вещества. При достижении температу-
ры 380—420 °C угли, выделяя газообразные и жидкие продукты разложе-
ния, образуют вязкую, пластическую, тестообразную массу, которая при
температуре 450—500 °C затвердевает, превращаясь в монолит полукокса.
В ходе дальнейшего нагревания до температуры 900—1000 °C из полукок-
са продолжают выделяться продукты разложения угольного вещества,
8.2. Производство кокса
161
происходит его усадка, в результате которой его монолитная масса рас-
трескивается с образованием конечного кускового продукта — кокса.
Уголь не плавится весь сразу, а в каждом зерне угольной шихты непре-
рывно и одновременно идут процессы расщепления его вещества с обра-
зованием пластичной массы и ее затвердевания. От соотношения скоро-
стей этих процессов зависит количество размягченной массы. При нагре-
вании угольной шихты с одной стороны (от стенки печи) размягченная
масса образует слой той или иной толщины, который перемещается от
горячей стенки по мере увеличения количества полукокса и кокса.
Толщина пластичного слоя и спекаемость углей определяются в лабо-
раторных условиях по специальной методике на пластометрической уста-
новке Л.М. Сапожникова (рис. 8.1). Аппарат Л.М. Сапожникова пред-
ставляет собой обогреваемый снизу нагревателем 8 стальной стакан 7, в
который загружается проба угля. В стакан входит поршень 4 с отверстия-
ми (для выхода газов), который с помощью груза 3 создает на слой угля
давление 0,1 МПа. Изменение объема пробы фиксируется на вращаю-
щемся барабане 2. В процессе нагрева пластометрического стакана с од-
ной стороны уголь слоями переходит (или не переходит) в пластическое
состояние, образуя слой размягчающегося угля, имеющий четкие грани-
цы, которыми являются, с одной стороны, образовавшийся твердый по-
лукокс, а с другой — граница размягчающегося угля. Верхняя и нижняя
границы пластического слоя определяются специальной иглой с делени-
ями 6. Одновременно с измерением по ходу опыта толщины пластическо-
го слоя в миллиметрах у измеряется конечная усадка кокса х, и рычаг,
принимающий на себя давление, развиваемое углем при коксовании, вы-
писывает кривую (рис. 8.2). Кривая характеризует состояние пластичес-
кой массы, ее вязкость, газопроницаемость, она характерна для каждой
марки углей.
Не все каменные угли способны при нагревании образовывать проч-
ный кусковой кокс. На основании лабораторных исследований и промы-
Рис. 8.1. Пластоме-
трический аппарат
Л.М. Сапожникова:
1 — гальванометр; 2 —
барабан; 3 — груз; 4
поршень; 5 — термопа-
ра; 6 — игла; 7 — стакан;
8— нагреватель
6 ЛсонтьсвЛ. И. и др.
162
8. Топливо доменной плавки
Длительность нагрева загрузки, мин
Температура нижнего уровня угольной загрузки, °C
Рис. 8.2. Диаграмма пластометрического испытания угля в аппарате
Л.М. Сапожникова
шлейного опыта коксохимических заводов установлена определенная
связь между выходом летучих веществ, толщиной пластического слоя и
показателями механических свойств кокса. В большинстве случаев, если
выход летучих превышает 40%, то после нагревания пробы такого угля в
тигле образуется неспекшийся порошкообразный кокс. При выходе лету-
чих 35—40% коксовый королек (твердый остаток в тигле) получается
спекшимся, нередко вспученным, рыхлым, не очень прочным. При со-
держании летучих 26—35% королек оказывается более спекшимся, оплав-
ленным, но также вспученным и пористым. Наиболее плотный, сплав-
ленный и прочный кокс получается при выходе летучих 20—25%. При
дальнейшем снижении содержания летучих в угле до 17—15% и менее
образуется неспекшийся порошкообразный королек.
Поданным пластометрического испытания и виду тигельного король-
ка с учетом технического анализа углей (выхода летучих) оцениваются и
классифицируются угли различных бассейнов, месторождений и отдель-
ных пластов. По принятой классификации (с 1954 г.), каменные угли под-
разделяются на следующие марки: длиннопламенные (Д), газовые (Г),
жирные (Ж), газовые жирные (ГЖ), коксовые (К), коксовые жирные
(КЖ), отощенные спекающиеся (ОС), тощие (Т), антрациты (А) и др.
В табл. 8.2 приведена классификация углей различных бассейнов стран
8.2. Производство кокса
163
Таблица 8.2. Классификация каменных углей важнейших
месторождений стран СНГ
Наименование марки Обозначение Выход летучих веществ, % Толщина пластического слоя у, мм
Марка Группа
Донецкий бассейн
Длиннопламенный Д — >35 <6
Гб >35 6-10
Газовый Г гп >35 11-25
ГЖ6 27-35 6-10
Газовый жирный гж гжн 27-35 11-16
Ж17 27-35 17-20
Жирный ж Ж21 27-35 >21
К21 27-35 >21
Коксовый к К14 18-27 14-20
Отощенный ОС6 14-22 6-13
спекающийся ОС ОС 14-22 <6
Тощий т — 8-17 —
Антрацит А — <8 —
Кузнецкий бассейн
Длиннопламенный Д — >37 —
Гб >37 6-16
Газовый Г Г17 >37 17-25
Газовый жирный ГЖ ГЖ6 31-37 6-25 >
1Ж26 >33 >26
Жирный ж 2Ж26 <33 >26
КЖ14 25-31 14-25
Коксовый жирный кж КЖ6 25-31 6-13
К13 25 13-25
Коксовый к кю 17-25 10-12
Коксовый второй К2 — 17-25 6-9
Отощенный ОС 17 6-9
спекающийся
ICC 25-37
Слабо спекающийся сс 2СС 17-25 —
Тощий т — 17 —
Антрацит А — 7 —
164
8. Топливо доменной плавки
Таблица 8.2 (окончание)
Наименование марки Обозначение Выход летучих веществ, % Толщина пластического слоя J, мм
Марка Группа
Карагандинский бассейн
Газовый Г — >33 >6
Коксовый жирный кж — <33 >18
Коксовый к — <33 13-17
Коксовый второй К2 — 33-32 6-12
Отощенный спекающийся ОС — <22 6-12
Печерский бассейн
Длиннопламенный Д — >37 —
по >37 >10
Газовый Г Гб >35 6-9
Жирный Ж18 27-37 >18
Ж Ж10 27-37 10-17
Коксовый к — <27 >14
Отощенный спекающийся ОС — <27 6-13
Тощий т — <17 —
Лъвовско-Волынский бассейн
Длиннопламенный Д — >33 <6
Гб >33 6-10
Газовый Г Г12 >33 11-15
Газовый жирный гж — >33 16-25
Жирный ж — 27-33 >14
Коксовый к — 18-27 >14
Отощенный спекающийся ОС — 18-27 <13
СНГ. Марка обозначается первой буквой ее названия, и цифрой, указы-
вающей нижний предел спекаемости, выраженный толщиной пластичес-
кого слоя (у).
Наилучшей спекаемостью обладают коксовые и жирные угли и их
смеси при содержании летучих 20—25%, толщине пластического слоя
10—20 мм. Однако запасы таких углей сравнительно невелики (25—30%
общего количества каменных углей), залегают они на больших глубинах.
8.2. Производство кокса
165
Газовых и тощих углей намного больше, залегают они неглубоко. Их мож-
но добывать открытым способом и стоят они намного дешевле. В насто-
ящее время получают высококачественный кокс для черной металлургии
из угольных смесей, содержащих не только жирные и коксовые, но также
газовые и тощие угли. Наука и практика спекания таких смесей позволи-
ла значительно расширить сырьевую базу для массового производства
кокса.
Угли кроме сложного органического вещества содержат вредные при-
меси — золу и серу.
Золу в каменных углях подразделяют на три разновидности: конститу-
ционная — зола древесины, из которой получился каменный уголь; на-
носная — минеральные примеси, отложившиеся в угле при фильтрации
через него воды; внешняя — это куски породы, попавшие в уголь при его
добыче, так называемая разубоживающая порода. Конституционная, а
часто и наносная, зола представлена в виде тонкодисперсных включе-
ний, тесно перемешанных с горючей массой угля и практически не уда-
ляющихся при обогащении. Внешняя зола может быть отделена от уголь-
ного вещества в процессе обогащения.
Для повышения качества металлургического кокса угли, предназна-
ченные для его производства, подвергаются, как правило, обогащению
гравитационным методом и флотацией. При этом снижается содержание
в них не только золы, но часто и серы. Угли после такого обогащения под-
вергаются обезвоживанию на центрифугах или виброгрохотах до содержа-
ния влаги 7—8%. Это необходимо в связи с тем, что избыток влаги оказы-
вает отрицательное влияние на процесс коксования: вс-первых, снижается
насыпная масса шихты и, соответственно, производительность коксовЖх
печей, во-вторых, увеличивается расход теплоты и удлиняется продолжи-
тельность коксования, обусловленные необходимостью испарения влаги,
что также обусловливает уменьшение производительности печей.
Угли, поступающие на коксование, обязательно должны быть измель-
чены до крупности частиц не выше 3 мм. Нежелательно и переизмельче-
ние угля, что связано не только с перерасходом электроэнергии на дроб-
ление, но и снижает насыпную массу шихты и усиливает пылевыделение.
Для производства кокса на заводы, как правило, поступает несколько
различных сортов углей, из которых в процессе складирования и усредне-
ния в штабелях формируют так называемые шихтогруппы. Затем усред-
ненные компоненты загружают в бункеры, из которых их точно дозиру-
ют при составлении шихты для коксования. Составленная шихта смеши-
вается и направляется в угольную башню, из которой она с помощью за-
грузочного вагона поступает в коксовые печи.
Процесс коксования выполняется в коксовых печах, представляющих
собой узкую камеру высотой 4,5—7,0 м и длиной 14—17 м. Для ускорения
166
8. Топливо доменной плавки
прогрева и уменьшения температурной неоднородности по сечению слоя
спекаемой шихты печь имеет ширину 400—450 мм, слегка расширяясь в
сторону выдачи готового кокса. Объем современной коксовой печи до-
стигает 40—42 м3. В печь загружают за один раз 22 т (и более) шихты и по-
лучают из нее около 20 т кокса. Каждая коксовая печь имеет две герме-
тичные торцевые двери. В своде печи есть три отверстия для загрузки
шихты из трех бункеров загрузочного вагона. Стены печей выложены из
высокоогнеупорного динасового кирпича. Для уменьшения потерь теп-
лоты печи объединены в группы по 70—80 шт., образуя коксовую батарею
(рис. 8.3 и 8.4). Печи 2 (см. рис. 8.4) в батарее расположены параллельно
и разделяются полыми отопительными простенками 3 (вертикальными
каналами — вертикалами), внутри которых сжигается газообразное топ-
ливо (чаще всего смесь коксового и доменного газов) и развивается тем-
пература до 1400 °C. Для повышения экономичности процесса коксова-
ния воздух, идущий на горение топлива, а часто и газ, предварительно на-
греваются до 900—1000 °C в регенераторах 4, расположенных под каждым
простенком (высококалорийный газ не подогревается). Каждая печь кок-
совой батареи заключена между двумя отопительными простенками. Че-
рез стенки печей теплота продуктов сгорания передается теплопроводно-
стью к угольной шихте с двух сторон от стенок печей.
Работа коксовой батареи организована так. Шихта из подготовитель-
ного отделения конвейером подается в угольную башню, расположенную
над батареей в ее торце. Под башню подходит загрузочный вагон 9 (см.
рис. 8.3) и набирает шихту в три бункера. Затем он подходит к нужной ка-
мере, останавливается над ней и через загрузочные отверстия заполняет
ее угольной шихтой. С так называемой машинной стороны коксовая ба-
тарея обслуживается коксовыталкивателем 14, перемещающимся по
рельсовому пути. После засыпки шихты в камеру коксовыталкиватель
специальной рейкой — планиром 12, движущейся горизонтально, вырав-
нивает ее поверхность. Затем печь герметизируется и включается ее обо-
грев. С этого и начинается собственно процесс коксования.
По одной из наиболее распространенных схем нагрева в отопитель-
ный простенок снизу из регенераторов поступают нагретые воздух и газ.
В простенке происходят горение газа и нагрев стенок двух соседних ка-
мер. Продукты горения поднимаются вверх, проходят по переходному
каналу и опускаются вниз по другому простенку, обогревая две другие
стенки камер. Далее продукты горения проходят через соседнюю пару ре-
генераторов, нагревают их и с температурой 300—400 °C уходят в дымо-
вую трубу. Периодически (через 20—30 мин) происходит смена направле-
ния движения газов: через нагретые регенераторы подаются воздух и газ,
а через остывшие — продукты горения. Выделяющиеся в результате пиро-
лиза угля химические продукты (грязный коксовый газ) отсасывается в
Рис. 8.3. Поперечный разрез коксовой батареи:
1 — регенератор; 2 — газопровод доменного газа; 3 - транспортер на коксосортировку; 4 — коксовая рампа; 5 - коксотушительный вагон;
6— двересъемная машина; 7- дверь камеры; 8- камера коксования; 9- загрузочный вагон; 10— газосборник; 11 — газопровод сырого
коксового газа; 12 — планир; 13 — штанга коксовыталкивателя; 14 — коксовыталкиватель
8.2. Производство кокса
168
8. Топливо доменной плавки
пг!пг! в| г| г| в! nrlnrl nrlnrl в| г|
♦ ♦ ! ' ' ♦ ♦ ♦ ♦ • -
Рис. 8.4. Коксовая батарея с перекидными каналами в разрезе и схема
потоков газа:
Г — газ; В — воздух; ПГ — продукты горения; 1 — перекидные каналы; 2 — печи;
3 — отопительные простенки; 4 — регенераторы
газосборник 10 и по газоотводу направляется в химические цехи. Продол-
жительность периода коксования составляет 15—17 ч. За это время проис-
ходит нагрев шихты и образующегося кокса до температуры 1000—1100 °C.
Производительность современной коксовой батареи составляет пример-
но 1500 т кокса в сутки.
По окончании периода коксования на стороне выдачи кокса специ-
альная двересъемная машина 6 снимает дверь. В это время с другой сто-
роны коксовыталкиватель 14 снимает другую дверь и вводит в камеру
штангу, которой выталкивает коксовый пирог в металлический коксоту-
шильный вагон 5. Выход коксового пирога из камеры облегчается его
усадкой при коксовании и тем, что ширина камеры увеличивается в сто-
рону разгрузки. Коксотушильный вагон отвозит раскаленный кокс в ту-
шильную башню, где он по традиционной технологии заливается водой
(4—5 м3/т кокса). Затем кокс выгружается на специальной наклонной
площадке — рампе 4, где в течение 30—40 мин охлаждаются крупные кус-
8.2. Производство кокса
169
ки вследствие испарения влаги. Затем транспортером 3 кокс подается на
коксосортировку.
Мгновенное охлаждение кокса при таком способе тушения создает в
нем значительные внутренние напряжения, измельчает кокс, увеличива-
ет его трещиноватость, снижает прочность. Теплота коксового пирога
при этом теряется. Кроме того, в зависимости от расхода воды влажность
кокса изменяется в широких пределах (от 2 до 10%), что затрудняет ших-
товку в доменном цехе.
Существует другая прогрессивная технология сухого тушения кокса хо-
лодным азотом, предложенная в Германии Вундерлихом в 1917 г. (рис. 8.5).
Кокс к тушильной установке доставляется в специальных тушильных ва-
гонах со съемными кузовами 1, которые снимаются с тележек подъемни-
ком и устанавливаются на загрузочное устройство, которым кокс загру-
жается в камеру тушения 4, представляющую собой цилиндрическую
шахту с конусообразной верхней частью (форкамерой), которая служит
накопителем раскаленного кокса. В нижней части расположено дутьевое
устройство. При сухом тушении теплота горячего кокса передается газо-
образному теплоносителю (азоту), который удаляется через боковые ка-
налы и, пройдя пылеочистку, поступает в котел-утилизатор 6, где получа-
ют перегретый (до 450 °C) водяной пар. Таким образом удается почти
полностью утилизировать теплоту коксового пирога, охлаждать кокс по
более мягкому режиму, повысить качество кокса и снизить до 0,2—0,5%
его влажность. Охлажденный до 200—250 °C кокс выдается разгрузочным
устройством на рампу, затем конвейером направляется в отделение кок-
сосортировки.
Расход циркулирующего по контуру охлаждения азота составляет
75—80 тыс. м3/ч или 1,5 тыс. м3/т кокса. Все вновь сооружаемые коксовые
батареи оснащены установками сухого тушения кокса, что значительно
улучшает экологическую обстановку коксохимических производств и
позволяет экономить большое количество топлива благодаря утилизации
теплоты охлаждаемого кокса.
Сущность процессов, происходящих при коксовании в коксовой печи,
можно представить следующим образом (рис. 8.6). При нагревании
угольной шихты от стенок печи в поперечном сечении спекаемого слоя
имеет место градиент температурного поля. Поэтому в ходе коксования
на различном расстоянии от стенок в спекаемом материале образуются
зоны, в которых шихта нагрета до различных температур, а следователь-
но, находится на различных стадиях превращения в кокс. При нагрева-
нии шихты до 100—120 °C в зоне сушки 1 происходит испарение влаги;
последующее нагревание до 300—350 °C в зоне 2 сопровождается потерей
адсорбированных углем газов и легколетучих продуктов разложения орга-
нической массы. Начиная с температур 350—380 °C, в зоне 3 появляется
170
8. Топливо доменной плавки
Рис. 8.5. Установка сухого тушения кокса в разрезе:
1 — тушильный вагон со съемным кузовом; 2 — передвижной подъемник; 3 —
загрузочное устройство; 4— камера тушения; 5— разгрузочное устройство; 6 — паровой
кател-утилизатор; 7—дымосос
жидкая фаза, образующаяся в результате плавления легкоплавких состав-
ляющих угля; со временем и при дальнейшем повышении температур
расплав растворяет в себе остальную массу угля. В этот период из размяг-
ченной массы шихты интенсивно выделяются летучие, меняется состав
спекаемого вещества, которое начинает загустевать. Фиксируется порис-
тая структура материала, образовавшаяся ранее при бурном выделении
8.2. Производство кокса
171
Рис. 8.6. Схема процесса
коксования в камере коксо-
вой печи:
1 — слой сушки; 2 — зона на-
чального разложения; 3 — плас-
тическая зона; 4 — зона полу-
кокса; 5 — зона кокса; 6— стен-
ки камеры; 7 — направление
выделения летучих веществ и
смолы; 8 — направление выде-
ления водяного пара и смолы
газообразных продуктов разложения угля. При температуре 450—500 °C в
печи из размягченной пластической массы вновь образуется твердый
продукт — полукокс 4. Дальнейший нагрев приводит к образованию кок-
са 5. В этот период заканчивается выделение летучих и усадка пирога,
приводящая к образованию в нем большого количества трещин. По мере
повышения температуры до 1000—1100 °C происходит стабилизация кри-
сталлической решетки углерода кокса, что благоприятно отражается на
его качестве, в частности снижается его реакционная способность.
Отдельные зоны непрерывно движутся навстречу друг другу и к оси печи
до тех пор, пока весь слой не превратится в кокс, а все промежуточные
зоны не исчезнут.
Следует отметить, что такой способ нагрева коксовой шихты не обес-
печивает равномерного качества кокса по всей толшине коксового пиро-
га вследствие неодинакового температурно-временнбго режима его обра-
ботки. Наиболее высокими свойствами обладает кокс, находившийся у
стенок камеры, который наибольшее время подвергался воздействию
максимальных температур.
172
8. Топливо доменной плавки
При производстве кокса из угля одновременно получается большое
количество других продуктов. Летучими химическими продуктами кок-
сования являются коксовый газ, бензол, фенолы, нафталин, каменно-
угольная смола, сульфат аммония, каменноугольный пек. Эти продукты
представляют собой ценное сырье для химической промышленности
органического синтеза.
Из 1 т сухой угольной шихты получают 750—800 кг кокса, 320—330 м3
коксового газа, примерно 33 кг каменноугольной смолы, 11 кг бензола,
3—3,5 кг аммония. Очищенный коксовый газ содержит, %: Н2 55—60; СН4
23—28; СО 6—8; СО2 2—4; СтНи 2—4; N2 2—7. Теплота сгорания коксового
газа составляет 17000—18000 кДж/м3. Коксовый газ используется в каче-
стве топлива в металлургических печах установках прямого получения
железа (в качестве восстановителя). Он является также ценным сырьем
для синтеза аммиака с переработкой последнего в азотные удобрения.
8.3 КАЧЕСТВО МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО КОКСА
Поступающий на коксосортировку кокс разделяется по круп-
ности на несколько фракций. В качестве металлургического кокса выде-
ляется фракция крупнее 25 или 40 мм. Если полученная фракция крупнее
40 мм, из подрешетного продукта выделяется фракция 40—25 мм, которая
используется в доменных печах малого объема. Фракция 25—0 мм пред-
назначается для использования на аглофабриках. В некоторых случаях
выделяют фракцию 25—10 мм как энергетическое топливо. Тогда для
агломерационного производства остается фракция 10—0 мм. Доля метал-
лургического кокса составляет 90—94% массы исходного продукта, посту-
пающего на коксосортировку.
Качество кокса как доменного топлива характеризуется химическим
составом, рядом физико-химических и физико-механических свойств.
Зависит качество кокса от химического состава и технологических
свойств исходных углей, условий подготовки их к коксованию, режимов
коксования и последующей обработки полученного кокса.
Кокс состоит из органических и минеральных веществ, не участвую-
щих в реакциях горения (золы). Главной частью кокса является его орга-
ническая масса, которая содержит 97—98% углерода, 0,5—0,8% водорода,
0,5—1,0% серы, небольшие количества (примерно 1%) кислорода и азота.
Элементарный диализ органической массы кокса не дает полной инфор-
мации о качестве кокса как топлива в доменном процессе. Главный пока-
затель такого анализа — содержание углерода. Но для доменного процес-
са знания содержания углерода недостаточно, так как не учитывается
форма углерода в коксе. Дело в том, что в органической массе кокса часть
углерода находится в виде летучих веществ, выделяющихся в газ при
8.3, Качество металлургического кокса
173
температурах приблизительно 850 °C и фактически не участвующих в го-
рении. Для доменного процесса важен углерод, находящийся в нелетучем
виде, который дойдет с коксом до фурм в горне печи и сгорит. Кроме то-
го, элементарный анализ не учитывает количества балласта в коксе (золы
и влаги), которые резко влияют на фактическое количество углерода, по-
ступающего в печь с коксом.
Технический анализ дает более полную характеристику кокса по хими-
ческому составу. При таком анализе устанавливают содержание золы (А),
летучих веществ (V), серы (S) и влаги (W). Содержание золы, летучих и
серы определяется по отношению к сухой массе кокса. Содержание угле-
рода:
Сн = 100 — (А + V + S).
Рассчитанный таким образом углерод не удаляется в газовую фазу при
нагревании, поэтому он называется нелетучим. Содержание влаги в кок-
се дается сверх 100%.
Зола — всегда нежелательная примесь кокса, и повышение ее содержа-
ния всегда снижает его качество. Наличие золы в коксе обусловлено при-
сутствием минеральных примесей в углях. Наименьшее количество золы
содержится в коксе из углей Донецкого бассейна (8—10%), более высокое
(11—13%) — в коксе из кузнецких и карагандинских углей. Зола состоит в
основном (до 85%) из кислых оксидов (SiO2 и А12О3), содержание основ-
ных (СаО и MgO) не превышает 10% (табл. 8.3). Поэтому присутствие зо-
лы не только снижает содержание нелетучего углерода в коксе, но и тре-
бует для ее ошлакования введения в доменную печь дополнительного ко-
»
Таблица 8.3. Примерные химические составы золы кокса, %
Кокс SiO2 А12О3 Fe2O3 СаО MgO so3 р2о5 Мп3О4
Из донецких углей 36,3- 44,1 18,2— 28,6 20,4— 30,5 4,2- 5,8 1,1— 2,16 3,5- 4,7 0,35— 0,82 1,7- 3,2
Из кузнецких углей 49,5— 54,2 23,6— 30,1 9,0- 12,2 4,0- 6,1 1,6— 3,0 0,46— 1,55 0,3- 1,2 0,35- 1,0
Из смеси кузнецких (70%) и караган- динских (30%) углей 49,1 27,0 12,5 9,9 1,7 2,0 0,8 —
Из смеси печерских (80%) и донецких (20%) углей 54,6 24,1 7,44 4,3 2,6 6,8 0,2 —
174
8. Топливо доменной плавки
личества флюса, увеличивая тем самым выход шлака, на расплавление
которого необходим более высокий расход топлива (кокса). Вредное вли-
яние повышенного содержания золы в коксе проявляется и в снижении
его прочности.
На основании практических данных считают, что снижение содержа-
ния золы в коксе на 1% (абсолютное значение) позволяет сократить
удельный расход кокса на 1,5—2,0% и примерно на столько же увеличить
производительность доменных печей. В связи с этим значительная доля
углей, идущих на коксование, подвергается предварительному обогаще-
нию для удаления максимально возможного количества пустой породы.
Интенсивно ведутся исследования по совершенствованию способов и
схем обогащения коксующихся углей.
Летучие вещества кокса представляют собой элементы и соединения
органической массы, не успевшие удалиться при коксовании. Содержа-
ние летучих определяется, в первую очередь, режимом коксования.
С увеличением температуры процесса и продолжительности коксования
содержание летучих снижается. Обычно оно составляет 0,8—1,5%. Повы-
шение содержания летучих в коксе свидетельствует о нарушении нор-
мального температурно-временнбго режима коксования и снижении ка-
чества кокса. Как отмечалось, летучие вещества выделяются из кокса в
области умеренных температур доменной печи и не оказывают влияния
на ее работу, за исключением водорода, который участвует в восстанови-
тельных процессах. Состав летучих кокса одного из коксохимических за-
водов^: СО2 13,2; СО 24,1; СН4 0,9; Н2 39,5; N2 22,3.
Содержание серы является одной из важнейших характеристик качест-
ва кокса как топлива доменной плавки. Коксом вносится в доменную
печь от 65 (на заводах Урала и Востока) до 95% (для заводов Юга СНГ) се-
ры ее общего количества, поступающего с шихтой. Поэтому несомнен-
ный интерес представляет вопрос об ее поведении в процессах подготов-
ки углей и их коксования.
Содержание серы в коксе зависит прежде всего от содержания ее в
углях. В различных бассейнах оно неодинаково: в донецких коксующих-
ся углях — до 4%, кузнецких — почти 0,7%, карагандинских и печерских —
около 1%. В каменных углях сера находится в виде пирита (FeS2), сульфа-
тов (CaSO4, FeSO4) и сложных органических соединений с углеродом.
При обогащении углей 15—20% серы удаляется с породой; в процессе
коксования часть серы (до 20—25%) уходит с газами в виде сероводорода
(H2S) и частично в виде соединений с углеродом (CS2, COS). Остающие-
ся в коксе соединения серы представлены сульфидами (FeS, CaS) и слож-
ными органическими соединениями (табл. 8.4).
Несмотря на удаление некоторого количества серы с газами в процес-
се коксования, в коксе ее содержится почти столько, сколько в исходном
8.3. Качество металлургического кокса
175
Таблица 8.4. Разновидности форм серы, содержащейся
в угле и коксе
Форма содержания серы В угле В коксе
абсолютное значение, % относительное значение, % абсолютное значение, % относительное значение, %
Пиритная 0,92 51,7 0,03 1,20
Сульфидная — — 0,46 29,10
Сульфатная 0,10 5,6 0,02 1,90
Органическая 0,76 42,7 1,07 67,80
Итого 1,78 100 1,58 100
угле, так как одновременно уменьшается масса коксового пирога. По-
пытки увеличить степень удаления серы в процессе коксования угля по-
ка успеха не имеют. В результате в коксе остается довольно высокое со-
держание серы — от 0,5 (в коксе из кузнецких углей) до 2% (в коксе из до-
нецких углей).
Повышенное содержание серы в коксе крайне неблагоприятно сказы-
вается на технико-экономических показателях доменной плавки. Сниже-
ние концентрации серы в чугуне и перевод ее в шлак требуют увеличения
основности шлака и более высоких температур в доменной печи, что вы-
зывает необходимость в конечном счете в повышении удельного расхо-
да топлива. Практикой установлено, что повышение содержания серы в
коксе на 0,1 % вызывает рост удельного расхода кокса в среднем на 1,2% и
снижает производительность доменной печи на 1,0%. При содержании
серы более 2% кокс считается непригодным для доменной плавки.
Фосфор в коксе содержится в незначительных количествах: 0,02% в
коксе из донецких углей, до 0,05% в коксе из кузнецких и карагандинских
углей. Наличие фосфора в коксе при таком его содержании не отражает-
ся на показателях доменной плавки. Оно может иметь значение лишь при
выплавке особо чистых по фосфору чугунов, имея в виду, что в доменной
печи фосфор полностью восстанавливается и переходит в чугун.
Содержание влаги в доменном коксе определяется условиями его ту-
шения и составляет 3—5% при мокром тушении и до 0,5% — при сухом.
Повышенная влажность кокса ухудшает результаты отсева мелких фрак-
ций при его грохочении, а пониженная приводит к запыленности коксо-
сортировок и подбункерных помещений доменных цехов.
Абсолютное значение влажности не оказывает влияния на работу до-
менной печи, так как влага испаряется в верхней ступени теплообмена
из-за избытка теплоты колошникового газа и дополнительного расхода
кокса не требует. Тепловую работу доменной печи могут нарушать некой-
176
8. Топливо доменной плавки
третируемые колебания влажности кокса, так как случайные изменения
его влажности будут вызывать изменения количества нелетучего углерода
в одинаковых по массе порциях кокса, подаваемых в доменную печь. Для
устранения больших колебаний влажности кокса автоматизируют про-
цесс его тушения, обеспечивая строго постоянное количество воды, по-
даваемой на единицу массы кокса, и продолжительность тушения. Боль-
шое значение имеет контроль влажности кокса в доменном цехе.
Физико-химические свойства кокса оказывают значительное влияние
на развитие процессов восстановления оксидов и горения углерода у
фурм. Наиболее важным из физико-химических свойств кокса как до-
менного топлива являются теплота сгорания, горючесть и реакционная
способность.
Физико-химические свойства кокса определяются кристаллической
структурой углерода, плотностью, наличием примесей в решетке углеро-
да и другими физическими параметрами. Углерод в коксе существует в
двух структурных формах: графита и аморфного углерода. Приведенные
ниже данные свидетельствуют о том, что форма существования углерода
в коксе оказывает заметное влияние на тепловой эффект реакций его го-
рения:
для графита
С + О2 = СО2 + 396 МДж/моль;
С + 0,5О2 = СО + 109,5 МДж/моль;
для аморфного углерода
С + О2 = СО2 + 410 МДж/моль;
С + 0,5О2 = СО + 125,3 МДж/моль.
В коксах, полученных из различных углей и в разных режимах коксо-
вания, соотношение между углеродом в форме графита и форме аморф-
ного углерода (степень графитизации углерода) неодинаково. Во многих
технических расчетах, не требующих особой точности, тепловые эффек-
ты горения углерода кокса принимают как среднее арифметическое меж-
ду тепловыми эффектами горения аморфного углерода и графита (сте-
пень графитизации принимается равной ~0,5):
Скокса + О2 = СО2 + 401 МДж/моль или 33,4 МДж/кг С;
СК0КСа + 0,5 О2 = СО + 117,8 МДж/моль или 9,810 МДж/кг С.
Горючесть кокса определяется скоростью взаимодействия его вещест-
ва с кислородом. Согласно современным представлениям о влиянии раз-
8.3. Качество металлургического кокса
177
мера окислительных зон перед фурмами доменной печи на совершенство
ее хода, снижение горючести кокса, увеличивая размер окисленных зон,
облегчает опускание шихты в печи. Поэтому предпочтение отдается кок-
су с пониженной горючестью.
Характеристикой горючести топлива является также температура вос-
пламенения. Металлургический кокс загорается при температурах
650—700 °C, в то время как древесный уголь — при 250 °C. Горючесть за-
висит от завершенности пирогенетических превращений углерода, по-
этому различные виды топлива располагаются в следующий ряд по сни-
жению горючести: древесный уголь, полукокс, кокс, графит.
Реакционная способность топлива — это свойство, характеризующее ско-
рость его взаимодействия с двуокисью углерода по реакции С + СО2 ~ 2СО
при температуре 1100 °C. Скорость этого взаимодействия можно опреде-
лить по изменению состава отходящих газов при пропускании двуокиси
углерода через нагретую до заданной температуры пробу. Мерой реакци-
онной способности топлива является степень превращения углекислоты
в окись углерода. Из анализа прореагировавшего газа реакционная спо-
собность, %,
R =---—----100.
2СО2+СО
С повышением температуры опытов величина R возрастает.
Как и горючесть, реакционная способность топлива снижается в ряду:
древесный уголь, кокс, графит. Реакционная способность кокса повыша-
ется со снижением крупности его кусков, увеличением пористости и
уменьшением температуры коксования.
Значение реакционной способности кокса для доменного процесса
заключается в том, что температуры, при которых углерод начинает ин-
тенсивно взаимодействовать с двуокисью углерода, определяют момент
перехода косвенного восстановления оксидов железа в прямое. Поэтому
для достижения наилучших результатов доменной плавки кокс должен
обладать низкой реакционной способностью, так как при этом потребу-
ется более высокая температура в доменной печи для начала прямого вос-
становления, что будет способствовать повышению степени косвенного
восстановления оксидов железа. Практика работы доменных печей сви-
детельствует, что понижение реакционной способности кокса во всех
случаях приводило к снижению удельного расхода кокса и повышению
их производительности.
Физико-механические свойства кокса определяются его прочностью,
гранулометрическим составом, пористостью и удельной массой.
178
8. Топливо доменной плавки
Под прочностью кокса понимается его способность противостоять
разнообразным разрушающим нагрузкам (ударным, истирающим), кото-
рым он подвергается при транспортировке, перегрузках, подаче в печь и
в ходе плавки. Это свойство считается важнейшим показателем качества
кокса. Прочный кокс не образует мелочи, позволяет сохранить высокие
газопроницаемость шихты и производительность доменной печи. Проч-
ность кокса определяют искусственным разрушением проб под воздейст-
вием ударных и истирающих нагрузок. Мерой прочности является изме-
нение ситового (гранулометрического) состава кокса в процессе испыта-
ния.
Наибольшее распространение получил метод определения прочности
кокса разрушением его во вращающемся барабане. Проба кокса опреде-
ленной крупности помещается внутрь барабана определенного размера,
после чего он приводится во вращение с заданной скоростью в течение
установленного времени. Куски кокса увлекаются вверх, падают, пересы-
паются и, получая таким образом долю ударных и истирающих нагрузок,
разрушаются в той или иной степени в зависимости от их механической
прочности. Прочность характеризуется изменением крупности кусков
кокса в результате испытания.
В нашей стране долгое время стандартным был метод определения
прочности кокса в барабане, предложенном в России в конце XIX в.
Э. Сундгреном. Барабан диаметром 2000 мм и шириной 800 мм имеет ци-
линдрическую поверхность в виде решетки из прутьев диаметром 25 мм с
таким же расстоянием между ними. В барабан загружается проба кокса
массой 410 кг в кусках более 25 мм. Барабан вращается в течение 15 мин
с частотой 10 об/мин. Образующиеся в результате разрушения мелкие ку-
ски кокса проваливаются в зазоры между прутьями. Показателем проч-
ности является масса кокса, оставшегося внутри барабана. Дополнитель-
ная характеристика — количество фракции 10—0 мм в подбарабанном
продукте. Многолетняя практика показала, что нормальная работа до-
менных печей возможна на коксе, дающем остаток в барабане не менее
300 кг. Лучшие сорта имеют барабанную пробу 340—350 кг.
Аналогичные методы испытания в барабанах применялись во многих
странах, однако размеры барабанов, масса пробы, частота вращения бы-
ли различны. Это приводило к несопоставимости показателей прочности
коксов и результатов работы на них доменных печей. Поэтому с 1963 г. в
СССР описанный метод Сундгрена был заменен на международный ме-
тод определения прочности кокса в малом закрытом барабане диаметром
и длиной 1000 мм. На внутренней поверхности барабана приварены че-
тыре уголка высотой 100 мм. Для испытания берут пробу кокса крупнее
60 мм в количестве 150 кг, которую делят на три части массой по 50 кг.
В барабан загружают одну из этих частей (50 кг) и приводят его во враще-
8.3. Качество металлургического кокса
179
ние с частотой 25 об/мин в течение 4 мин. Затем пробу извлекают и рас-
сеивают на ситах с круглыми отверстиями диаметром 40 и 10 мм. Проч-
ность кокса характеризуется выходом фракции +40 мм (показатель М40),
а его истираемость — выходом фракции 10—0 мм (показатель М10) в про-
центах к массе пробы. Испытанию подвергаются две пробы. В случае
расхождения результатов по показателю М40 более 3% и по показателю
М10 более 1% испытывают третью пробу. Конечный результат определя-
ют как среднее арифметическое. Чем выше показатель и ниже М10,
тем прочнее кокс.
В последние годы на многих заводах прочность кокса испытывают в
таком же (малом) барабане, при таком же режиме его загрузки и враще-
ния, но для испытания берут кокс крупностью +25 мм. Показателем
прочности кокса служит выход фракции +25 мм (М25), а истираемости —
М10. Среднее значение указанных показателей прочности кокса в 1985 г.
на заводах юга СССР изменялись в следующих пределах: М25 — от 70,7 до
88,9%; М10 — от 6,3 до 11,3%, а на заводах России и Казахстана: — от
57,8 до 75,1 %; М25 — от 83,7 до 87,6% и М10 — от 6,5 до 10,0%.
Кроме изложенных методов определения прочности доменного кокса
применяются и другие. Недостаток всех этих методов испытания прочно-
сти кокса в холодном состоянии состоит в том, что они не могут оценить
его прочность при высоких температурах, до которых кокс нагревается в
доменной печи. Предпринимаются попытки создать метод определения
термической стойкости кокса.
Прочность кокса существенно зависит от количества и формы трещин
в его кусках. Разрушение кусков происходит по трещинам, местам внут-
ренних напряжений, возникающих в процессе коксования. Исследован™»-
ями установлено, что изменение гранулометрического состава кокса не
пропорционально приложенной работе разрушения: сначала кокс быстро
дробится, количество мелких фракций резко возрастает, а крупных резко
уменьшается, затем дробление замедляется. Последующее нарастание ра-
боты разрушения приводит главным образом к истиранию кокса, так как
дробление по целому куску затруднено. Это позволило оценивать проч-
ность кокса по стабилизированному ситовому составу, получающемуся
после реализации всех трещин и внутренних напряжений. Извлечение
кокса из горна доменной печи через фурмы показало, что его ситовый со-
став приблизительно соответствует этому стабилизированному составу.
Известно, что газопроницаемость слоя сыпучих кусковых материалов
улучшается с повышением однородности размеров его кусков. Для повы-
шения однородности кокса по крупности с получением кусков оптималь-
ного размера для доменных печей (25—40 мм) предпринимаются попыт-
ки проводить предварительную стабилизацию его ситового состава воз-
действием на него определенной механической нагрузки с последующим
180
8. Топливо доменной плавки
отсевом образовавшихся мелких фракций. Это позволит уменьшить даль-
нейшее разрушение кусков кокса с образованием мелочи в доменной пе-
чи и улучшить газопроницаемость шихты в ее высокотемпературных зо-
нах.
В табл. 8.5 приведены ситовые составы доменного кокса некоторых
металлургических предприятий (1985 г.), а также изменение его крупно-
сти при подаче в доменные печи и движении к фурмам (на Магнитогор-
ском и Нижне-Тагильском металлургических комбинатах).
Из приведенных в табл. 8.5 данных видно, что крупность кокса сущест-
венно изменяется при транспортировке и загрузке в доменные печи, осо-
бенно при движении его к фурмам печи. Содержание крупных фракций
(+80 и 80—60 мм) при этом снижается из-за их разрушения, а мелких —
возрастает.
Таблица 8.5. Ситовый состав кокса и его изменение в доменном цехе
некоторых заводов
Завод, точка отбора проб кокса Содержание фракций, мм, в коксе, %
+80 80-60 60-40 40-25 25-10 25-5 5-0 25-0
Магнитогорский металлургический комбинат
Из скипа 12,4 43,2 36,8 6,3 — — — 1,3
С большого конуса 7,4 26,4 45,4 16,2 — — — 4,6
Из фурм печи 1,0 10,8 40,2 30,5 — 15,9 1,6 17,5
Нижне-Тагильский металлургический комбинат
Из скипа 10,4 48,2 32,2 8,0 — 0,8 0,4 1,2
С большого конуса 5,7 32,6 42,6 13,8 — 4,9 0,4 5,3
Из фурм печи — 7,2 36,6 38,5 — 17,0 0,7 17,7
Орско-Халиловский металлургический комбинат
Из скипа 13,3 | 28,6 Череповец 42,9 | 11,9 кий металлу, 3.3 I - I - эгический комбинат
Из скипа 15,7 56,1 21,8 4,2 2,2 —
Новолипецкий металлургический комбинап
Из скипа 19,3 38,0 30,4 9,5 2,8
Западно-Сибирский металлургический комбинат
Из скипа 13,2 34,5 42,0 7.6 2,7
Карагандинский металлургический комбинат
Из скипа 9,3 37,8 37,0 12,4 3,5 — — —
В среднем по заводам Украины 7,6 27,2 46,5 15,8 — — — 2,9
8.3. Качество металлургического кокса
181
Плотность и пористость кусков кокса находятся в обратной зависимо-
сти друг от друга. Различают истинную и кажущуюся плотности кусков и
их насыпную плотность. Истинную плотность материалов рист, г/см3,
определяют как отношение массы сухого образца материала к его объему
без пор. Ее рассчитывают после тонкого измельчения пробы материала.
Истинная плотность кокса составляет 1,8—2,0 г/см3. Кажущаяся плот-
ность — это отношение массы сухого образца материала к общему
объему его, включая объем всех его пор. Кажущаяся плотность кокса рав-
на 0,9—1,0 г/см3. По значениям истинной и кажущейся плотности кокса
рассчитывают его пористость, %:
П = 1-£каж ЮО.
< Рист j
Пористость кокса определяет его внутреннюю удельную поверхность,
которая сильно влияет на условия горения. Объем пор кокса разных сор-
тов изменяется от 35 до 55%. Для доменного кокса он составляет пример-
но 50%. Пористость кокса определяется составом угольной шихты, степе-
нью ее измельчения, скоростью и температурой коксования, ходом выде-
ления летучих веществ и другими параметрами процесса. Специальных
требований в отношении пористости доменного кокса металлургами не
предъявляется. Поэтому коксохимики не занимаются ее регулированием.
Насыпная плотность характеризует количество сыпучего кускового
материала в объеме 1 м3. Этот параметр зависит от крупности кусков, по-
ристости, удельной массы (плотности) вещества, формы кусков и др. На-
сыпная плотность кокса рнас колеблется в пределах 400—500 кг/м3 (боль-
шие значения относятся к кускам кокса меньших размеров: 25—40 мм).
Объем межкусковых пустот в слое кусковых материалов, %: х
1 _ Рнас
< Ркаж >
100.
Качество кокса определяется, прежде всего, качеством коксуемого угля.
В табл. 8.6 приведены состав и основные характеристики качества кок-
сов, полученных из углей различных месторождений СНГ и некоторых
зарубежных стран. Как видно, кокс, полученный из углей Донецкого бас-
сейна, применяемый на металлургических заводах юга и центра европей-
ской части стран, характеризуется высоким содержанием серы, которое в
некоторых случаях достигает 2%, прочен, имеет пониженное содержание
золы. Высокое содержание серы требует повышенной основности шла-
ков и дополнительного расхода кокса на десульфурацию чугуна. Кузнец-
Таблица 8.6. Характеристика качества кокса различных металлургических районов СНГ и некоторых стран
дальнего зарубежья
Угли (страна) Район,завод г ^нелет’ % Технический анализ, % Пористость, % Барабанная проба, %
W А V S м40 М25 М10
Донецкие Украина и центр европейской части России 86,91 3,7 10,5 1,0 1,59 49-52 — 87,1 7,0
Кузнецкие Западная Сибирь 87,70 4,2 10,8 1,1 0,40 37 — 86,8 8,1
Кузнецкие и карагандинские Урал 86,83 3,1 12,0 0,6 0,53 40 75,0 — 7,7
Карагандинские КарМК 85,18 4,2 13,2 1,0 0,62 40 61,9 — 7,9
Печерские и кузнецкие ЧерМК 87,53 3,8 11,1 0,9 0,47 38-50 61,2 — 9,0
Коннельсвильские (США) Питтсбург 88,80 4,9 9,8 1,1 0,95 47-56 — — —
Рурские (ФРГ) Рур 87,40 4,0 10,0 1,1 1,0 48 — — —
Дэрэмские (Англия) Кливленд 87,49 3,0 10,0 1,0 1,0 52 — — - —
8. Топливо доменной плавки
8.3. Качество металлургического кокса
183
кий кокс, применяемый на заводах Сибири и Урала, содержит меньшее
количество серы (чуть меньше 0,4%), но имеет бблыиую зольность и
меньшую прочность (М25 — 86,8% и М10 — 8,1%; для донецкого кокса
М25 — 87% и М10-7,0%).
Кокс, полученный из смеси кузнецких и карагандинских углей и
используемый на заводах Урала, по составу подобен кузнецкому, однако
повышенное содержание золы и серы в карагандинских углях увеличива-
ет содержание их в коксе. В коксе содержится около 0,53% серы, а золы —
12,0% при такой же прочности, как и у кузнецкого кокса.
Карагандинский металлургический комбинат работает на коксе в
основном (82—83%) из карагандинских углей (остальное — кузнецкие и
другие угли). Кокс характеризуется повышенным содержанием золы
(13,2%) и серы (0,62%). Прочность кокса ниже, чем у кузнецкого (М25 —
61,9% вместо 75,0%).
Череповецкий металлургический комбинат производит кокс из 85%
печерских и 15% кузнецких углей. Кокс имеет повышенное содержание
золы (около 11,1%) и пониженное серы (около 0,47%). Прочность кокса
удовлетворительная (М40 — 61,2, М10 — 9 %).
Главный угольно-металлургический район США (г. Питтсбург)
использует кокс, содержащий 10% золы и около 1% серы, т. е. почти вдвое
меньше, чем донецкий, и характеризуется высокой прочностью.
Металлургические заводы ФРГ работают на высококачественном
коксе из рурских углей. Кокс содержит 10,0% золы и до 1,2% серы, имеет
высокую механическую прочность.
Металлургические заводы Англии потребляют кокс из углей Дэрэм-
ского бассейна. По качеству этот кокс аналогичен коксу из рурских угл£й;
он содержит 10% золы и 0,9—1,2% серы.
Современные мощные доменные печи предъявляют все более высо-
кие требования к качеству кокса. В частности, его прочностные характе-
ристики: М25 — не менее 90%, а М10 — не более 6%. Такой кокс при тра-
диционном слоевом процессе коксования можно получить из шихт, со-
стоящих не менее чем из 64% хорошо спекающихся углей марок Ж, К,
ОС. Однако запасы таких углей ограничены, а во многих странах отсутст-
вуют. Стремление получать прочный, однородный по крупности и другим
свойствам металлургический кокс из любых, в том числе некоксующихся
углей, требует усовершенствования существующей и разработки принци-
пиально новых технологий коксования. Поэтому ведутся широкие иссле-
дования и промышленные испытания в этих направлениях во многих
странах с развитой металлургией.
Усовершенствования процесса коксования за последние 15—20 лет
были связаны с разработкой новых режимов подготовки угольных шихт,
позволяющих увеличить в них долю слабоспекающихся (газовых) углей
184
8. Топливо доменной плавки
для получения кокса требуемого качества, сократить время нагрева и кок-
сования их, а следовательно, и производительности коксовых печей. Так,
предварительное брикетирование угольной шихты или ее трамбовка в са-
мой коксовой печи позволяет увеличить массу шихты, загруженной в ка-
меру, повысить качество кокса и производительность печей.
Особенно эффективен предварительный подогрев угольной шихты
нагретым азотом в реакторе кипящего слоя до 200—250 °C, что позволяет
получить высокопрочный кокс из шихт, характеризующихся понижен-
ным пластометрическим показателем (у = 11—12 мм). Кроме того, подо-
грев шихты перед загрузкой ее в печь сокращает период коксования до
6—8 ч, т. е. на 40—50% и повышает производительность коксовых печей в
среднем в 2 раза.
Перспективна также технология производства формованного кокса
из некоксующихся углей, впервые предложенная в нашей стране проф.
Л.М. Сапожниковым еще в 1956 г. Основная идея этой технологии заклю-
чается в скоростном нагреве угольной шихты (3—0 мм) в установках с ки-
пящим слоем. Скорость нагрева в этих аппаратах настолько велика, что
угольная шихта при температуре до 350 °C не успевает отдать летучие ве-
щества в газовую фазу и частично плавится. После выдержки (1—2 мин) в
области плавления угольного вещества шихта формируется под давлени-
ем (0,2—0,5 МПа) в брикеты, которые затем прокаливаются в шахтной пе-
чи, нагреваясь от 350 до 800 °C в течение 2 ч. Прочность формового кок-
са, полученного по этой технологии, оказывается более высокой, чем у
обычного кокса.
Первая доменная плавка на формованном коксе, проведенная в на-
шей стране в 1972 г., дала положительный результат. Ход доменной печи
и технико-экономические показатели плавки на новом топливе были
лучше, чем на донецком коксе. Многочисленные опыты за рубежом, в
том числе Японии, проведенные в 1987 г. на доменной печи объемом
4250 м3, также показали, что формованный кокс является полноценной
заменой обычного каменноугольного кокса. Его производство экологи-
чески более чистое, что наряду с экономическими преимуществами от-
крывает перспективу для широкого применения этого процесса в буду-
щем.
8.4 ДРУГИЕ ВИДЫ ДОМЕННОГО ТОПЛИВА
В последние десятилетия для замены части кокса и сокраще-
ния его удельного расхода в горн доменной печи с дутьем вдувают другие
виды топлива. В качестве таких заменителей кокса наиболее широко
используются природный и коксовый газы, а также жидкое (мазут) и
пылеугольное топливо.
8.4. Другие виды доменного топлива
185
Природный газ нашел наиболее широкое распространение в доменном
производстве стран СНГ. Основным компонентом природного газа явля-
ется метан СН4, содержание которого составляет 92—98%; кроме того, газ
содержит 0,5—5% тяжелых углеводородов СтНи, а также небольшое коли-
чество диоксида углерода, азота и других компонентов.
Характерной особенностью природного газа как доменного топлива
является малое количество теплоты, выделяющейся при горении его в
горне доменной печи по реакции
СН4 + 0,5О2 = СО + Н2 = 37250 кДж/моль или 3104 кДж/кг С.
Как видно, тепловой эффект от горения природного газа в пересчете
на 1 кг углерода во много раз меньше, чем при горении кокса по реакции
С + 0,5О2 = СО = 117800 кДж/моль или 9810 кДж/кг С.
Теплоты сгорания природного газа в доменной печи недостаточно,
чтобы нагреть продукты горения до температуры фурменного очага (при
горении кокса на обычном дутье), поэтому введение природного газа сни-
жает теоретическую температуру горения. В связи с этим природный газ
выполняет только одну из трех функций доменного топлива, являясь по-
ставщиком химических реагентов (СО и Н2), интенсифицирующих про-
цесс восстановления оксидов железа. Одно из важных достоинств исполь-
зования природного газа в доменных печах — простота системы ввода газа
в печь: высокое давление, под которым газ поступает из месторождения,
исключает необходимость установки специальных газодувок. Давление в
магистральных трубопроводах достаточное для подачи газа в печь.
В последние годы во многих странах ведутся разработки устройств,
позволяющих осуществлять высокотемпературное разложение природ-
ного газа (конверсию) на СО и Н2 с тем, чтобы исключить затраты тепло-
ты в горне доменной печи на разложение углеводородов и увеличить ко-
личество физической теплоты, вносимой в горн горячими восстанови-
тельными газами.
Коксовый газ является продуктом коксования углей. Сырой коксовый
газ, выходящий из коксовых печей, подвергается очистке, в процессе ко-
торой конденсируются пары солей, водяные пары и улавливаются амми-
ак, бензольные углеводороды и другие вещества. После очистки коксовый
газ содержит: 57—60% Н2; 24—26% СН4; 2,5—3,0% СтНи; 6—7% СО.
Коксовый газ вносит в горн доменной печи значительное количество
восстановителей Н2 и СО, на получение которых из природного газа не-
обходимо затратить теплоту. Для подачи коксового газа в печь необходи-
мо предварительно повысить его давление до 0,64—0,65 МПа в специаль-
ных газодувках. Коксовый газ, по сравнению с природным газом, содер-
жит меньше метана и входящего в его состав углерода, который сгорает у
186
8. Топливо доменной плавки
фурм доменной печи. Поэтому он выделяет при горении меньше теплоты
в печи (17000 кДж/м3) и коэффициент замены кокса у него меньше, чем
у природного газа. Промышленные опыты на Кузнецком металлургичес-
ком комбинате (1962—1963 гг.) показали, что при использовании 92,8 м3
коксового газа на 1 т чугуна экономия кокса составила 9,1%, а произво-
дительность печи возросла на 4,2%. Десятки опытов по вдуванию в до-
менные печи коксового газа с положительными результатами проведены
и на зарубежных заводах.
Мазут представляет собой тяжелый остаток прямой перегонки и кре-
кинга нефти после выделения более легких фракций (бензина, керосина,
дизельного топлива). Горючая масса мазута содержит тяжелые углеводо-
роды, в которых отношение С:Н (по массе) значительно выше, чем в при-
родном газе. Состав горючей массы некоторых марок мазута приведен в
табл. 8.7. Зольность мазута изменяется от 0,04 до 0,30%.
Мазут оказывает аналогичное природному газу воздействие на домен-
ную плавку. Отличие заключается в том, что благодаря более высокому
отношению С:Н = 7,5+8,5 (для природного газа С:Н = 3) и меньшей теп-
лоте разложения мазут при горении у фурм выделяет больше теплоты, об-
разует несколько меньше горновых газов и вносит в печь меньше водоро-
да. Теплота сгорания мазута у фурм составляет 6100—6400 кДж/кг, т. е. не-
сколько меньше, чем для кокса, и значительно больше, чем для природ-
ного газа. Существенным недостатком мазута как доменного топлива яв-
ляется повышенное содержание серы. Высокая вязкость мазута затрудня-
ет подачу его к доменным печам и распыление в горне. При использова-
Таблица 8.7. Состав горючей массы мазутов, % (элементарный
анализ)
Марка мазута С н2 S O2 + N2
Малосернистый: Ф12 87,0 12,1 0,3 0,6
Ф40 87,4 П,2 0,5 0,9
Сернистый: Ф5 85,8 12,2 1,7 0,3
Ф40 87,7 10,8 0,7 0,8
Крекинг-мазут 100 87,1 10,2 1,7 1,0
Высокосернистый: 40 86,1 10,6 2,8 0,5
100 86,3 10,3 2,8 0,6
Мазут МП 87,2 11,5 0,5 0,8
8.4. Другие виды доменного топлива
187
нии мазута в доменной плавке необходимо сооружать специальные уст-
ройства для его подогрева с целью снижения вязкости.
Пылеугольное топливо представляет собой тонкоизмельченный камен-
ный уголь, подаваемый в горн доменной печи пневмотранспортом. Для
быстрого сгорания в фурменных очагах частички угольной пыли должны
быть измельчены до крупности 20—30 мк. Большим преимуществом пы-
левидного угля по сравнению с другими видами топлива является его
низкая стоимость. По количеству выделяющейся в горне теплоты уголь-
ная пыль значительно превосходит мазут, природный и коксовый газы и
приближается к коксу. Химический состав углей Донецкого бассейна,
используемых для вдувания в горн доменных печей, приведен в табл. 8.8.
По данным Л. Богданди и Р. Гергена, теплота сгорания у фурм отдель-
ных углей (содержащих 7% золы и 3% влаги) составляет, кДж/кг: антра-
цит 7530; тощий уголь 6800; газовый уголь 6100. Чем больше содержится
углерода в угле, тем выше приход теплоты в горн и выше коэффициент
замены им кокса. В отличие от газообразных и жидких топлив уголь со-
держит мало водорода, поэтому его вдувание оказывает слабое влияние
на ход восстановительных процессов. Зола угля несколько увеличивает
выход шлака, что снижает экономию кокса при вдувании его в печь. Важ-
ным ограничением по использованию углей для подачи в горн доменной
печи является их сернистость.
Угольно-мазутная суспензия сочетает в себе положительные свойства
мазута и угольной пыли как заменителей кокса в доменной плавке. Пода-
ча суспензии в горн доменной печи устраняет абразивное действие уголь-
ной пыли и облегчает подачу топлива по трубам мазутными насосами.
Для этого суспензия нагревается с целью снижения вязкости. >
В заключение необходимо подчеркнуть, что угольная пыль, газообраз-
ные и жидкие виды топлива хотя и экономят кокс, но не могут заменить
его полностью, поскольку они не могут выполнять третью функцию до-
менного топлива — функцию разрыхлителя шихты, т. е. создание своеоб-
разной насадки, обеспечивающей противоточное движение жидких по-
токов чугуна и шлака и газового потока в зоне высоких температур до-
менной печи.
Таблица 8.8. Химический состав углей, %
Марка угля С н2 S °2 n2 Зола
Длиннопламенный 62,1 4,50 2,37 9,55 1,31 17,3
Тощий 72,3 3,37 1,84 1,12 1,20 18,3
Антрацит 76,8 1,64 1,23 1,23 0,63 16,3
9 ПРЕДВАРИТЕЛЬНАЯ ПОДГОТОВКА
ШИХТОВЫХ МАТЕРИАЛОВ
К ДОМЕННОЙ ПЛАВКЕ
9.1 ЦЕЛЬ И МЕТОДЫ ПОДГОТОВКИ СЫРЬЯ К ПЛАВКЕ
В течение сотен лет существования доменного производства в
плавку шли относительно богатые железные руды, лишь раздробленные
до кусков, размер которых позволял загружать их в печь. Никакой другой
предварительной подготовки сырых материалов не проводилось.
Однако с развитием металлургии, особенно в XX в., положение суще-
ственно изменилось. Резкое увеличение производства черных металлов
потребовало значительного роста объема добычи сырья. Большая часть
богатых железных руд уже выработана, и в металлургический передел вы-
нуждены вовлекать бедные руды. В то же время металлургическое произ-
водство должно обладать высокой производительностью и экономичнос-
тью работы технологических агрегатов. Одновременно в сильной степени
повысились требования к качеству металла, особенно в отношении его
чистоты по вредным примесям.
Добываемое на горнорудных предприятиях сырье (железные и мар-
ганцевые руды, флюсовые известняки) по своим физическим и химичес-
ким свойствам не отвечают требованиям, выработанным теорией и прак-
тикой современной металлургии. Как правило, исходные руды содержат
железа (или марганца) меньше требуемых количеств и, соответственно,
слишком много пустой породы, что обусловливает необходимость загруз-
ки в доменную печь повышенного количества флюсов. В результате из-за
высокого выхода шлака доменная плавка бедных руд характеризуется
низкой производительностью и высоким удельным расходом кокса. При
добыче руды открытым способом, в зависимости от расстояния между
шпурами для закладки взрывчатки и размера ковша экскаватора, размер
крупных глыб руды может достигать 1000—1500 мм. При подземной до-
быче максимальный размер кусков не превышает обычно 350 мм. Во всех
случаях добытые руды имеют большое количество мелких, пылеватых
фракций. Проплавка таких руд также сопровождается низкими технико-
экономическими показателями работы доменных печей. Многие руды
9.1. Цель и методы подготовки сырья к плавке
189
содержат повышенное количество серы; из-за снижения качества метал-
ла и больших затрат на борьбу с серой использование таких руд в домен-
ной плавке в неподготовленном виде экономически нецелесообразно.
Для устранения этих и других недостатков почти все руды и флюсы
перед использованием в доменных печах подвергают тем или иным видам
предварительной подготовки: крупнокусковые руды и флюсы дробят,
мелкие окусковывают, бедные руды обогащают, из сернистых удаляют се-
ру. Практика показала, что удаление из руд значительного количества пу-
стой породы в результате механических процессов обогащения и серы
при высокотемпературных процессах окускования оказалось экономиче-
ски более выгодным, чем в ходе доменной плавки. Экономия, обуслов-
ленная повышением производительности доменных печей и снижением
расхода самого дорогого компонента доменной плавки — кокса, при пе-
реработке подготовленного сырья значительно превышает затраты, свя-
занные с дроблением, обогащением, усреднением и окускованием руд.
Высокая экономическая эффективность, достигнутая в результате
развития техники рудоподготовки, способствовала созданию целой по-
дотрасли металлургического производства — подготовки железорудного
сырья к доменной плавке. Динамика развития добычи железной руды и
производства товарной (подготовленной руды, концентратов, агломерата
и окатышей) приведена в табл. 9.1. Из приведенных данных видно, что
при быстром увеличении добычи железной руды в послевоенные годы и
постоянном снижении содержания в ней железа также быстро росло и
производство товарной руды, в том числе окускованных железорудных
Таблица 9.1. Развитие обогащения и окускования железорудных >
материалов в СССР и СНГ в 1940—1995 гг.
Показатель 1940 1950 1960 1970 1980 1990 1995
Добыча железной руды, млн т/год 55 43,2 141,5 355,4 496,7 556,2 583,6
Производство товарной руды, млн т/год 28,7 39,6 105,9 195,5 243,7 248,0 261,8
В том числе: агломерата * 12,0 65,1 137,8 151,3 147,0 134,0
окатышей — — — 10,6 50,9 67,9 86,1
Содержание железа в руде, %: добываемой 55,0 51,0 44,5 37,3 34,7 33,3 33,5
товарной 57,3 55,7 54,4 58,8 58,8 60,7 61,0
* Нет данных.
190
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
материалов — агломерата и окатышей, содержание железа в которых уве-
личивалось вследствие развития глубокого обогащения добываемых руд с
получением богатых концентратов (Приложение 3).
Подготовка железорудного сырья, и в частности его окускование,
имеет важное значение для сталеплавильного и электрометаллургическо-
го производств. Применение высокоосновного прочного агломерата в
мартеновских печах и конвертерах, а также агломерата и окатышей в эле-
ктросталеплавильных и ферросплавных печах существенно улучшает по-
казатели их работы.
В общем комплексе процессов подготовки сырья главными являются
обогащение и окускование, однако выполнить их можно только после ря-
да дополнительных операций. Поэтому вся подготовка шихтовых матери-
алов состоит из следующих видов их обработки: дробление и измельчение,
грохочение и классификация, обжиг, обогащение, усреднение и окускова-
ние. Некоторые из этих видов подготовки могут иметь и самостоятельное
значение, например сортировка кокса и агломерата перед загрузкой в
печь, дробление и сортировка по крупности руд, используемых в домен-
ных печах без обогащения и т. д.
В последние десятилетия на стадии предварительной подготовки желе-
зорудных материалов к плавке во все возрастающем масштабе проводится
предварительная металлизация их (восстановление железа из оксидов) для
снижения удельного расхода кокса и повышения производительности до-
менных печей. Металлизованное сырье с высокой степенью металлиза-
ции широко используется в электросталеплавильном производстве. Этот
процесс приобретает важное значение в связи с перспективами развития
бескоксовой металлургии.
В зависимости от физико-химических свойств добываемой руды и
требований технологии металлургического передела используют либо
отдельные методы, либо весь комплекс операций по предварительной
подготовке руд и флюсов к плавке.
9.2 ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ
9.2.1 Процессы дробления и измельчения
Значительная доля руд и флюсов, добытых в карьерах и шах-
тах, представляют собой крупные куски (достигающие 1 м и более), что
затрудняет их транспортировку и загрузку в металлургические агрегаты.
Плавка крупнокусковой шихты сопровождается низкими технико-эко-
номическими показателями, поскольку такие материалы из-за малой
удельной поверхности медленно восстанавливаются и прогреваются. Все
это затягивает во времени ход металлургического процесса. Технически-
9.2. Дробление и измельчение
191
ми условиями на кусковатость руды для доменной плавки в зависимости
от ее восстановимости предусматривается следующий размер кусков: до
50 мм для магнетитовых руд, до 80 мм для гематитовых руд и до 120 мм
для бурых железняков. Верхний предел крупности кусков агломерата не
должен превышать 40 мм. Для мартеновской плавки верхний размер кус-
ков железорудного материала составляет 20—40 мм, для агломерации —
5—8 мм.
Для обогащения часто руду приходится дробить и измельчать до круп-
ности 0,1 мм. В этом случае дробление применяется как вспомогательная
операция перед последующим обогащением. В природных рудах железо-
содержащие минералы (оксиды) тесно и довольно прочно соединены с
минералами пустой породы. Обогащение руд, т. е. разделение зерен пустой
породы и оксидов железа, невозможно без предварительного разрушения
связей между ними. Для этого куски руды необходимо дробить и измель-
чать до раскрытия зерен рудного минерала, т. е., чтобы каждая частичка
представляла собой оксид железа либо пустую породу.
Дробить и измельчать, т. е. разрушать крупные куски материала на бо-
лее мелкие, можно несколькими способами: раздавливанием, ударом,
раскалыванием, изломом, истиранием и срезыванием (рис. 9.1), а также
сочетанием этих способов. Прочные материалы дробят раздавливанием,
хрупкие — ударом, раскалыванием или изломом, для измельчения обыч-
но используют ударные, истирающие и срезающие усилия.
При дроблении куски руды разделяются на части, при этом преодоле-
вается сила сцепления частиц, составляющих структуру руды. Сопротив-
ление, которое руда оказывает дроблению, называют прочностью, или кре-
постью, руды. Горные породы по этому свойству делят на четыре группу:
1. Мягкие — сопротивление раздавливанию 10 МПа (100 кг/см2).
2. Средней твердости — сопротивление сжатию 10—50 МПа.
3. Твердые породы — сопротивление сжатию 50—100 МПа.
4. Весьма твердые материалы — сопротивление сжатию выше 100 МПа.
К группе 1 относятся глинистые породы; к группе 2 — валунчатые ру-
ды, богатые бурые железняки; к группе 3 — магнетиты, известняк; к груп-
пе 4 — железистые кварциты.
Экономичность дробления характеризуется затратами энергии на раз-
рушение единицы материала. В связи со сложностью процесса дробления
затраты энергии на разрушение не поддаются теоретическому определе-
нию, они находятся опытным путем. Существует две гипотезы дробле-
ния: поверхностная и объемная.
Согласно поверхностной гипотезе работа, затраченная при дробле-
нии, пропорциональна площади вновь полученной поверхности:
E„ = KnS, (9.1)
192 9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.1. Способы дробления и измельчения:
а — раздавливание; б — раскалывание; в — излом; г — срезывание; д — истира-
ние; е — разрушение ударом
где Еп — затраченная энергия на дробление материала, Дж; Кп — коэффи-
циент пропорциональности или удельная работа разрушения, Дж/м2;
5 — площадь вновь образованной поверхности, м2.
При объемной гипотезе работа, затраченная на дробление, пропорци-
ональна изменению объема тела при упругой деформации сжатия его при
раздавливании:
£0 = V^
(9.2)
где Ео — затраченная энергия на дробление материала, Дж; Kq — коэффи-
циент пропорциональности или удельная работа разрушения, Дж/м3;
Д V— изменение объема тела, м3.
9.2. Дробление и измельчение
193
Сравнивая эти гипотезы с экспериментальными данными по опреде-
лению затрат энергии на разрушение, можно отметить, что поверхност-
ная гипотеза более соответствует процессам, где разрушение происходит
истиранием и отчасти раскалыванием, объемная гипотеза — процессам
при разрушении тел раздавливанием и ударом.
Практикой установлено, что дробить твердые материалы сразу, за
один прием от крупных кусков (1000—1500 мм) до мелких (1 мм и мень-
ше) не экономично. Эту операцию проводят в несколько стадий, исполь-
зуя на каждой из них соответствующее дробильное устройство.
В зависимости от размера кусков до и после дробления выделяют сле-
дующие стадии.
Крупное дробление
Среднее дробление .
Мелкое дробление .
Измельчение.......
Тонкое измельчение
.от 1500 до 300 мм
.от 300 до 20 мм
.от 20 до 5 мм
.от 5 до 1 мм
.до 0,05 мм и менее
Таким образом, под дроблением понимают операцию уменьшения раз-
меров кусков в результате их разрушения до 5 мм. Разрушение до более
мелких частиц называют измельчением.
Одной из важнейших количественных характеристик дробления и
измельчения являются степень дробления, или коэффициент измельчения.
Этот показатель представляет собой отношение максимальных размеров
кусков материала до и после разрушения:
<9>3)
Степень дробления зависит от исходной крупности руды, ее твердос-
ти и типа дробилки. Для крупного твердого материала она составляет
4—6, для более мелкого и мягкого — 8—10. При измельчении, когда круп-
ность готового продукта достигает сотых долей миллиметра, коэффици-
ент измельчения возрастает до 50 и более.
Общая степень дробления равна произведению степеней дробления на
каждой стадии.
9.2.2 Дробильное оборудование
На основе рассмотренных выше принципов разрушения твер-
дых материалов (горных пород) создано значительное количество конст-
рукций и типоразмеров дробильных и измельчительных устройств. Наи-
более широко для дробления руды и других шихтовых материалов приме-
няют щековые, конусные, валковые и молотковые дробилки.
7 Леонтьев Л. И. и др.
194
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.2. Модернизированная щековая дробилка ЩЦП 6x9 с простым дви-
жением щеки (Выксунского завода дробильно-размольного оборудования):
1 — рама; 2 — футеровка (ороня) неподвижной щеки; 3 — подвижная щека; 4—фулеров-
ка подвижной щеки; 5 — ось; 6 — приводной вал; 7 — шатун; 8,9— шкивы; 10, 11 — со-
ответственно передняя и задняя распорные плиты; 12, 13, 14 — вкладыши; 15 — упор;
16— винт; 17— штанга; 18— пружина
Щековая др-к5слка (рис. 9.2) служит для крупного и реже для среднего
дробления руд, известняков и других материалов. Дробление в щековой
дробилке происходит раздавливанием кусков материала между двумя
стальными плитами — щеками во время приближения подвижной щеки к
неподвижной. Раздробленный материал покидает дробилку через выпуск-
ное отверстие во время отхода подвижной щеки. Периодический характер
движения (качания) щеки обеспечивается кривошипно-шатунным меха-
низмом. Крупность дробления регулируется изменением ширины выпу-
скной щели Ь. Для этого изменяют либо длину распорных пластин, либо
количество и толщину регулировочных прокладок.
Распорные плиты изготавливаются с таким расчетом, чтобы в случае
попадания в дробилку металлических (недробимых) предметов произош-
ло разрушение этих плит, что предупредит поломку других, более дорогих
деталей дробилки.
9.2. Дробление и измельчение
195
Важной конструктивной характеристикой щековых дробилок являет-
ся так называемый угол захвата а, образованный дробящими поверхнос-
тями щек. Нетрудно показать, что для предупреждения выбрасывания
дробимых кусков из рабочего пространства этот угол должен быть не бо-
лее двойного угла трения материала о поверхность щек. Угол захвата ще-
ковых дробилок не превышает 25 град.
Производительность щековых дробилок зависит от размеров загру-
зочного отверстия, степени дробления, частоты вращения вала-эксцент-
рика и других факторов. Она может быть вычислена, т/ч, по формуле
Q = 0,15 црпат sL, (9.4)
где ц — коэффициент разрыхления материала, равный 0,254-0,5; р — плот-
ность дробимого материала, т/м3; п — частота вращения вала-эксцентри-
ка, об/мин; ат — средний размер выпускной щели дробилки, см; 5 — амп-
литуда качания щеки (нижний край), см; L — длина выпускной щели
(ширина щеки), см.
Оптимальная частота вращения вала-эксцентрика
/7 = 666^^. (9.5)
В зависимости от размера дробилки частота вращения вала изменяет-
ся от 30 до 80 об/мин.
По конструктивным особенностям различают щековые дробилки с
простым и сложным движением подвижной щеки и обозначают их соот-
ветственно ЩДП и ЩДС. Краткие технические характеристики отечест-
венных щековых дробилок минимальных и максимальных типоразмеров
приведены в табл. 9.2.
Конусные дробилки используют для крупного, среднего и мелкого
дробления. Степень дробления в конусных дробилках при крупном и
среднем дроблении составляет 5—6, при мелком — 10.
Принцип работы конусных дробилок тот же, что и щековых, т. е. раз-
давливание материала происходит между двумя сближающимися поверх-
ностями. Однако здесь функции дробящих тел выполняют два стальных
конуса (рис. 9.3), один из которых (наружный) — неподвижный 5, а дру-
гой 3, подвешенный в сферическом подшипнике за верхнюю часть с по-
мощью специального эксцентрикового устройства 7, совершает внутри
неподвижного конуса кругообразные движения. В любой момент време-
ни можно найти вертикальное сечение, проходящее через оси конусов, в
котором одна из образующих внутреннего конуса приближена к поверх-
ности неподвижного на минимальное расстояние, в это же время поверх-
196
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Таблица 9.2. Технические характеристики щековых дробилок
Параметр ШДП4х6* ЩДП 21x25** ШДС 1,6x25* ШДС 6x9**
Размер загрузочного отверстия, мм 400x6000 2100x2500 160x250 600x900
Ширина разгрузочной щели, мм Максимальная 45-75 185-315 15-45 75-125
крупность исходной руды, мм 340 1700 140 510
Производительность дробилки, м3/ч 15 800 2,8 55
Мощность двигателя, кВт 40 400 10 75
Масса дробилки, т 8 470 1,5 20
Минимальный типоразмер.
** Максимальный типоразмер.
ности конусов на противоположной стороне удалены друг от друга на
максимальное расстояние. В таком сечении конусную дробилку можно
представить как две щековые дробилки, одна из которых находится в фа-
зе дробления (сжатия), а другая — разгрузки. В следующий момент време-
ни внутренний конус переместится на некоторое расстояние вдоль по-
верхности неподвижного, и в рабочую фазу будут вовлечены другие уча-
стки конусов. Таким образом, в отличие от щековой конусная дробилка
не имеет холостого хода, благодаря чему ее производительность значи-
тельно выше, чем щековой.
Разработано и выпускается большое количество разнообразных по
размерам и конструкции дробилок. Конусная дробилка для среднего и
мелкого дробления (рис. 9.4) имеет тот же принцип работы, что и конус-
ная (или длинноконусная) (см. рис. 9.3). Короткоконусная отличается от
последней конструкцией отдельных узлов.
Крупность дробления регулируется изменением выпускной щели: в
конусной дробилке — заменой брони на конической чаше и дробящем ко-
нусе или перемещением вверх или вниз подвижного конуса; в короткоко-
нусной дробилке — перемещением вверх или вниз неподвижного конуса,
вывертывая или ввертывая его в обойме рамы.
Защищаются дробилки от поломки из-за попадания металлических
предметов также по-разному. В конусной дробилке выключается элект-
родвигатель при чрезмерном повышении усилия сжатия, в короткоконус-
9-2. Дробление и измельчение
197
Рис. 9.3. Конусная дробилка:
1 — коническая зубчатая передача; 2 — вертикальный вал; 3 — дробящий (подвижный)
конус; 4 — приемная воронка; 5 — внутренняя дробящая поверхность (неподвижный
конус); 6— корпус; 7— эксцентриковый вал
ной дробилке приподнимается на короткое время неподвижный конус и
пропускает кусок металла, после чего конус пружинами возвращается на
место.
Производительность конусных дробилок, т/ч, крупного дробления
(ККД и КРФ)
0,34цригШср
tg«! + tga2
(9.6)
где ц — коэффициент разрыхления; р — плотность дробимого материа-
198
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.4. Схема короткоконусной дробилки для среднего и мелкого
дробления:
1 — неподвижный конус; 2 — подвижный конус; 3 — эксцентриковый привод вращения
подвижного конуса; 4 — амортизационные пружины; 5 — регулировочное кольцо
(обойма)
ла, т/м3; п — частота вращения дробящего конуса, об/мин; г— эксцентри-
ситет, см; D — диаметр основания подвижного конуса, см; dcp — средний
диаметр частиц дробленого материала, см; tgcq и tga2 — углы конусности
конусов.
Наиболее мощная дробилка крупного дробления К.КД-1500 (характе-
ризуется диаметром загрузочного отверстия) имеет массу 615 т и произво-
дительность 2600 т/ч.
Производительность короткоконусных дробилок, т/ч
?nP2dcv
146
(9.7)
Наиболее маленькие дробилки для мелкого дробления (КМД-1200)
имеют производительность 24 т/ч, наиболее крупные короткоконусные
дробилки (КСД-3000) — 1200 т/ч и массу 200 т.
Как отмечалось, конусные дробилки имеют значительно ббльшую
производительность по сравнению с щековыми. Другое их достоинство —
9.2. Дробление и измельчение
199
они не нуждаются в питателях и могут работать под завалом, в то время
как в щековые во избежание их перегрузки материал должен подаваться
питателями, что усложняет схему дробильной фабрики. С другой сторо-
ны, конусные дробилки более сложны по конструкции и в эксплуатации,
имеют ббльшую высоту, чем щековые одинаковой производительности,
что увеличивает габаритные размеры здания и капиталовложения.
Расчеты показывают, что на дробильных фабриках малой мощности
(до 100 т/ч) целесообразно устанавливать щековые дробилки, в то время
как на крупных горно-перерабатывающих предприятиях экономически
более выгодными являются конусные дробилки.
Валковые дробилки с гладкими, рифлеными и зубчатыми валками при-
меняются для среднего и мелкого дробления. Два одинакового диаметра
горизонтально установленных валка вращаются навстречу друг другу, за-
хватывая и раздавливая куски материала (рис. 9.5). Между диаметрами
валка DB и загружаемых кусков dK существует соотношение
DB = (18 - 20)dK. (9.8)
Оно найдено из условия, что трение материала о валки превышает вы-
талкивающую силу при давлении валков на кусок материала. С превыше-
нием указанного размера кусков дробление прекращается, так как валки
не могут увлечь куски в рабочую зону дробления.
Крупность дробления определяется шириной щели между валками и
регулируется перемещением подшипников одного из валков с помощью
прокладок. Для зашиты дробилки от поломки в случае попадания в дро-
бимый материал металлических предметов используется тот же принцип,
что и в короткоконусных дробилках, т. е. один из валков (вместе с под-
Рис. 9.5. Валковая дробилка:
1 — рака; 2 — подшипники; 3—дробящие валики; 4 — тяга с пружиной; 5— регулировоч-
ные прокладки; 6 — салазки
200
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
шипниками) отходит в сторону, в увеличенную щель проходит кусок ме-
талла, и валок под действием специальных пружин возвращается в исход-
ное положение.
Производительность двухвалковых дробилок, т/ч, пропорциональна
площади выпускного отверстия и окружной скорости вращения валков:
0=3600 (9.9)
где L — длина валков, м; b — ширина щели между валками, м; v — окруж-
ная скорость валков, м/с; ц — коэффициент разрыхления: ц = 0,33—0,0005 d
(если d в мм); d — максимальный размер куска в продукте дробления; 5 —
объемная масса материала, т/м3.
Двухвалковые дробилки с гладкими валками предназначены для средне-
го и мелкого (сухого и мокрого) дробления рудных и нерудных материа-
лов средней твердости и крепких с пределом прочности на сжатие до
400 МПа.
Таблица 9.3. Технические характеристики валковых дробилок с
гладкими и рифлеными валками
Параметр Дробилки с гладкими валками Дробилки с рифлеными валками
Г 60x40* Г 150x60" 400x250* СМ-12А
Размеры валков Dx L, мм 600x400 1500x600 400x250 600x400
Частота вращения и, об/мин Максимальная крупность кусков, мм: <180 <90 ПО 75
питания 30 75 70 85
дробленого продукта 10 20 20 30
Пределы регулирования отверстия, мм 2-14 4-20 5-20 10-30
Объемная производитель- ность при дроблении материала средней прочности Q), м3/ч Мощность От 4 до 28 От 15 до 76 До 18 От 8 до 25
электродвигателя, кВт 20 75 7 22
Масса дробилки, т 3,4 32 1,42 3,33
Минимальные типоразмеры.
** Максимальные типоразмеры.
9.2. Дробление и измельчение
201
Двухвалковые дробилки с рифлеными валками применяют для среднего
дробления горных пород с пределом прочности на сжатие до 250 МПа.
Степень дробления принимается при дроблении твердых пород до 4, сла-
бых и мягких — до 10.
Основные технические характеристики двухвалковых дробилок с
гладкими и рифлеными валками приведены в табл. 9.3.
Двухвалковые дробилки с зубчатыми валками (рис. 9.6) применяются
для дробления угля и мягких пород. Обычно привод имеет только один
валок, другой валок соединен с первыми зубчатыми колесами с удлинен-
Рис. 9.6. Двухвалковая дробилка с зубчатыми валками:
1 — рама; 2 — зубчатый валок; 3 — зубчатые колеса с удлиненными зубьями; 4 — зубцы
валков
202
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Таблица 9.4. Технические характеристики дробилок с зубчатыми
валками
Параметр ДДЗ-4* ДДЗ-16** ДДЗЗ-9х9* ДДЗЗ-15Х12**
Размеры валков
Dx.L, мм Частота 400x500 1600x2000 900x900 1500x1200
вращения п, об/мин Максимальная крупность кусков, мм: 64 41 42 40
питания дробленого 100x200x300 1200x1300x1300 250x360x250 До 900
продукта Производитель- 25 50 75 100 200x300 40x75x100 15x100x150
ность при дроблении угля, / ♦** т/ч Мощность 20 35 45 50 650x1000 120 До 150
электродвигателя, кВт Масса 14 180 34 72
дробилки,т з,з 124 13,3 32,0
Минимальные типоразмеры.
Максимальные типоразмеры.
*** Производительность указана для дробленного продукта.
ными зубьями, позволяющими раздвигать валки без нарушения зацепле-
ния. Их технические характеристики приведены в табл. 9.4.
Технологическим преимуществом валковых дробилок является незна-
чительный выход мелких фракций в готовом продукте вследствие того,
что дробление производится раздавливанием материала и при его мини-
мальном истирании. Дробилки просты по конструкции, занимают мало
места по высоте, надежны в эксплуатации.
К недостаткам валковых дробилок относятся: низкая производитель-
ность, большой удельный расход электроэнергии, относительно большое
количество удлиненных плоских кусков в продукте дробления, неравно-
мерный и быстрый износ бандажей валков.
Валковые дробилки, как с гладкими, так и с зубчатыми валками ис-
пользуются на обогатительных фабриках для дробления глинистых и
влажных железных и марганцевых руд. Например, на Камыш-Бурунской
9.2. Дробление и измельчение
203
обогатительной фабрике для дробления табачных и коричневых руд
влажностью до 25% на первой стадии применяются валковые зубчатые
дробилки, а на второй стадии — валковые с гладкими валками 1500x600 мм
(дробление до 5—8 мм).
Валковые дробилки нашли применение также в цветной металлургии,
в химической промышленности, на заводах строительных материалов.
Четырехвалковые дробилки с гладкими валками (рис. 9.7) применяются
в черной металлургии для дробления агломерационного топлива (кокси-
ка). Размер валковDxL= 900 х 700 мм; максимальный размер кусков:
питания — 40 мм, продукта дробления до 3(5) мм при дроблении коксика.
Производительность — до 26 т/ч.
Такими дробилками иногда дробят известняк. Валки для поддержания
их рабочей поверхности в рабочем (гладком), чистом состоянии периоди-
чески протачивают, для этого на станине дробилки установлены суппор-
ты. Для наплавки валки снимают.
Рис. 9.7. Четырехвалковая дробилка:
1 — рама; 2 — питатель; 3, 4— соответственно верхняя и нижняя пара валков
204 9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Одновалковые зубчатые дробилки на агломерационных фабриках дро-
бят агломерационный спек, сходящий со спекательных тележек агломе-
рационных машин. Отечественной промышленностью выпускаются та-
кие дробилки трех типоразмеров в зависимости от площади спекания аг-
ломерационных машин (рис. 9.8). Их технические характеристики приве-
дены в табл. 9.5.
Молотковая дробилка (рис. 9.9) представляет собой вращающийся вал 1
с расположенными на небольшом расстоянии друг от друга дисками 2, на
которых закреплены или подвешены металлические пластины — молотки
3. Сверху и сбоку ротор закрыт броневыми плитами 4. При введении ма-
териала внутрь дробилки через загрузочное отверстие 5 куски подверга-
ются ударам молотков, отбрасываются на плиты, отскакивают от них и
снова попадают под удары молотков. В результате всех этих ударных на-
грузок крупные куски дробятся, а мелочь покидает дробилку через отвер-
стия расположенных внизу колосниковых решеток 6-
Крупность дробления определяется размером зазора между колосни-
ками решетки и между поверхностью рещетки и концами молотков. Для
этого колосники встроены в криволинейную балку, которая закреплена
шарнирно к корпусу дробилок. Последний зазор регулируется вращением
Таблица 9.5. Технические характеристики одновалковых зубчатых
дробилок
Параметр ДО-1200x2100 ДО-1300/2700 ДО-1300x4200
Площадь спекания агломера- ционных машин, м2 50 75 312
Размер ротора (звездочки) DkL, мм 1200-2100 1300-2700 1300-4200
Частота вращения ротора п, об/мин 3,2 4,65 3;4;5;6;9‘
Размер наибольших кусков питания (аглоспека), мм 250x1000x2000 250x1300x2500 400x1500x4000
Размер кусков продукта дробления 200 200 200
Производительность, т/ч 80 До 200 800- 900
Мощность электродвигателя, кВт 30 55 40;60;90;125*
Масса дробилки, т 22,3 26,9 52
* В зависимости от частоты вращения четырехскоростного электродвигателя.
2
Рис. 9.8. Одновалковая дробилка 1300 х 2700 мм (для агломерата):
1 - корпус; 2 - ротор с зубцами (ножами); 3 - редуктор; 4 - электродвигатель
9.2. Дробление и измельчение
206
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.9. Молотко-
вая дробилка
в ту или другую сторону эксцентрика 7, при этом колосниковая решетка
будет приближаться или удаляться от концов молотков.
Карман 8 в нижней части дробилки служит для улавливания металли-
ческих предметов, которые затем периодически выгружаются из дробил-
ки с помощью затвора 9.
Рис. 9.10. Схема центробеж-
ной дробилки (с безударным
ротором)
9.2. Дробление и измельчение
207
Молотковые дробилки относительно просты по устройству и в экс-
плуатации, характеризуются высокой (более 10) степенью дробления.
К недостаткам следует отнести повышенный износ молотков и сильную
зависимость производительности от влажности материала. При высокой
влажности материала дробление вообще невозможно вследствие забива-
ния колосниковой решетки.
Выпускается большое разнообразие типов молотковых дробилок. По
конструкции они делятся на две группы: Ф — с ударным ротором; Б — с
безударным ротором (центробежные), принцип работы которой поясня-
ется рис. 9.10. Серийно изготавливаются только дробилки первой
группы.
К машинам с ударным ротором относятся три типа дробилок:
1) молотковые с жестко закрепленными билами (см. рис. 9.9);
2) роторно-бильные с шарнирно подвешенными молотками;
3) стержневые дробилки (дезинтеграторы, рис. 9.11). Последние в на-
стоящее время выходят из употребления.
Молотковые дробилки подразделяются на две группы: одно- и двухро-
торные. Однороторные дробилки могут быть как нереверсивными, так и
реверсивными (ротор может вращаться в обе стороны). Их технические
характеристики приведены в табл. 9.6.
Молотковые дробилки могут работать и без колосниковой решетки,
но при этом резко повышается верхний предел крупности продукта дроб-
ления. В этом случае вместо колосниковых решеток устанавливают по-
движные отбойные плиты конвейерного типа. Такие дробилки называют-
ся самоочищающимися (рис. 9.12); они успешно применяются для дробле-
ния глинистых материалов (бурые железняки, бокситы). >
Молотковые дробилки применяются главным образом для работы в
открытом цикле (без грохочения дробленого продукта), в редких случаях
Рис. 9.11. Схема дробления в
стержневой дробилке (дезинте-
граторе):
1 — вращающиеся диски; 2— стерж-
ни; 3 — исходный материал; 4 —
измельченный продукт
208
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Таблица 9.6. Технические характеристики однороторных молотковых
дробилок
Параметр Дробилки
нереверсивные реверсивные самоочищающиеся
М-8-6* М- 20-30“ ДМРЭ 10x10* ДМРЭ 15x15“ дмэ 17x14,5* дмэ 21х 18,58**
Размеры ротора, мм: диаметр D 800 2000 1000 1500 1700 2100
длина L 600 3000 1000 1500 1450 1850
Частота вращения 1000 500 735- 1000- 590 495
ротора, об/мин 1480 1500
Максимальный размер кусков питания, мм До 250 До 400 До 80 До 120 До 600 До 350
Размер отверстий колосниковой 13 — — — 23-183 —
решетки или отбойной плиты, мм
Крупность дробленого 0 — 15 5; 3; 2 3 — 2
продукта, мм Производительность 10-14 850- 100;90; 350; 500-
при дроблении известняка, т/ч 1000’*’ 80”’ 550”* 150-500 600”’
Мощность 55 1250 200; 250 800; 400 1000
электродвигателя, кВт 1000
* Минимальные типоразмеры.
** Максимальные типоразмеры.
*” Производительность по углю.
они замыкаются на грохот. Однако на некоторых предприятиях требуется
получение мелкого дробленого продукта, например на агломерационных
фабриках при дроблении известняка, который должен иметь крупность
3—0 мм.
Для этой цели изготавливают специальные молотковые дробилки, ра-
ботающие в замкнутом цикле с воздушным сепаратором, из которого
крупный класс возвращается в дробилку по вертикальной трубе. Такая
9.2. Дробление и измельчение
209
Рис. 9.12. Схема самоочищаю-
щейся дробилки:
1 — роток; 2 — подвижные отбойные
плиты; 3 — корпус
дробилка получила название «шахтная мельница». Основные параметры
молотковой дробилки с замкнутым циклом («шахтной мельницы») при-
ведены ниже.
Диаметр ротора Л, мм .......................1300
Длина ротора L, мм .........................2600
Частота вращения и, об/мин...................735
Производительность, т/ч ...................30—40
Мощность электродвигателя, кВт ..............245
9.2.3 Оборудование для измельчения
Согласно приведенной выше классификации процессов (опе-
раций), разрушение горных пород с получением продукта крупностью До
5—6 мм относят к дроблению и проводят в рассмотренных типах дроби-
лок. Процессы получения более тонкого продукта разрушения называют
измельчением. В горнорудной промышленности измельчение является
подготовительной операцией к обогащению руд и осуществляется в бара-
банных мельницах.
Наиболее широко распространенным типом является шаровая мельни-
ца, представляющая собой полый барабан с горизонтальной осью враще-
ния, заполненный дробимым материалом и стальными (или чугунными)
шарами. Благодаря вращению барабана шары и куски материала подни-
маются в зависимости от частоты вращения на определенную высоту и
затем падают (зона I) или скатываются (зона II) вниз (рис. 9.13), дробя
руду под действием соответственно ударных и истирающих нагрузок.
В большинстве случаев измельчение выполняют мокрым способом,
при котором в мельницу подается не сухой материал, а так называемая
пульпа — смесь дробимого материала с водой. Такой способ исключает
пылеобразование, увеличивает производительность мельниц и повышает
210
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.13. Движение шаров и измель-
чаемого материала в шаровой мельнице
экономические показатели измельчения. На рис. 9.14 приведена схема
шаровой мельницы мокрого измельчения с центральной разгрузкой
(МШЦ). Вращающийся барабан мельницы цапфами укреплен в двух
подшипниках, установленных на фундаменте. Загружается мельница ма-
териалом через цапфу 4 с помощью комбинированного питателя, состоя-
щего из черпака улиткообразной формы 2 и спирали 3. Разгружается
мельница через другую цапфу 1 с ббльшим диаметром, благодаря чему из-
быток пульпы, представляющий собой взвесь измельченного материала в
воде, свободно выливается из мельницы. Существуют и другие способы
разгрузки мельниц, в частности через решетку (МШР). Крупность дроб-
ления материала регулируется изменением скорости подачи исходной
пульпы, в результате чего увеличивается или уменьшается время пребы-
вания материала в барабане и соответственно изменяется объем работы
по измельчению.
Эффективность (производительность) работы шаровых мельниц
определяется следующими основными факторами: частотой вращения,
размером кусков загружаемого материала и относительным диаметром
шаров, общей их загрузкой.
Рис. 9.14. Продольный разрез шаровой мельницы
9.2. Дробление и измельчение
211
Очевидно, что с повышением частоты вращения барабана шары под-
нимаются на большую высоту и падая выполняют большую работу дроб-
ления. Однако при превышении определенной частоты вращения шары
перестают падать, и дробление прекращается. Эта критическая частота
вращения определяется условием равенства силы тяжести шара и центро-
бежной силы:
mg =
*s ’
(9.Ю)
где т — масса шара, кг; g — ускорение свободного падения, м/с2; — ок-
ружная скорость вращения шара, м/с; R& — радиус барабана мельницы, м.
Если шары не проскальзывают по внутренней поверхности барабана,
то окружная скорость его движения
nRn
~30’
(9.Н)
где п — частота вращения барабана, об/мин.
После подстановки Ио из формулы (9.11) в (9.10) получим
^крит
зо ГГ
Л Vs
ИЛИ ^крит
42,3
М'
(9.12)
»
Оптимальная (с точки зрения производительности и удельного расхо-
да энергии) частота вращения мельниц, об/мин, примерно равна ЗО/^ГО^.
С уменьшением исходного размера кусков дробимого материала су-
щественно увеличивается производительность шаровых мельниц. Одна-
ко при этом ухудшаются технико-экономические показатели на предыду-
щих стадиях дробления. С учетом эффективности всех дробильно-
измельчительных операций оптимальная крупность кусков материала,
загружаемого в шаровые мельницы, составляет 5—20 мм.
Практикой установлено, что диаметры шаров загрузки с!ш должны
удовлетворять условиям:
(9-13)
где dK — наибольший размер куска дробимого материала.
212
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
В мельницах используются шары диаметром 25—150 мм. Оптимально
мельница заполняется шарами на 40—50%. Производительность шаровой
мельницы диаметром 3,2 и длиной 3,1 м при питании материалом круп-
ностью 0—20 мм составляет 55 т/ч (при дроблении до 0,2 мм) и около
15 т/ч (при дроблении до 0,075 мм).
На дробильно-обогатительных фабриках наряду с шаровыми приме-
няют стержневые мельницы, отличающиеся от первых формой дробящих
тел — вместо шаров внутренняя полость цилиндрического барабана за-
полняется стальными стержнями. Принцип работы стержневых мельниц
такой же, как и шаровых. Дробленый в стержневых мельницах материал
характеризуется большей однородностью по размеру зерен. Благодаря
отсутствию переизмельчения у стержневых мельниц повышенная произ-
водительность и пониженный удельный расход энергии. Как и шаровые,
стержневые мельницы бывают мокрого и сухого измельчения с перифе-
рической (через решетку) или центральной разгрузкой.
Измельчение — один из наиболее дорогих процессов дробления и сто-
имость его достигает 80% общих расходов на дробление и измельчение
руды. При производительности самых крупных мельниц 200—220 т/ч рас-
ход электроэнергии на 1 т материала достигает 15—30 кВт-ч. Это является
главной причиной, заставляющей работать над созданием новых типов
мельниц.
В последние годы в практике обогащения находят применение мель-
ницы вибрационного действия, в которых измельчение происходит под
действием ударов дробящих тел, которые перемещаются в результате
приложения к ним вибрационных воздействий с частотой колебаний до
300 в минуту.
Все шире применяются мельницы рудного, сухого или мокрого, самоиз-
мельчения. В мельнице сухого самоизмельчения типа «Аэрофол»
(рис. 9.15) куски руды крупностью до 250—300 мм в барабане диаметром
2—10 м, вращающемся со скоростью 2,5—6 м/с, под действием центро-
Рис. 9.15. Схема мельницы сухого
рудного самоизмельчения «Аэро-
фол»:
1 — барабан мельницы; 2 — лифтеры; 3 —
загрузка исходного материала с потоком
воздуха; 4— вынос измельченного матери-
ала в осадительные камеры
Таблица 9.7. Основные технические характеристики мельниц для измельчения руд
Шаровые мельницы мокрого измельчения Стержневые мельницы Мельницы рудного самоизмельчения
Параметр с решеткой с центральной разгрузкой мокрого измельчения сухого измельчения «Каскад» «Аэро- фол»
МШР- 900x900* МШР- 6000-8000“ мшц- 900x1800* мшц- 8500x8500" мсц- 900x1800* МСЦ- 4500x6000" мсп- 2100x3000* мсп- 2700x3600" ММС- 1500x400* ММС- 10000x5000“ МСС- 5700x1850
Рабочий диаметр барабана D, мм 900 6000 900 8500 900 4500 2100 2700 1500 10000 5700
Длина барабана L, мм 1800 8000 1800 8500 1800 6000 3000 3600 400 5000 1850
Частота вращения барабана,мин"1 40 13,2 40 13,2 32 12,5 16,75 14,00 30 10,2 13-18
Масса загрузки мелющих тел, т 1,0 430 1,7 428 2,0 196 21 42 — — —
Мощность электро- двигателя, кВт 13 4000 22 4000 22 2500 200 400 40 2x4000 705
Масса мельницы (без двигателя и мелющих тел), т 5,3 — 5,2 — 5,2 310 22 70 10,5 1600 179
* Минимальныый типоразмер.
” Максимальный типоразмер.
9.2. Дробление и измельчение
214
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
бежных сил и с помощью специальных лифтеров поднимаются на опре-
деленную высоту и, падая вниз, дробят и измельчают руду. Измельчен-
ный материал воздушным потоком выносится из барабана и улавливает-
ся в приемных камерах. Мельницы для мокрого рудного самоизмельче-
ния (ММС) получили название каскадных.
Основные технические характеристики отечественного измельчи-
тельного оборудования приведены в табл. 9.7.
Ведутся разработка и апробирование струйных мельниц, в которых са-
моизмельчение руд достигается в результате соударения частиц при
встрече двух движущихся навстречу друг другу со скоростью 100—150 м/с
потоков.
9.3 ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ РУДНЫХ МАТЕРИАЛОВ
И МЕТОДЫ ЕГО ОПРЕДЕЛЕНИЯ
Руды и продукты их переработки на различных стадиях рудо-
подготовки представляют собой сыпучие материалы, состоящие из кус-
ков (зерен) различных размеров. Распределение кусков (зерен) по клас-
сам крупности (их размеру) характеризует гранулометрический (или си-
товый) состав сыпучих материалов.
Процесс разделения сыпучих материалов на отдельные классы (фрак-
ции) крупности называют классификацией по крупности. Такая классифи-
кация осуществляется:
1. Разделением (грохочением) исходного материала на просеивающих
поверхностях с калиброванными отверстиями (колосниковые решетки,
сита, решета и др.). Последовательный ряд размеров отверстий сит, при-
меняемых для многократного грохочения, называется шкалой классифи-
кации, а отношение размеров отверстий смежных сит в закономерной
шкале — модулем шкалы. При грохочении крупного и среднего по крупно-
сти материала чаще всего применяют модуль равный 2. Такова, напри-
мер, шкала классификации на средних ситах с отверстиями 50; 25; 12; 6 и
3 мм. Для мелких сит, применяемых для ситовых анализов небольших на-
весок, принимается меньший модуль.
2. Разделением исходного материала на различные по крупности
фракции в жидкой или газообразной среде, в которой взвесь минераль-
ных частиц осаждается с различной скоростью в зависимости от их раз-
меров и плотности. Такая классификация может быть гидравлической
(водной) или пневматической (воздушной).
Для определения крупности материала применяют ситовый, седимен-
тационный, микроскопический и другие методы анализа. Содержание
относительно крупных классов (крупнее 0,074 или 0,044 мм) определяет-
ся рассевом пробы на ситах (ситовый анализ), а более тонких — с помо-
9.3. Гранулометрический состав рудных материалов и методы его определения
215
щью седиментационного (шламового) и микроскопического анализов.
Ситовый анализ проводится на механическом анализаторе (встряхи-
вателе), состоящем из набора стандартных сит. Размеры наиболее рас-
пространенных контрольных сит с квадратными ячейками приведены в
табл. 9.8.
Результаты ситового анализа представляются различными способами,
в частности, в виде таблиц (табл. 9.9).
Классы крупности в таблицах записываются либо только «от—до» ли-
бо «минус—плюс», а суммарный выход — только по «плюсу» либо «по ми-
нусу».
При графическом изображении результатов ситового и шламового
анализов получают так называемые характеристики крупности. Различа-
ют характеристики частные и суммарные, а также кривые распределения.
Частная характеристика отображает процентный выход отдельных
классов в виде гистограммы, состоящей из серии прямоугольников, ос-
нованиями которых служат отрезки между размерами сит, ограничиваю-
щими данный класс, а высотой — отрезки, соответствующие процентным
выходам классов. На рис. 9.16 приведены частная характеристика ситово-
го состава мелкой руды (см. табл. 9.9) и кривая распределения для этого
ситового состава.
Кривая распределения отличается от частной характеристики тем, что
выход классов относят каждый раз к одному и тому же интервалу на оси
абсцисс, а на оси ординат откладывают отношение выхода к интервалу.
Если, например, на рис. 9.16 за интервал принят узкий класс Ах = 1 мм,
то распределение по интервалам 0—1 и 1—2 мм будет 20 : 2 = 10%, по ин-
тервалам 2—3 и 3—4 мм — 7,5% и т. д. *
Суммарные (кумулятивные) характеристики отображают суммарный
выход классов по нарастающим итогам (рис. 9.17, по данным табл. 9.9).
Применяют два способа суммирования: по «плюсу», т. е. суммарному
остатку материала на ситах, начиная с самых крупных, и по «минусу» —
Рис. 9.16. Частная характе-
ристика крупности пробы ру-
ды (гистограмма) и кривая
распределения классов круп-
ности этой руды
216
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Таблица 9.8. Размеры квадратных ячеек контрольных сит, мм, в
России и за рубежом
Россия Германия Франция Велико- британия США Стандарт HCO(ISO)
Размер, мм Число меш*
0,040 0,040 0,040 — 0,037 400 0,040
0,045 0,045 — 0,044 0,044 325 0,045
0,050 0,050 0,050 0,053 0,053 270 0,050
0,056 0,056 — — — — 0,056
0,063 0,063 0,063 0,064 0,063 230 0,063
0,071 0,071 — 0,076 0,074 200 0,071
0,080 0,080 0,080 — — — 0,080
0,090 06090 — 0,089 0,088 170 0,090
0,100 0,100 0,100 06104 0,105 140 0,100
0,112 — — — — — 0,112
0,125 1,125 1,125 0,124 0,125 120 0,125
0,140 — — 0,152 0,149 100 0,14
0,160 0,160 0,160 — — — 0,16
0,180 — — 0,178 0,177 88 0,18
0,200 0,200 0,200 0,211 0,21 70 0,20
0,224 — — — — — 0.224
0,250 0,250 0,250 0,251 0,25 60 0,25
0,280 — — 0,295 0,297 50 0,28
0,315 0,315 0,315 — — — 0,315
0,355 — — 0,353 0,35 45 0,35
0,400 0,400 0,400 0,422 0,42 40 0,40
0,450 — — — — — 0,45
0,500 0,500 0,500 0,500 0,50 35 0,50
0,560 — — 0,599 0,59 30 0,56
0,630 0,630 0,630 0,699 — — 0,63
0,700 — — 0,790 0,71 25 0,71
0,800 0,80 0,80 0,853 0,84 20 0,80
0,900 — — — — — 0,90
1,00 1,00 1,00 1,002 1,00 18 1,00
1,25 1,25 1,25 1,204 1,19 16 1,25
— — — 1,405 1,41 14 1,40
1,60 1,60 1660 1,600 — — 1,60
— — — 1,676 1,68 12 1,80
2,00 2,0 2,0 2,057 2,00 10 2,00
— — — — 2638 8 2,24
2,50 2,50 2,50 2,411 — — 2,50
— — — 2,812 2,83 7 2,80
— 3,15 3,15 3,180 — — 3,15
— — — 36353 3,36 6 3,55
— 4,00 4,00 — 4,00 5 4,00
* Число отверстий на 1 дюйм.
9.3. Гранулометрический состав рудных материалов и методы его определения
217
Таблица 9.9. Результаты ситового анализа пробы мелкой руды
Класс (фракции), мм Выход отдельных классов Суммарный выход по «плюсу» (суммарный остаток на сетках), % Суммарный выход по «минусу» (суммарный просев), %
«от — до» «минус — плюс» КГ %
16-12 -16+12 4,5 15,0 15,0 100,0
12-8 -12+8 6,0 20,0 35,0 85,0
8-4 -8+4 9,0 30,0 65,0 65,0
4-2 -4+2 4,5 15,0 80,0 35,0
2-0 -2+0 6,0 20,0 100,0 20,0
Всего: 30,0 100,0
суммарному количеству материала в просеявшихся классах, начиная с са-
мых мелких, т. е. по просеву.
Для аналитического выражения суммарной характеристики «по мину-
су» Андреевым и Шуманом было предложено уравнение
100 -R = 101
d
^max >
(9.14)
где R — суммарный остаток на сите с диаметром отверстий J, %; 100 — —
суммарный просев через то же сито, %; t/max — размер максимального си-
та, на котором остаток равен нулю.
Показатель к характеризует степень кривизны характеристики: при
к > 1 кривые суммарных остатков выпуклые, при к = 1 они — прямые ли-
Рис. 9.17. Суммарные (кумуля-
тивные) характеристики крупно-
сти руды:
1 — «по минусу»; 2 — «по плюсу»
Размер отверстий сит, мм
218
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
нии; при к < 1 кривые вогнутые, причем вогнутость их тем больше, чем
меньше показатель к. Выпуклая характеристика «по плюсу» соответству-
ет относительно малому количеству мелких классов и преобладанию
крупных классов. Вогнутая кривая соответствует преобладанию мелких
классов (рис. 9.18). Для характеристик по просевам (по «минусу») выпук-
лая кривая характеризует относительно большое количество мелких
классов и относительно малое количество крупных.
Номинальной (или условной) максимальной крупностью продукта
принято считато размер dH огверстий того сита, на котором остаток со-
ставляет 5%, т. е. R = 5% (просев равен 95%).
Уравнение (9.14) справедливо только для мелких классов продуктов
дробления и измельчения. Поэтому для оценки крупности дробленых и в
особенности измельченных продуктов широкое применение получило
экспоненциально-степенное уравнение, предложенное Розиным и Рам-
лером,
100 _ -md"
R
(9.15)
а также упрощенное уравнение В.А. Олевского
R
где R — суммарный остаток на сите с диаметром отверстий d, %; е — осно-
вание натуральных логарифмов; т, — постоянные, характерные для
данных материалов.
В большинстве случаев куски дробленного или частицы измельченно
го материала имеют неправильную форму и при определении номиналь-
ного размера кусочков или частиц их условно заменяют в каком-либо от-
Рис. 9.18. Виды суммарных ха-
рактеристик:
1 — выпуклая; 2 — прямолинейная, 3 —
вогнутая для характеристик «по плю-
су» (кривые остатков на ситах) и Г, 2',
3' — соответственно для характеристик
«по минусу» (кривые просевов через
сетки сит)
9.3. Гранулометрический состав рудных материалов и методы его определения
219
ношении эквивалентным телом правильной формы. Номинальным диа-
метром кусков и частиц, выделенных при ситовом анализе, считается ди-
аметр круглого (или сторона квадратного) отверстия, определяющего
размеры наибольших проходящих через него кусков.
Помимо определения крупности по номинальному (условному) диа-
метру крупность частиц неправильной формы оценивают одним линей-
ным измерителем — средним диаметром, заменяющим все три измере-
ния. В этом случае частица заменяется эквивалентным ей телом правиль-
ной геометрической формы. Понятие «средний диаметр» становится
определенным лишь при условии, когда указано, в каком отношении ус-
танавливается эквивалентность между измеряемой частицей и телом пра-
вильной формы. Например, средний арифметический диаметр частицы,
близкой по форме к параллелепипеду, имеющий длину /, ширину b и тол-
щину Л, определяется как среднее арифметическое всех трех измерений:
J l+b+h
dCn —------
ср 3
(9.16)
Далее диаметр, найденный по формуле
dr = 4lbh, (9.17)
соответствует условию, по которому параллелепипедообразная частица
заменяется кубом (с ребром с?г). Эквивалентность заключается в том, что
объем такого куба равен объему правильного параллелепипеда, имеюще-
го такие же размеры /, b и А, что и данная частица. В этом случае dr назы-
вается среднегеометрическим диаметром.
Степень отклонения формы частицы от правильного шара оценивают
коэффициентом сферичности Т, представляющим собой отношение по-
верхности шара 5Ш к поверхности равновеликой по объему частицы
= (9.18)
Например, если частица имеет форму куба с ребром а, то отношение
поверхности шара диаметром d к поверхности куба с ребром а
Т = ^-.
6а2
Если эти тела равновелики по объему, то nd3/6 = а3,
откуда
(9.19)
a = di\-
220
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Коэффициент сферичности куба можно определять после подстанов-
ки найденного значения а в выражение (9.19):
У = 3^ = 0,806.
Номинальный (средний) диаметр частиц какого-либо узкого класса
(ограниченного размерами частиц d} и d2) определяют как среднее ариф-
метическое (полусумму) его пределов:
Имеются и другие формулы определения среднего диаметра dcp час-
тиц узкого класса.
Понятие «средний диаметр» (или «средневзвешенный диаметр») при-
меняют не только для узкого класса частиц, но и для всего продукта,
состоящего из смеси частиц различных узких классов. Если какая-либо
характерная физическая величина Zсвязана с диаметром d, частиц куско-
вого или порошковатого материала функциональной зависимостью типа
Z = F(d), то средневзвешенный диаметр dcp того класса, которым при
расчете заменяются все действительные классы крупности, должен быть
определен из соотношения
F(Dcp)Yyi = ^iF(di), (9.21)
где Dcp — средневзвешенный диаметр для всего продукта в целом, мм; yf. —
выход узкого класса крупности, %; Ху,- — общий выход всех классов,% (ча-
ще всего Ху,. = 100%); у,- — диаметр, принимаемый за средний для данного
узкого класса, мм.
Вид функции F(dt) зависит от выбранного закона связи между параме-
трами Zh dj. Сама функция F(d,) носит название определяющей функции.
Имеется большое количество формул для вычисления среднего диа-
метра смеси частиц. На практике чаще всего используется средневзве-
шенный диаметр
Z)cp = Xyd/Xy, (9.22)
или в развернутом виде
п _ Y1d1+y2J2+y3rf3+...+ УЛ ,Qrn
У1+У2+Уз + - + Уп
9.4. Грохочение и классификация
221
Эквивалентный диаметр смеси зернистых материалов по своей газо-
динамической характеристике определяют по формуле
SY,-
£> --------------,
(9.24)
где Лэз — эквивалентный (средневзвешенный) диаметр смеси зерен по
значению удельной поверхности, так как удельная поверхность обратно
пропорциональна среднему диаметру узкого класса частиц d;.
9.4 ГРОХОЧЕНИЕ И КЛАССИФИКАЦИЯ
Дробление и измельчение руд — энергоемким процесс, стои-
мость этих операций на обогатительных фабриках составляет 35—70%
расходов на весь цикл обогащения. Поэтому всегда важно соблюдать
принцип «не дробить ничего лишнего», т. е. дробить руду и другие мате-
риалы только до нужных размеров. Для выполнения этого принципа про-
цесс дробления разделяют на несколько стадий, каждая из которых обыч-
но сопровождается отделением готовых по размеру кусков и мелочи с
тем, чтобы не переизмельчать их и не перерасходовать энергию. При этом
одновременно повышается и производительность дробильных установок.
В отдельных случаях грохочение используют как окончательную опе-
рацию для получения готового продукта, отвечающего требованиям ме-
таллургического передела, например для удаления из богатых железных
руд, агломерата, окатышей, кокса, некондиционных мелких фракций пе-
ред загрузкой их в доменную печь. >
Разделение или сортировка материалов на классы по крупности при
помощи решеток или механических сит называется грохочением, а разде-
ление в воде или воздухе на основе разности скоростей падения зерен
различной крупности — гидравлической или воздушной классификацией.
Грохочением обычно разделяют материалы до крупности 1—3 мм, а более
мелкие — классификацией.
В практических условиях не удается полностью разделить мелкие и
крупные кусочки. Важнейшим технологическим показателем, характери-
зующим качество грохочения (и классификации), является эффектив-
ность грохочения, представляющая собой отношение количества факти-
чески отсортированных мелких классов к количеству этих классов в
исходном материале.
Эффективность грохочения, %
_ (a-v)10000
a(100-v) ’
(9.25)
222
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
где а и v — содержание выделяемой (мелкой) фракции соответственно в
исходном и надрешетном (крупном) продуктах, %.
Например, при грохочении дробленой руды на сите с отверстиями
20 мм в надрешетном продукте содержание фракции 0—20 мм составило
12%, в исходной руде до сортировки этой фракции было 43%. Эффектив-
ность грохочения для этих условий
(43-12)10000
43(100-12)
= 82%.
9.4.1 Типы и устройство грохотов
На дробильно-обогатительных фабриках используются разно-
образные грохоты, отличающиеся друг от друга по конструкции просеи-
вающих поверхностей, характеру движения сит, их форме, количеству и
расположению.
Конструкция просеивающей поверхности зависит от технологическо-
го назначения грохота и условий его работы. Для крупного грохочения в
качестве просеивающей поверхности применяются преимущественно
колосниковые решетки, набранные из отдельных колосников. Послед-
ние представляют собой стальные полосы, брусья или балки, установлен-
ные под углом 35—45° к горизонту (рис. 9.19). Размер щели между колос-
никами фиксируется ограничительными прокладками или жестким
креплением колосников к поперечным балкам. Материал, подаваемый
на верхний край грохота, самотеком движется по нему, при этом мелкие
Рис. 9.19. Колосниковые решетки:
а — общий вид; б — сечение колосников: 1 — трапецеидальное сечение; 2,3 — соответст-
венно рельс со срезанной подошвой и подошвой вверх; 4, 5 — соответственно колосник
круглого и квадратного сечения; 6 — колосник в виде сварной балки с броней из марган-
цовистой стали
9.4. Грохочение и классификация
223
куски проваливаются в зазоры между колосниками и выделяются в само-
стоятельную фракцию (подрешетный продукт). Колосниковые решетки
применяются в подвижных и неподвижных грохотах. В последнем случае
они представляют собой самостоятельную конструкцию — так называе-
мый неподвижный грохот.
Колосниковые грохоты имеют невысокую эффективность грохочения
(50-60%).
Объемная производительность, м3/ч
Q) = q}SF, (9.26)
где qx — объемная нагрузка, м3/(м2-ч) на 1 мм ширины щели; 5 — ширина
щели, мм; F— площадь колосниковой решетки, м2.
Подавляющее большинство применяемых грохотов имеют подвиж-
ную решетку, благодаря чему у них значительно более высокая эффектив-
ность грохочения.
В подвижных грохотах колосниковые решетки изготавливаются в ви-
де составных сочленяющихся элементов. В большинстве случаев подвиж-
ные грохота имеют листовые решета, представляющие собой металличе-
ские перфорированные листы. Отверстия штампуют или просверливают.
Отверстия обычно круглые, реже квадратные или прямоугольные «в
елочку».
Для повышения долговечности решёта начали изготавливать из литой
резины с отверстиями квадратной или продолговатой (шпальтовсй фор-
мы). Для уменьшения забиваемости они расширяются книзу (по толщи-
не полосы).
Для мелкого грохочения на рудообогатительных фабриках применяет
также металлические сетки — проволочные сита. Ткань (сетка) изготавли-
вается из волнистой (канилированной), т. е. предварительно рифленой,
стальной проволоки. Для тонкого рохочения, как и для ситовых анали-
зов, применяют мелкие тканые сетки, изготовленные из латунной и
бронзовой проволоки, а также из капроновых нитей.
Производительность грохотов зависит от коэффициента живого сече-
ния сетки Ьо. Для сеток с квадратными отверстиями этот коэффициент, %
2^=—100, (9.27)
а + Ь
где а — размер отверстия, мм; b — толщина (диаметр) проволоки, мм.
Для сеток с прямоугольными отверстиями длиной / и шириной а
Л) =------(9 28)
(l + b)(a + b) V j
224
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Чем больше коэффициент живого сечения, тем выше при прочих рав-
ных условиях производительность грохота. Для колосниковых решеток и
листовых решёт коэффициент живого сечения не превышает 50—60%;
для проволочных сит он доходит до 82%.
Наряду с коэффициентом живого сечения сетку характеризуют также
коэффициентом плотности, представляющим собой дополнение до 100%
к первому:
К= 100-£0.
Различают сетки:
(9.29)
малой плотности........
нормальной плотности ..
большой плотности .....
особо большой плотности
К< 25% (или Zo > 75%);
К= 25-50% (или Zo = 75-50%):
К= 50-75% (или Lq = 50-25%):
.*>75% (или£0<25%).
С уменьшением живого сечения производительность грохота снижа-
ется, но прочность и срок службы сеток увеличиваются, так как для более
плотных сеток применяются проволоки большего диаметра (при одина-
ковых размерах ячеек).
Подвижные грохоты делят на барабанные, валковые, качающиеся, ви-
брационные.
Барабанный грохот (рис. 9.20) представляет собой цилиндрический
или конический барабан с перфорированной поверхностью (решето, си-
то). Размер ячеек сит возрастает к разгрузочному концу грохота. Диаметр
барабана должен превышать размер максимального куска не менее чем в
14 раз:
max*
(9.30)
Для обеспечения перемещения материала от одного конца к другому
цилиндрические барабаны монтируют так, чтобы ось вращения была на-
клонена к горизонту под углом 5—7°. При вращении барабана материал,
находящийся в нем, поднимается на определенную высоту и затем спол-
зает или скатывается вниз. В этот период мелкие кусочки просыпаются
через отверстия. За время пребывания в барабане каждый объем сыпуче-
Рис. 9.20. Вращающийся
барабанный грохот:
1 — перфорированная стенка ба-
рабана; 2 — загрузка исходного
материала; 3, 4 — выгрузка соот-
ветственно самой крупной и са-
мой мелкой фракций подрешет-
ного продукта; 5, 6 — промежу-
точные фракции
9.4. Грохочение и классификация
225
го материала многократно поднимается и ссыпается вниз, что существен-
но повышает эффективность грохочения. Барабанные грохоты в зависи-
мости от количества сит могут разделять материал по крупности на два
или больше классов. В грохоте, схема которого приведена на рис. 9.20,
материал делится на четыре класса.
Барабанные грохоты применяются для промывки и сортировки по
крупности глиносодержащих руд (промывочные барабанные грохоты или
скрубберы), для промывки и сортировки щебня, гравия и песка и для дру-
гих целей. Их технические характеристики приведены в табл. 9.10.
Валковые (дисковые или роликовые) грохоты имеют рабочую поверх-
ность, образованную дисками, насажанными на ряд валков, вращающих-
ся в направлении подачи материала (рис. 9.21). Обычно отверстия для
просеивания квадратные со стороной 50; 75; 100; 125 мм, ширина грохота
1,25 и 1,5 м, рабочая площадь 2,35—3,9 м2. Валковые грохота используют
для предварительного грохочения угля, известняка и других материалов
перед первичным дроблением. В доменном цехе валковыми грохотами
сортируют кокс перед загрузкой в печь. Производительность выпускае-
мых грохотов составляет 350—600 т/ч.
Таблица 9.10. Технические характеристики барабанных
промывочных грохотов
Параметр ГБ-1,5 С-89 ГСМЦ 600x4200 ГСМЦ 1000x540
Диаметр барабана, мм 1500 1330 600 1000
Длина барабана, мм 4200 7300 4200 540Ь
Число секций 2 1 2 4
Размеры отверстий сит, мм: секции * 50 20 — —
II секции 10x10 — 20 20
III секции — — — 20
IV секции — — — 40
Угол наклона, град 3-8 — 6 6
Частота вращения, об/мин Мощность электродвигателя, кВт 10,4 16 20 15,1
Максимальный размер кусков, мм 4,5 28 1,7 4,5
Производительность: по объему, м3/ч 300 200 80 100
по массе, т/ч 60-90 75 9-11 37-45
* Для марок ГСМЦ первая секция глухая.
8 ЛеонтьевЛ. И. и др.
226
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
1730
Рис. 9.21. Грохот валковой ГВ-75-1,5 с эксцентричными дисками:
1 — рама; 2— валки с дисками; 3 — электродвигатель; 4 — приводная цепь от редуктора;
5 — промежуточная цепная передача к валкам
9.4. Грохочение и классификация
227
Качающиеся грохоты — это получившие большое распространение на
рудообогатительных фабриках плоские грохоты с продольными симмет-
ричными колебаниями просеивающей поверхности. Важным в технологи-
ческом отношении параметром таких грохотов является угол наклона сита.
Он может быть большим (15—26°), горизонтальным или малым (5—6°).
Схемы одного из типов качающихся грохотов приведены на рис. 9.22.
Грохот представляет собой раму с одним, двумя (или несколькими)
ситами, подвешенную шарнирно на тягах-подвесках. Кривошипно-ша-
тунный механизм сообщает грохоту возвратно-поступательные движения
в плоскости сита. Однако вследствие наклонного положения сита нахо-
дящийся в нем материал подбрасывается, благодаря чему отдельные ку-
сочки дробленного материала взаимно перемещаются, что обеспечивает
лучшие условия для отделения мелочи и повышает эффективность грохо-
чения (до 85—90%). Производительность для самой крупной модели (раз-
мер сита 2000 х 2700 мм) достигает 250 т/ч.
Вибрационные грохоты различных типов имеют одинаковый принцип
действия: подвешенная или установленная на пружинах рама с ситом
(или с ситами) подвергается вибрационным воздействиям вибратора в
Рис. 9.22. Канематические схемы наклонных качающихся грохотов с
движением, близким к прямолинейному:
а — грохот на наклонных подвесках; б — грохот на вертикальных подвесках:
1 — кривошип; 2 — шатун; 3 — короб грохота; 4 — решето (сито); 5 — подвески
228
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
направлении, перпендикулярном плоскости сита, в результате чего ку-
сочки материала подбрасываются и, как и в качающемся грохоте, взаим-
но перемещаются, благодаря чему улучшаются условия для отделения
мелких классов.
Наклонные вибрационные грохоты с круглыми и эллиптическими ко-
лебаниями с одновальным дебалансным вибратором, двухподшипнико-
вые получили наименование инерционных. В большинстве отечественных
инерционных грохотов используются колебательные движения по эллип-
тическим траекториям. В этом случае короб, несущий просеивающую по-
верхность, опирается на плоские рессоры или витые цилиндрические
пружины (рис. 9.23). Упругие опоры укреплены на раме.
В некоторых случаях применяется упругая подвеска короба непосред-
ственно к перекрытию или металлоконструкции (рис. 9.24). В подшип-
Рис. 9.23. Кинематические схемы инерционных грохотов с эллиптическими
колебаниями с опорой на рессоры (а) и пружины (6):
1 — короб; 2 — сетка; 3 — пружины или рессоры; 4 — рама; 5 — подшипник; 6 — вал;
7— диск; 8—дебалансный груз
9.4. Грохочение и классификация
229
Рис. 9.24. Простой вибраци-
онный грохот в разрезе по оси
вибраторов:
1 — короб; 2 — сетка; 3 — пружины
подвесок; 4 — жесткая рама; 5 —
подшипники; 6— вал; 7— шкив; 8—
дебалансные грузы; 9— диски
никах 5, укрепленных непосредственно в коробе 7, вращается рабочий
вал 6 со шкивом 7, приводимым в движение электродвигателем. С валом
жестко связаны дебалансные грузы 8, при вращении которых возникает
центробежная сила инерции
Q= ma^R, (9.31)
где т — масса дебалансных грузов; со — угловая скорость; R — расстояние
центра тяжести дебаланса от оси вращения.
Усилие Q является возмущающей силой, под влиянием которой короб
грохота совершает колебания на упругих опорах (вибрирует).
Различают простые (см. рис. 9.24) и самоцентрирующиеся (рис. 9.25)
грохоты.
В простом вибрационном грохоте вибрация сита происходит под дейст-
вием только инерционных сил, возникающих при вращении грузо^.8.
Центр Ot описывает круговые движения, что затрудняет передачу движе-
ния от неподвижного двигателя к качающемуся шкиву 7, что требует при-
менения длинной ременной передачи и исключает использование корот-
кой клиноременной. В самоцентрирующемся грохоте (см. рис. 9.25) этот
Рис. 9.25. Самоцентрирую-
щийся вибрационный грохот в
разрезе по оси вибраторов
(Обозначения см. на рис. 7.24)
230
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
недостаток устранен, в нем эксцентриковый (коленчатый) вал сочетается
с инерционным механизмом. Дебалансные грузы 8 подбираются так, что-
бы достигалось равенство
G0R=Pr0, (9.32)
где Go — масса грузов, соответствующих эксцентриситету коленчатого ва-
ла r0; R — расстояние ВС центра тяжести грузов от точки С, Р— масса ра-
бочего органа (короба с сеткой).
При соблюдении этого условия центр приводного шкива 7, находящий-
ся на прямой 00, остается в пространстве неподвижным (при обычной на-
грузке), что позволяет применять короткую клиноременную передачу.
Инерционные грохоты выполняются обычно как самоцентрирующиеся.
В грохотах такого типа применен вибратор с самоустанавливающимися де-
балансными грузами, которые занимают рабочее положение автоматиче-
ски после того, как валом достигнута определенная частота вращения.
Благодаря этому вся система проходит через резонанс без раскачки при
пуске и выключении электродвигателя. Взаимное расположение обеих
половин каждого груза при изменяющейся частоте вращения определяет-
ся жесткостью пружины.
В гирационных (полувибрационных) наклонных грохотах (рис. 9.26) ко-
роб грохота с сеткой приводится в круговые колебательные движения
эксцентриковым валом. Концы вала находятся в подшипниках, укреп-
ленных на неподвижной раме. На валу имеются диски 9 с дебалансными
грузами 8, уравновешивающие короб. Возникающие при круговых воз-
вратно-поступательных движениях короба центробежные силы инерции
компенсируются дебалансными грузами 8. Здесь грузы, в отличие от де-
балансных грузов инерционных грохотов, не предназначены для возбуж-
дения колебаний упругой системы, а служат только для динамического ее
уравновешивания.
Рис. 9.26. Полувибрационный (четырехподшипниковый) грохот в разрезе
по оси вибраторов:
обозначения см. на рис. 7.24; позиция 10— подшипники на жесткой опоре
9.4. Грохочение и классификация
231
Горизонтальный грохот с прямолинейными (направленными) колеба-
ниями может быть выполнен как качающийся (см. рис. 9.22), так и виб-
рационный. В этом случае приводной механизм его представляет собой
двухвальный вибратор, обеспечивающий полное уравновешивание ко-
леблющихся масс грохота. Грохота такого типа называются самобалансны-
ми.
В самобалансном грохоте (рис. 9.27) короб совершает прямолинейные
колебания под углом е к плоскости сетки. При движении короба вперед
Рис. 9.27. Кине-
матические схема
самобалансного
горизонтального
грохота (а) и двух-
вального вибрато-
ра^:
1 — короб; 2 — сетка;
3— пружины подвес-
ки; 4 — дебалансные
диски с грузами
232
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
по ходу материала сетка приподнимается (по стрелке а—а), при обратном
ходе опускается (по стрелке а—Ь). При ходе вперед материал подбрасыва-
ется сеткой и некоторое время куски его летят по параболам как тела,
брошенные под углом е к горизонту. По окончании полета куски падают
на сетку и вместе с ней продолжают ход, после которого сетка делает но-
вый ход вперед с новым подбрасыванием кусков и т. д.
Вибратор самобалансного грохота двухвальный. Оба вала с закреплен-
ными на них дебалансными грузами сцеплены парой зубчатых колес,
благодаря чему грузы вращаются в противоположных направлениях.
В результате короб получает от приводного механизма переменный по
знаку импульс только в направлении оси ОХ, наклоненной под заданным
углом е к плоскости сетки. Угол е почти всегда выбирается равным 45°.
Каждому валу вибратора со стороны груза передается центробежная
сила инерции Q, равная произведению массы G/g на центростремитель-
ное ускорение v2//?. Каждая из двух сил Сможет быть разложена на две
составляющие, одна из которых Q. параллельна оси ОХ, а другая QY на-
правлена по оси ОУ, совпадающей с линией центров Ot О2. Две противо-
положно направленные составляющие по оси ОУ взаимно компенсиру-
ются, и на вибратор в каждый данный момент передается равнодейству-
ющая только двух составляющих Q+ Qx.
G >
2QX = 2(2sin<p = 2—cd2/?sin <p, (9.33)
g
где G— масса груза; g — ускорение свободного падения; со — угловая ско-
рость; R — радиус дисков вибратора.
У нас выпускаются грохоты различных конструкций с разными разме-
рами сит. Инерционные, гирационные и самобалансные грохота изготов-
ляются в различных конструктивных исполнениях: легкого, среднего и
тяжелого типов, отличающихся формой упругих опор, их расположени-
ем, а также наличием или отсутствием укрытия. Производительность
грохотов колеблется в зависимости от крупности выделяемого материала
и размера сита от 5—10 до 500—1500 т/ч при эффективности грохочения до
95%. На последнюю большое влияние оказывает влажность материала,
его физические свойства, толщина слоя материала на сите и т. д. На обо-
гатительных фабриках наибольшее распространение получили самоцен-
трирующиеся и самобалансные грохоты.
Основные технические характеристики инерционных, гирационных и
самобалансных грохотов приведены в табл. 9.11.
Грохоты с электромагнитным вибратором (рис. 9.28) нашли широкое
применение. Вибрации таких грохотов происходят в результате возврат-
но-поступательного движения якоря, соединенного либо жестко, либо
Таблица 9.11. Основные технические характеристики грохотов
Параметр Наклонные инерционные ГИрационные Самобалансные
легкие средние тяжелые средние тяжелые легкие средние тяжелые
ГИЛ-32* ГИЛ-52" ГИС-42* ГИС-52" ГИТ-32* ГИТ-71" ГГС-42* ГГС-52” ГГТ-42* ПТ-52" ГСЛ-42* ГСЛ-72" ГСС-22* ГСС-32" ГСТ-81
Размеры просеивающей поверхности, мм: ширина 1250 1750 1500 1750 1250 2500 1500 1750 1500 1750 1500 2500 1000 1250 3000
длина 2500 4500 3750 4500 2500 5000 3750 4500 3750 4500 5000 6000 2500 3000 6000
Количество сит 2 3 2 2 1-2 1-2 2 2 2 2 2 2 2 2 1
Размеры отверстий сит, мм: верхнего 50 50 40x40 40x40 20x40 50x12( 26x26 26x26 135x135 135x135 7-30 7-30 5x20 5x20
нижнего 6-25 6-25 12x12 12x12 12-25 — 5x20 5x20 80x80 80x80 7-25 7-25 5x20 5x20 —
Допустимая крупность 100 300 150 150 360 800 150 150 400 400 300 300 100 150 120
исходного материала, мм Ориентировочная 100 150 900 900 300 1200 140 200 250 250 40 50
производитель- ность, т/ч Мощность двигателя, кВт 4 10 10 10 10 30 м3/ч 13 13 м3/ч 17 м3/ч 22 17 13 5,5 5,5
Масса грохота, кг 1450 3700 3250 3700 5500 12000 3000 4000 7000 10000 6200 11400 1900 2000 1800
Минимальные типоразмеры.
” Максимальные типоразмеры.
9.4. Грохочение и классификация
234
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.28. Грохот с электромагнитным вибратором:
1 — вибратор; 2 — сито; 3 — пластинчатые рессоры; 4 — направляющая воронка; А —
загрузка; Б — мелкая фракция; В — крупная фракция
через пружину с коробом грохота, который под действием переменного
электромагнитного поля то втягивается в катушку, то выталкивается из
нее. Грохоты с электромагнитными вибраторами обладают рядом сущест-
венных преимуществ перед остальными: непосредственное соединение
двигателя с рабочим органом (коробом грохота) значительно упрощает
механическую конструкцию грохота; отсутствуют трущиеся и изнашива-
ющиеся (от трения) части, благодаря чему повышаются надежность и
долговечность установок; удельный расход электроэнергии значительно
ниже. Единственный серьезный недостатрк — малая амплитуда вибраций
(1—3 мм), что не позволяет использовать грохоты с электромагнитным
приводом для сортировки материалов повышенной крупности.
Грохоты с электровибрационным возбуждением колебаний бывают с
горизонтальным и наклонным расположением просеивающей поверхно-
сти.
Основные параметры электровибрационных грохотов приведены ниже.
наклонный
Грохот
горизонтальный
Полезная площадь грохочения, м2 .. .2,50
Размер отверстий решетки, мм.....20; 25; 60
Угол наклона решетки, град.......18
Амплитуда колебаний, мм .........1—3
Частота колебаний в минуту.......3000
Эффективность грохочения, %......70—80
4,75
20; 25; 60
0
2-3
3000
70-80.
9.4. Грохочение и классификация
235
9.4.2 Основные параметры грохочения
Процесс грохочения характеризуется комплексом технологи-
ческих параметров и показателей. На рис. 9.29 приведена схема односит-
ного грохота с основными показателями процесса грохочения. Одним из
таких показателей является выход подрешетного продукта.
При установившемся режиме работы грохота соблюдается равенство
Q=P+S, (9.34)
где Q— масса исходного материала, подаваемого на грохот в единицу вре-
мени, т/ч; Р и 5 — масса соответственно подрешетного и надрешетного
продуктов, т/ч.
Уравнение баланса мелкого класса имеет вид
Qa = РР + 5v,
(9.35)
где а— содержание какого-либо мелкого класса в исходном материале, %;
Р и v — содержание того же класса соответственно в подрешетном и над-
решетном продуктах, %.
После подстановки 5 из равенства (9.34) уравнение баланса (9.35) по-
лучит вид
0(а- v) = Р(р - v).
(9.36)
Отсюда выход подрешетного продукта, равный отношению массы
подрешетного продукта и исходного материала, из уравнения баланса
(9.36), %
Рис. 9.29. Схема односитового
грохота для определения показате-
лей грохочения
у = —100 = —-100.
Q P-v
Подрешетный (нижний) продукт
236
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Если расчет ведется по классу, верхний размер которого равен разме-
ру квадратных (или круглых) ячеек сита, то содержание расчетного клас-
са в подрешетном продукте составляет 100% (т. е. b = 100%). В этом част-
ном случае выход подрешетного продукта
а-у
100-у
100,
(9.38)
где а — содержание всего подлежащего отсеву мелкого класса в исходном
материале, %.
Извлечение мелких классов е в подрешетный продукт может быть вы-
ражено процентным отношением количества материала по массе, входя-
щего в мелкий класс подрешетного продукта, к общему количеству его в
исходном материале. Если содержание мелкого класса в исходном мате-
риале равно а (доли единицы), то в 100 массовых единицах исходного ма-
териала имеется 100 а единиц данного класса, а в подрешетном — уР та-
ких же единиц (у — выход подрешетного продукта, %; Р — содержание в
нем мелкого класса, доли единицы). Согласно определению, извлечение
Е = 100
Py = Py
100а а '
(9.39)
Не вычисляя выход у, можно найти извлечение непосредственно по
данным ситовых анализов. Подставляя в равенство (9.39) значение у из
формулы (9.37), будем иметь
Е = 100
Р а-у
а р-у
(9.40)
В частном случае, когда Р = 100%, формула упрощается:
_ ЮОу _ а-у 100-100 _ а-v 4
0 а 100-у а (100-у)а
(9.41)
Таким образом, когда расчет ведется по классу, верхний размер кото-
рого совпадает с размером отверстий сит (т. е. по всему подрешетному
продукту), извлечение представляет собой эффективность грохочения
(9.25), т. е. е0 = Т]. Применительно к этому частному случаю эффектив-
ность (и извлечение) иногда называют точностью отсева. Вообще же
извлечение е и эффективность ц не совпадают.
В надрешетном продукте неизбежно остается некоторое количество
подлежащих отсеву мелких классов вследствие несовершенства разделе-
9.4. Грохочение и классификация
237
ния исходного материала в процессе грохочения. Содержание их V, ха-
рактеризующее «степень замельченности» верхнего продукта, зависит от
точности отсева е и начального содержания мелких классов в исходном
материале а. Решение уравнения (9.41) относительно v дает соотноше-
ние:
100-Е
v~ 100___Е_-
а 100
(9.42)
Соответствующие этой формуле численные значения v графически
показаны на рис. 9.30.
Непосредственно по выходу у подрешетного продукта «замельчен-
ность» верхнего продукта может быть вычислена по формуле
v = 100
а-у
100-у
(9.43)
Качество процесса грохочения необходимо характеризовать не одним,
а двумя параметрами: точностью отсева е0 и «замельченностью» надре-
шетного продукта v, так как высокая точность еще не гарантирует высо-
кого качества верхнего продукта. Так, например, из агломерационной
шихты крупностью 15—0 мм необходимо выделить постель (крупные
классы 15—8 мм) грохочением шихты на сите с ячейками 8x8 мм. Содер-
жание класса 15—8 мм в исходном материале 10% (содержание мелочи
8—0 мм, а = 90%). Допустим, что грохочение велось с очень высокой ?оч-
Рис. 9.30. Зависи-
мости «замельчен-
ности» надрешетно-
го продукта от со-
держания мелкого
класса в исходном
материале и точнос-
ти отсева
238
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
ностью (е0 = 98%). Однако замельченность верхнего продукта классом
8—0 мм, согласно формуле (9.42), составляет 16% при допустимой макси-
мальной «замельченности» vmax — 10%. Для обеспечения требуемой пре-
дельной «замельченности», в соответствии с формулой (9.41), необходи-
мо грохочение с точностью отсева (извлечением) не менее 98,8%, что до-
стижимо при понижении нагрузки грохота примерно на 40%.
9.4.3 Теоретические основы классификации
Классификация продуктов измельчения руды в жидкой или
воздушной среде, а также гравитационные методы обогащения основаны
на различии в скоростях падения частиц различного размера и плотности
в этих средах. Падение тел может быть свободным и стесненным.
Свободным называется падение одиночных тел в жидкости на доста-
точно большом расстоянии от стенок, при котором их влиянием можно
пренебречь.
Если падение тела происходит в жидкости, находящейся в сосуде, раз-
меры сечения которого соизмеримы с размерами тела, или в жидкости, в
которой есть другие тела, сходные с ним или отличающиеся от него раз-
мерами, плотностью и формой, то такое падение будет стесненным.
В классификаторах и аппаратах гравитационного обогащения проис-
ходит только совместное падение многих частиц. Свободное падение яв-
ляется частным случаем стесненного, когда количество частиц в пульпе
стремится к нулю. Вследствие относительной простоты свободное паде-
ние наиболее подробно изучено. Формулы для определения скорости
свободного падения положены в основу многих выражений для стеснен-
ного падения, в которые вводятся соответствующие поправки.
Скорость свободного падения тела (частички руды) относительно
жидкости определяется взаимодействием следующих сил.
Сила тяжести (вес) Fx, направленная вниз, определяется объемом и
плотностью частицы:
„ ndt
(9.44)
о
где £?э — эквивалентный диаметр шара (равновеликого по объему тела);
рт — плотность тела; g — ускорение свободного падения.
Подъемная (архимедова) сила, направленная вверх,
nd3
^2=-^Рж£. (9.45)
о
9.4. Грохочение и классификация
239
где рж — плотность жидкости.
Гидродинамическое сопротивление зависит от размеров и формы час-
тиц, плотности и вязкости жидкости, скорости и ускорения частицы от-
носительно жидкости, а в условиях стесненного падения и от расстояния
между частицами.
Сила гидродинамического сопротивления жидкости при движении в
ней частицы (зерна) с постоянной скоростью
Г3 = фРжИ’2^. (9.46)
В формуле (9.46) ф — коэффициент гидродинамического сопротивле-
ния, зависящий от числа Рейнольдса
R, = —- = —(9.47)
v Ц
где w — скорость частицы относительно жидкости; v — коэффициент ки-
нематической вязкости; ц — коэффициент динамической вязкости жид-
кости; ц = урж.
При падении в неподвижной жидкости с начальной нулевой скоро-
стью частица (зерно) под действием силы тяжести будет постепенно уве-
личивать скорость падения, одновременно будет возрастать и сила сопро-
тивления Fy По истечении некоторого промежутка времени частица при-
обретает постоянную скорость, называемую конечной скоростью падения.
С этого момента сила тяжести F} и подъемная сила F2 уравновешиваются
силой гидродинамического сопротивления Fy Поэтому, с учетом формул
(9.44)—(9.46), для шарообразных частиц справедливо равенство >
тЧ / , 2 .2
-тЧРт-Рж^ФРжИ'Ч, (9.48)
о
откуда
IndeA
w = (9-49)
\ бф
где
д _ Рт ~ Рж
Рж
Зная зависимость коэффициента гидродинамического сопротивления
Ф от числа Рейнольдса Re, можно определить скорость w падения части-
240
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
цы в жидкости. Однако в общем случае теоретически рассчитать скорость
падения частиц весьма сложно и возможно только для некоторых тел в
области малых значений чисел Рейнольдса (Re < 1), соответствующих
условию ламинарного движения. В частности, для шара сила сопротивле-
ния
F3 = Зтсц^и1, (9.50)
где d — диаметр шара,
что соответствует зависимости
Ф = 3л/Ке. (9.51)
Тогда, на основании формул (9.48) и (9.51), скорость падения частицы
(с эквивалентным диаметром шара г/э) может быть определена по форму-
ле Г. Стокса
₽<£?(рт-рж) gd~&
w _ 6 э мт—мж_ или w _ б_э— ^2)
18ц 18v v 7
Как видно, в этих условиях скорость движения частицы пропорцио-
нальна квадрату ее диаметра. Это самый благоприятный режим движения
для успешного осуществления классификации. В ламинарном режиме
движутся частицы руды размером менее 0,1—0,15 мм.
Если скорость падения частицы достигает постоянного значения при
турбулентном режиме (500 < Re < 200000), то коэффициент гидравличес-
кого сопротивления равен 0,44 и практически не зависит от Re:
и>=5,48лЙД. (9.53)
Для этого случая скорость падения пропорциональна корню квадрат-
ному из диаметра частицы. Так движутся частицы крупнее 1—1,5 мм.
Частицы промежуточной крупности (1,5—0,15 мм) достигают посто-
янной скорости падения в воде в переходном режиме. Для определения
этой скорости предложено несколько эмпирических и интерполяцион-
ных формул, а также графические методы.
9.4.4 Классификаторы
Аппараты, предназначенные для разделения по крупности
мелких частиц в жидкости (или газовой среде), называют классификато-
рами. Все классифицирующие устройства делятся на две основные разно-
видности:
• классификаторы с гравитационным разделением;
• классификаторы с разделением в поле центробежных сил (центробеж-
ные).
9.4. Грохочение и классификация
241
Различают два способа разгрузки крупной (пески) фракции: принуди-
тельная (механическая) и самотечная. К классификаторам с гравитаци-
онным разделением материала по крупности и механической разгрузкой
песков относятся механические классификаторы: реечные, спиральные,
дражные, чашевые и др. С самотечной разгрузкой бывают гидравличес-
кие классификаторы: однокамерные (конусные) и многокамерные.
К центробежным классификаторам с механической разгрузкой отно-
сятся центрифуги, а с самотечной — гидроциклоны и пневматические
классификаторы (сепараторы).
Принцип работы классификаторов заключается в следующем. Каж-
дый классификатор имеет емкость, заполненную водой, куда непрерыв-
но подается пульпа (взвесь в воде мелких частичек различной крупности).
Наиболее тяжелые — самые крупные частички — за определенное время
успевают осесть на дно классификатора, в то время как мелкие остаются
во взвешенном состоянии и выносятся из него потоком жидкости. Осев-
шие частицы называют песками, а поток жидкости, содержащий мелкие
частички, — сливом.
Из большого количества разнообразных классификаторов рассмот-
рим устройство и принцип работы нескольких наиболее типичных и при-
меняемых на обогатительных фабриках.
Гидроклассификатор (рис. 9.31) представляет собой цилиндрический
бак диаметром от 2 до Юм, по оси которого укреплена медленно враща-
ющаяся крестовина (граблина). Осевшие частицы скребками, находящи-
мися в нижней части крестовины, постепенно перемещаются по кониче-
скому днищу к центральному отверстию, через которое происходит их
разгрузка. Избыток воды со взвешенными мелкими частичками перели-
вается через край классификатора в кольцевой желоб.
Спиральный классификатор (рис. 9.32) представляет собой наклонен-
ный под углом 14—18 град к горизонту полуцилиндрический желоб, в ко-
Рис. 9.31. Схема ра-
боты гидроклассифи-
катора:
1 — емкость; 2 — подача
исходной пульпы; 3 —
граблина; 4 — удаление
песков; 5 — кольцевой
желоб для слива
Пески
242
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.32. Схема спирального классификатора
тором по оси закреплены один или два вала со спиралями. Вращающаяся
с частотой 3—6 об/мин спираль диаметром от 300 до 3000 мм и длиной со-
ответственно от 3 до 12,5 м перемещает осевшие частицы (пески) к раз-
грузочному (верхнему) концу классификатора и одновременно турбули-
зирует пульпу, препятствуя осаждению мелких частичек.
Камерный классификатор (рис. 9.33) состоит из нескольких (3—10)
камер, в которых осаждаются крупные частички с постепенным умень-
шением их размеров (от 3 до 0,2 мм). Уплотнению слоя осевших частиц
препятствуют вращающиеся мешалки и восходящие потоки воды, пода-
ваемой в каждую камеру через пустотелые оси мешалок, что повышает
качество классификации.
Вода
Рис. 9.33. Камерный классификатор:
1 — камера; 2 — мешалки; 3 — привод мешалки
9.4. Грохочение и классификация
243
Гидроциклоны используются для разделения наиболее мелких частиц
материала. Питание подводится по касательной к корпусу (рис. 9.34) и
поток пульпы приобретает вращательное движение. В результате враще-
ния появляется центробежная сила mv^/R (где v0 — окружная скорость
движения потока жидкости внутри циклона; R — радиус вращения), пер-
пендикулярная направлению движения потока. Под действием этой силы
и происходит выделение крупных частичек, траектории движения кото-
рых представляют собой раскручивающуюся спираль. Чем крупнее час-
тички, тем большей центробежной силе они подвергаются, тем быстрее
достигают стенок циклона, после чего частички тормозятся и спускаются
вниз, где удаляются через специальный затвор. Поток жидкости, содер-
жащий во взвешенном состоянии мелкие частички, примерно на середи-
не циклона поворачивается вверх и выходит из него через центральный
патрубок.
Принцип классификации измельченных материалов в гидроциклоне
остается тем же, что и во всех рассмотренных выше классификаторах, т. е.
для расчетов скорости движения частиц в направлении, перпендикуляр-
ном движению потока, можно использовать выражения (9.44), (9.45) с
той только разницей, что вместо ускорения свободного падения следует
подставлять центростремительное ускорение v^/R. Повышая скорость
движения потока и снижая радиус циклона, удается достигать высоких
значений центростремительного ускорения, во много раз превышающих
ускорение свободного падения. Благодаря этому интенсифицируется про-
цесс выделения крупных частиц и уменьшаются размеры аппарата. Так,
максимальный диаметр гидроциклонов составляет 1000 мм. Другие досто-
инства гидроциклонов — простота конструкции и удобство эксплуатации.
Такие же циклоны работают при отделении (улавливании) пылевых
частиц от потока газа, т. е. пылеуловители. Для увеличения центробежной
силы, действующей на пылевые частицы, радиус циклонов уменьшают.
Рис. 9.34. Схема гидроциклона:
7 — центробежная сила; 2— сила инерции; 3— корпус;
4 — пульпопровод; 5 — центральный отводящий пат-
рубок
244
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Такие аппараты (мультициклоны) объединяют в группы, которые образу-
ют батарейные циклоны.
Крупность частиц, разделяемых классификаторами, определяется
средним временем пребывания измельченного материала в аппаратах.
Чем мельче требуется выделить частички, тем больше времени пульпа
должна находиться в классификаторе, что достигается обычно снижени-
ем его производительности.
К недостаткам мокрой классификации следует отнести повышенный
расход воды. Поэтому в маловодных районах применяется воздушная
классификация, которая сочетается с сухим измельчением руд.
Качество разделения частиц по крупности при классификации ниже,
чем при грохочении, поскольку не только в крупной фракции содержат-
ся мелкие частички, но и в мелкой — крупные.
Эффективность работы классификаторов
_(P-g)(g-Y)10000
g(100-g)(P-v) ’ <S54)
где а, Р, у — содержание мелкой фракции соответственно в питании,
сливе и песках, %.
9.4.5 Схемы участков дробления и измельчения
на обогатительных фабриках
Как отмечалось, для достижения высоких технико-экономи-
ческих показателей процессы дробления и измельчения (проводимые в
несколько этапов) всегда сопровождаются грохочением и классификаци-
ей. Ниже рассматриваются основные схемы дробления (измельчения).
При дроблении по схеме, приведенной на рис. 9.35, дробилка выдает
руду ббльшими кусками, чем требуется, что существенно повышает ее
производительность. Мелкая фракция, выделяемая в результате последу-
Рис. 9.35. Схема дробления
в замкнутом цикле
9.4. Грохочение и классификация
245
!
Рис. 9.36. Схема дробления в
открытом цикле
ющего грохочения, представляет собой требуемый по крупности продукт,
а более крупные куски (циркуляционная нагрузка) возвращаются в дро-
билку на додрабливание. По такой схеме происходит дробление в замкну-
том цикле. Она применяется, когда в исходной руде нет или мало мелкой
фракции.
Когда в руде много мелких фракций перед подачей на дробление руда
подвергается предварительному грохочению для отделения готовой (мел-
кой) фракции материала (рис. 9.36). К ней затем добавляется фракция по-
сле дробления до кусков заданных размеров. Такая схема называется
дроблением в открытом цикле, в котором нет циркуляционной нагрузки.
Схемы, приведенные на рис. 9.37, более сложные, чем предыдущие, и
по ним выполняются одна операция дробления и две операции грохоче-
ния. В схеме (рис. 9.37, а) объединены предварительное и контрольное
грохочения, а в схеме (рис. 9.37, б) операции грохочения разделены.
Рис. 9.37. Комбинированные схемы дробления и грохочения
246
9. Предварительная подготовка шихтовых материал^08 к доменной плавке
Рис. 9.38. Схема измельчения:
7 — мельница; 2 — спиральный классификатор; 3— насос; 4 — гид(Роциклон
Аналогичные схемы применяются при измельчентии; в этом случае
вместо грохочения используют классификацию. На ррис. 9.38 приведен
пример технологической схемы цикла измельчения.
На современных крупных дробильно-обогатительньых фабриках дроб-
ление и измельчение проводят по более сложным схемлам, представляю-
щим комбинации более простых.
9.5 ОБОГАЩЕНИЕ РУД
Ранее отмечалось, что ббльшая часть руд в естественном состо-
янии не пригодна для непосредственного Металлурги*ческ°го передела.
Вследствие низкого содержания железа и высокого сс°ДеРжания пустой
породы при плавке получается большое количество ш_1лака, требующего
повышенного расхода топлива; работа доменных печеГ-й характеризуется
при этом низкой производительностью. Повышение концентрации желе-
за в рудах дает существенный экономический эффект. '- Практикой уста-
новлено, что увеличение содержания железа в руде на 11% в среднем сни-
жает удельный расход кокса на 1,4—2,0% и повышает производительность
доменной печи на 2,5—3,0%. Этот эффект значительно превышает расхо-
ды на обогащение. Поэтому в настоящее время почти в^се руды перед ме-
таллургическим переделом подвергаются обогащению.
Обогащение — операция, в результате выполнения котт°рой повышается
концентрация полезного элемента (железа, марганца 1й др.) вследствие
удаления максимально возможного количества пустой^ породы. Иногда
при обогащении руды с пустой породой уходит часть вредных примесей.
Обогащение - по существу механический процесс рразделения части-
чек руды, представляющих собой либо полезный минееРал, либо пустую
9.5. Обогащение руд
247
породу. Для этого используют различия по каким-либо свойствам полез-
ного минерала и пустой породы: по цвету, блеску, твердости, плотности,
оптическим, электрическим, магнитным и другим свойствам.
Продуктами обогащения являются: концентрат — материал, содержа-
щий полезного минерала больше, чем его было в исходной руде; хвосты —
материал, состоящий в основном из пустой породы и небольшого коли-
чества полезного минерала. В сложных схемах обогащения получают
продукт, занимающий по содержанию полезного элемента промежуточ-
ное положение между концентратом и хвостами — промпродукт. Он под-
вергается дополнительному обогащению.
Эффективность процесса обогащения характеризуется комплексом
показателей.
1. Содержание металла (железа, марганца) в руде а, концентрате Р и
хвостах V. Чем выше содержание металла в концентрате и ниже в хвостах,
тем лучше качественные показатели обогащения.
2. Выход концентрата — отношение масс концентрата Мк и пошедшей
на его получение руды Мр:
Мк
У = 7Гр- <9-55>
Он показывает, какое количество концентрата получается из 1 т руды.
Выход концентрата может быть выражен через содержание металла в ру-
де и продуктах обогащения. Используем для этого баланс металла:
Мра = Л/КР + (Мр - MJv = Мкр + Mpv - MKv (9.$6)
или
Мр(а - V) = Л/К(Р - v).
Отсюда
3. Степень сокращения показывает, во сколько раз уменьшается коли-
чество концентрата по сравнению с количеством пошедшей на его полу-
чение руды:
248
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
4. Степень обогащения — отношение содержания металла в концентра-
те и исходной руде:
Л=Р/а. (9.59)
5. Степень извлечения металла в концентрат (е) показывает, какая
часть его, содержащаяся в руде, перешла в концентрат:
Мк₽ Р (a-v)₽
е = 7$ГТа = (Г^' <M0)
Степень извлечения железа при обогащении железных руд в зависи-
мости от метода обогащения и конструкции аппарата может изменяться
от 60 до 95%. Она зависит и от обогатимости руды, т. е. ее способности
обогащаться, которая определяется размером рудных зерен, теснотой их
взаимного прорастания с минералами пустой породы и т. п.
6. В ряде случаев для определения эффективности обогащения приме-
няют формулу
где Z — содержание металла в чистом рудном минерале, % (для магнети-
та, например, Z= 72,4%).
В обогатительной промышленности используют разнообразные мето-
ды обогащения полезных ископаемых. В зависимости от конкретных фи-
зико-химических свойств исходной руды и требований к концентрату на
основании предварительных исследований выбирают наиболее подходя-
щий метод, дающий хорошие результаты и достаточно экономичный.
Ниже рассмотрены методы, нашедшие наибольшее распространение при
обогащении железных и марганцевых руд.
9.5.1 Обогащение промывкой
Относительно простым методом обогащения, дающим вполне
удовлетворительные результаты для руд с песчаной и глинистой пустой
породами, является промывка.
Под промывкой понимают процесс дезинтеграции (разрыхления, дис-
пергирования) глинистого материала, цементирующего руду, с одновре-
менным отделением его от рудных частиц под действием воды и соответ-
ствующих механизмов.
После промывки получаются мытая руда, состоящая из рудных час-
тиц, и шламы (слив), содержащие диспергированную в воде глину и не-
9.5. Обогащение руд
249
большое количество рудных частиц. Промывка может быть самостоя-
тельным процессом, после которого выделяется концентрат, или подго-
товительным, после которого мытая руда направляется на дальнейшее
обогащение. Процесс промывки широко применяется для обогащения
железных и марганцевых руд, россыпей цветных, редких и благородных
металлов, месторождений песка, гравия, каолинового сырья, фосфори-
тов и других материалов, в которых частицы минералов не связаны вза-
имным прорастанием, а сцементированы мягким глинистым веществом.
Для промывки руд используется большое количество устройств и ма-
шин, различающихся по конструкции и способам дезинтеграции руды и
отделения шламов.
Барабанные промывочные грохоты и бутары нашли широкое распрост-
ранение в практике обогащения руд промывкой. Они в основном имеют
такое же устройство, как барабанные грохоты, и отличаются от последних
наличием приспособлений для более интенсивного механического и ги-
дравлического воздействий на руду. Грохоты предназначаются для легко-
промывистых руд с небольшим количеством глинистых примесей, а бута-
ры — для руд легкой и средней промывистости крупностью 200—300 мм.
Барабанный промывочный грохот ГБ-1,5 (рис. 9.39) имеет цилиндриче-
ский барабан, состоящий из четырех секций: двух глухих у загрузочного и
разгрузочного концов и двух перфорированных в средней части. Барабан
установлен под углом 3—8 град к горизонту, имеет диаметр 1500 мм,
общую длину 4200 мм, а перфорированной части — 2500 мм. Размер
отверстий в перфорированной части барабана 50 и 10 мм.
Руда загружается во вращающийся (с частотой 10,4 об/мин) барабан,
в который через брызгала подается под напором вода. Производитель-
ность грохота составляет 60—90 т/ч.
Рис. 9.39. Грохот барабанный промывочный ГБ-1,5:
1 — барабан; 2 — ролики; 3 — привод; 4 — приводной ролик; 5 — муфты; б — вал;
7 — упорный ролик
250
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Бутары по сравнению с промывочными грохотами имеют большее от-
ношение длины к диаметру (8300 мм : 1330 мм) и более высокие кольце-
вые пороги. Барабан бутары состоит из шести секций: двух глухих у загру-
зочного и разгрузочного концов и четыре перфорированных в средней
части барабана. На внутренней поверхности барабана установлены про-
дольные пластины (или угольники) для разрыхления руды и кольцевые
пороги, предназначенные для увеличения времени пребывания в бутаре.
Вода подается в барабан под давлением 0,2—0,4 МПа через оросительную
трубу с насадками. Мелкий материал, прошедший через перфорирован-
ную часть барабана, собирается в лоток, установленный под бутарой (или
грохотом) и направляется на дальнейшую стадию обработки, крупные ку-
ски разгружаются через разгрузочный порог. Некоторые бутары имеют
барабан конической или пирамидальной формы. Для труднопромывис-
тых руд в бутарах устанавливаются дополнительные цепи, кольцевые по-
роги. Производительность бутары диаметром 1,5 и длиной 5 м составляет
150—200 т/ч.
Расход воды на промывку зависит от промывистости материала и ко-
леблется от 1 до 6 м3 на 1 т руды.
Скрубберы в отличие от барабанных грохотов и бутар имеют глухие ба-
рабаны с торцевыми стенками, в которых есть горловины для загрузки и
разгрузки материала (рис. 9.40). Благодаря этому рудный материал нахо-
дится под уровнем пульпы.
Внутри барабана имеются дезинтегрирующие и перемешивающие ус-
тройства. В горизонтально установленных скрубберах дезинтегрирующие
Рис. 9.40. Скруббер С-1,3:
1 — глухой барабан; 2— штыри; 3, 9— соответственно загрузочная и разгрузочная горло-
вины; 4 — муфта сцепления; 5— редуктор; 6 — электродвигатель; 7— вал; 8— приводной
ролик
9.5. Обогащение руд
251
Рис. 9.41. Скруббер-бутара:
У —барабан; 2— штыри; 3— опорные и приводные ролики; 4— барабан бутары; 5—рама;
6 — электродвигатель
выступы располагают по винтовой линии, что обеспечивает продвижение
материала к разгрузочному концу. Внутренняя поверхность барабана и
горловины скруббера футерованы стальными листами. Вода подается в
барабан скруббера по трубе под давлением 0,15—0,3 МПа и выходит вме-
сте с мытой рудой из барабана через разгрузочную горловину. Мытая ру-
да отделяется от шлама в других машинах. Производительность скруббе-
ра в зависимости от частоты вращения (10—24 об/мин) и угла наклона
(1—6 град) изменяется от 10 до 62 м3/ч.
Скруббер-бутара (рис. 9.41) представляет собой глухой барабан, ском-
бинированный с конической или цилиндрической бутарой, имеющей от-
верстия диаметром 16—20 мм. Между барабаном и бутарой находится
кольцевой порог. Устанавливается скруббер-бутара горизонтально или
наклонно под углом 7 град. Для хорошего размыва частота вращения
должна составлять 70—80% критической. Максимальная крупность мате-
риала в питании скруббер-бутар не превышает 150 мм.
Материал поступает в загрузочное отверстие в торцевой крышке бара-
бана скруббера, где размывается водой, подаваемой под давлением. Затем
руда направляется в бутару для отмывки и выделения мелкой фракции,
которая вместе со шламами проходит через отверстия в перфорирован-
ной части и попадает в лоток, расположенный под бутарой. Обезвожен-
ная мытая руда разгружается в конце бутары.
Корытные мойки (рис. 9.42) более совершенны и представляют собой
металлическое корыто шириной 1—1,25 м и длиной до 8 м, наклоненное к
горизонту под углом 5 град. Вдоль оси корыта установлены два вала с ло-
пастями, расположенными по винтовой линии, которые вращаются на-
встречу друг другу с частотой примерно 15 об/мин. Руда поступает в ниж-
нюю часть корыта, на две трети заполненную водой. Вращающиеся лопа-
252
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.42. Лопастная корытная мойка:
1 — корыто; 2 — вал; 3 — лопасти; 4 — привод
сти не только способствуют размыванию пустой породы, но и перемеща-
ют крупные куски руды к разгрузочному концу. Навстречу движущейся
вверх руде подается поток воды, который смывает частички пустой поро-
ды и выносит их из аппарата. Корытные мойки перерабатывают руду
крупностью 70—80 мм. Производительность мойки составляет 50—100 т/ч.
Бичевые промывочные машины устроены аналогично и отличаются от
корытной мойки только конструкцией вала — шнеки заменены бичами
для разбивания комков налипшей глины и руды (рис. 9.43). Машины
применяются для промывки марганцевых руд и состоят из трех ванн, ко-
торые руда проходит последовательно. Их производительность достигает
120—130 т/ч при расходе воды 3 м3 на 1 т руды.
Промывочная башня является эффективным агрегатом для промывки
руды (рис. 9.44) и представляет собой железобетонный чан диаметром
5—10 м и высотой 10—20 м с коническим днищем. В середине чана нахо-
Рис. 9.43. Схема бичевой промывочной машины
9.5. Обогащение руд
253
Рис. 9.44. Схема промывочной башни:
1 — сгустительная воронка; 2 — деаэрационная камера; 3 — загрузочный конвейер; 4 —
железобетонный чан; 5—обсадная труба; 6 — разгрузочный колпак; 7— сопла для пода-
чи воды и воздуха; 8 — аварийный шлюз; 9 — пневматический подъемник (аэролифт)
дится обсадная труба 5, в которой помещается аэролифт 9. Руда загружа-
ется питателем 3 и опускается на дно, промываясь восходящими потока-
ми воды, подаваемой снизу через сопла 7. Собравшаяся внизу промытая
руда попадает под колпак 6 и отсюда по центральной трубе аэролифта ув-
лекается сжатым воздухом наверх, где отделяется от воды в сгустительной
воронке 1.
При промывке керченской руды (бурых железняков) в башне высотой
4,7 м и диаметром 3 м достигнута производительность около 350 т/сут при
254
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Таблица 9.12. Показатели промывки руды в двух скрубберах,
работающих последовательно
Показатель Руда
бедная окисленная россыпная среднепромывистая рассыпная труднопромывистая
Производитель- ность, т/ч 322 318 305
Расход воды, м3/т 0,4 0,5 0,7
Выход мытой руды, % Содержание Fe, %: 78,9 63,9 74,4
в питании 44,8 43,6 41,2
в мытой руде 47,1 52,6 45,2
в сливе 31,4 27,8 29,7
Извлечение Fe в мытую руду, % 82,4 77,0 81,6
расходе воды 3 м3 на 1 т руды. Как видно, производительность этих агре-
гатов невелика.
В табл. 9.12 и 9.13 приведены технологические показатели промывки
окисленных руд в различных агрегатах (по данным практики).
Как видно из приведенных данных, результаты промывки не очень
высоки по содержанию Fe и повышению его концентрации в мытой руде
Таблица 9.13. Показатели промывки железной руды Керченского
месторождения в корытной мойке в один прием и промывочной
башне
Показатель Промывка в корытной мойке руды Промывка в промывочной башне руды
бедной богатой богатой бедной коричневой
Выход мытой руды, % Содержание Fe, %: 80,7 85,2 80,0 80,0 75,1
в питании 39,5 44,0 43,2 38,4 40,1
в мытой руде 41,4 46,0 47,2 42,4 44,0
в сливе 31,5 32,5 27,0 22,4 28,4
Извлечение F е в мытую руду, % 84,6 89,0 87,6 88,3 82,5
9.5. Обогащение руд
255
Таблица 9.14. Показатели обогащения промывкой марганцевой руды
Показатель Мытая руда Слив Исходная руда
Выход, % 49,8 50,2 100,0
Содержание Мп, % 39,8 15,2 27,8
Извлечение Мп, % 71,1 28,9
(концентрате). Однако эта операция считается экономически выгодной,
так как увеличение содержания Fe на 3—4% все равно делает руду более
ценным сырьем для доменной плавки. Благодаря сравнительно низкой
стоимости этот способ обогащения имеет весьма широкое применение на
современных горнорудных предприятиях в нашей стране и за рубежом
для обогащения окисленных руд. Он применяется и для обогащения
марганцевых руд. Так, при обогащении никопольских марганцевых руд в
бичевых промывочных машинах получены следующие результаты
(табл. 9.14).
Несмотря на простоту устройств для обогащения промывкой этот ме-
тод имеет ряд недостатков, главные из которых: высокий расход воды —
около 5 м3/т; невысокая эффективность обогащения — концентрация ме-
талла повышается всего лишь на 2—8%; извлечение составляет 85—89%, с
пустой породой теряется значительное количество мелких фракций руды.
Поэтому промывка является обычно подготовительным этапом перед бо-
лее совершенными методами обогащения.
>
9.5.2 Гравитационные методы обогащения
Гравитационные методы обогашения основаны на различии в
плотности минералов пустой породы и железосодержащих минералов,
плотность которых почти в 2 раза выше.
К статическим методам гравитационного обогащения относят обога-
щение в тяжелых суспензиях. Принцип этого способа заключается в том,
что раздробленная до необходимой крупности руда помещается в жид-
кость, плотность которой имеет промежуточное значение между плотно-
стью оксида железа и плотностью пустой породы. В такой жидкости бо-
лее легкая пустая порода всплывает, а более тяжелые оксиды железа то-
нут. Очевидно, что для этого способа сепарация не зависит от крупности
кусочков руды. Из-за отсутствия истинных жидкостей необходимой
плотности (около 3 г/см3), которые можно было бы экономически рента-
бельно использовать в черной металлургии, готовят суспензии — взвесь в
воде тонкоизмельченного тяжелого материала (чаще всего это ферроси-
256
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.45. Схема конического сепа-
ратора для обогащения в тяжелых сус-
пензиях:
1 — конус; 2 — мешалка; 3 — желоб для уда-
ления хвостов; 4 — аэролифт; 5 — выгрузка
концентрата; 6 — сжатый воздух; 7 — подача
исходной руды
лиций плотностью 6,8—7,0 г/см3 или магнетит плотностью 5,0 г/см3 и
др.). Крупность FeSi — 0,15—0 мм при содержании фракции размером ме-
нее 0,05 мм до 50%.
Обогащение в тяжелых суспензиях проводят в различных устройствах:
спиральных, барабанных, конических сепараторах.
Конический сепаратор (рис. 9.45) представляет собой конус 1 с вращаю-
щейся мешалкой 2, которая взмучивает поступающую в конус руду в тяже-
лой суспензии. Легкие фракции, т. е. пустая порода (хвосты), поднимается
кверху и сливается из конуса через желоб 3, а концентрат опускается на дно
конуса и аэролифтом 4 удаляется из него. Диаметр конуса составляет
3—6 м. При крупности руды 4—50 мм аппарат перерабатывает до 600 т/ч.
Барабанный сепаратор (рис. 9.46) представляет собой цилиндричес-
кий вращающийся барабан 5, внутри которого наварены спирали 4. В ба-
рабан через желоб 6 подается обогащаемая руда, а по трубе 2 — тяжелая
суспензия. В суспензии руда разделяется — хвосты сливаются через порог 7,
а концентрат спиралями и черпаковым устройством 3 выдается из бара-
бана через лоток 1.
Максимальная длина таких барабанов доходит до 6, а диаметр до 3 м,
частота вращения составляет 3—6 об/мин, производительность — до
250 т/ч. Однако крупность обогащаемой руды должна быть более 4 мм.
Этот способ обладает рядом существенных недостатков: велики поте-
ри утяжелителя (FeSi) — 0,4—0,5 кг/т руды; из-за нестабильности суспен-
зии приходится принимать специальные меры для ее перемешивания;
практически невозможно обогащать руды крупностью менее 3 мм; требу-
ется сложное и дорогое хозяйство для приготовления суспензии и под-
держания ее плотности в заданных пределах.
Динамические методы гравитационного обогащения основаны на том
же принципе, что и классификация — на различии в скоростях движения
9.5. Обогащение руд
257
Рис. 9.46. Барабанный сепаратор:
1 — лоток для выгрузки концентрата; 2 — труба для подачи тяжелой суспензии; 3 — чер-
паковое устройство для выгрузки концентрата; 4 — спирали; 5 — барабан; 6 — загрузоч-
ный желоб; 7— порог для разгрузки хвостов
в жидкости твердых частичек различной массы. Отличие состоит в том,
что если классификацией разделяют зерна различных размеров, но оди-
наковой плотности, то при гравитационном обогащении возникают серь-
езные затруднения, связанные с тем, что дробленная перед обогащением
руда содержит частички, различающиеся по размерам и плотности. Из
выражения (9.49) следует, что среди таких частиц будут сочетания, когда
мелкие (d), но с большой плотностью частички (рк) будут иметь такую же
скорость осаждения, что и более крупные (Z>), но с меньшей плотностью
(рп). Очевидно, что для успешного проведения сепарации необходимо,
чтобы самые маленькие частички оксидов железа имели большую ско-
рость осаждения, чем самые большие частички пустой породы. Это усло-
вие может быть выражено следующим неравенством:
^(Рк-Рж)>^(Рп-Рж)- (9.62)
Отсюда
В < Рк Рж
Рп — Рж
(9.63)
Таким образом, обогащение возможно только после предварительно-
го разделения измельченной руды на ряд фракций с соотношением мак-
9 Леонтьев Л. И. и др.
258
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
симальных и минимальных частичек в каждой меньшим величины
Рк ~Рж
Рп ~Рж
Например, для железной руды с плотностью оксидов железа рк = 4,5,
плотностью пустой породы рп = 2,6 г/см3, обогащаемой в воде, отноше-
ние
При обогащении более мелких частичек, движущихся в ламинарном
режиме (менее 0,15 мм), допустимый диапазон крупности частичек в мо-
нофракции оказывается уже:
— <Рк~Рж (9.64)
d Рп-Рж
(получено из выражения (9.52)). Для приведенного выше примера
D/d < 1,6. Отсюда следует, что обогащение мелких частиц руды гравита-
ционным методом дает неудовлетворительные результаты.
При анализе процессов движения твердых частиц для упрощения
предполагалось, что жидкость находится в спокойном состоянии. Одна-
ко на практике для уменьшения размеров аппаратов и увеличения эф-
фективности разделения часто используют восходящие потоки жидкос-
ти. Основные закономерности, полученные для неподвижной жидкости,
остаются верными.
Широкое распространение в черной металлургии получил метод гра-
витационного обогащения, называемый отсадкой. Слой руды, располо-
женный на решетке, пронизывается восходящим потоком воды, скорость
которого должна быть больше, чем скорость падения легких частиц, но
ниже, чем скорость падения тяжелых зерен (оксидов железа). Через неко-
торое время происходит расслоение руды: в нижней части слоя сосредо-
тачиваются тяжелые (богатые железом) частички, а в верхней — легкие
(хвосты). Практически удобнее создавать не непрерывный восходящий, а
пульсирующий поток воды. Это возможно выполнить двумя способами:
а) возвратно-поступательным движением вверх-вниз сита с материалом в
жидкости (рис. 9.47, а и б); б) попеременным движением жидкости вверх-
вниз через неподвижное сито с материалом. Такое движение жидкости
может осуществляться различными способами (рис. 9.47, б и в).
Диафрагмовая машина с неподвижным решетом является наиболее
распространенным типом отсадочных машин для обогащения железных
9.5. Обогащение руд
259
Рис. 9.47. Схемы работы отсадочных машин
руд. Удаление с сита верхнего слоя (хвостов) происходит через сливной
порог аппарата потоком воды. Концентрат удаляется частично через от-
верстия в сите (вниз), частично через специальное отверстие в боковой
стенке камеры, для этого сито слегка наклонено. Обогащению подверга-
ются руды крупностью 3—35 мм. Применяемые на фабриках машины для
обогащения руд отсадкой имеют сетку размером 1000 х 1000 мм, частота
качаний диафрагмы в минуту составляет 250—750, производительность —
около 25 т/ч.
Главный недостатк гравитационных методов обогащения — невоз-
можность обогащать тонкоизмельченные руды, что не позволяет полу-
чать концентраты с высоким содержанием металла (железа).
9.5.3 Магнитное обогащение
Основным и наиболее эффективным методом обогащения же-
лезных руд является магнитная сепарация, основанная на различии маг-
нитных свойств некоторых железорудных минералов и минералов пустой
породы. Это различие может быть проиллюстрировано данными
табл. 9.15. Как видно, наиболее сильными магнитными свойствами обла-
260
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Таблица 9.15. Относительная удельная магнитная восприимчивость
некоторых минералов (по отношению к чистому железу)
Минерал Относительная удельная магнитная восприимчивость Минерал Относительная удельная магнитная восприимчивость
Железо 100 Пиролюзит 0,71
Магнетит 40,18 Манганит 0,52
Ильменит 24,70 Гранат 0,40
Пирротин 6,69 Кварц 0,37
Сидерит 1,82 Пирит 0,28
Гематит 1,32 Доломит 0,22
Лимонит 0,84 Апатит 0,21
дает магнетит и несколько меньшими — ильменит. Естественно, что маг-
нитному обогащению подвергаются в первую очередь железные руды, со-
держащие эти минералы.
Таким образом:
для магнитных частиц
^магн = XoWgrad/^ ^мех ИЛИ
h
ж мех
для немагнитных частиц
Саги = Xo^gradH < F"eх или < 1,
А
ж мех
(9.65)
(9.66)
где 7^агн и 7^ех — равнодействующие соответственно магнитных и меха-
нических сил, действующих на частицы магнитного минерала в рабочем
пространстве сепаратора; F"arH и Г"ех — то же равнодействующие сил,
действующих на частицы менее магнитного минерала; %'о и %"0 — удельные
магнитные восприимчивости разделяемых минералов; Н — напряжен-
ность магнитного поля в рабочем пространстве сепаратора; grad Н — не-
однородность магнитного поля в направлении притяжения частиц.
В практике магнитного обогащения применяют следующую класси-
фикацию минералов по их магнитным свойствам.
1. Сильномагнитные минералы, извлекаемые на магнитных сепарато-
рах с относительно слабым магнитным полем напряженностью (Я) до
1,5 тыс.э (119 355 А/м). Эти минералы имеют удельную магнитную
9.5. Обогащение руд
261
восприимчивость вещества > 3-10“3 см3/г. К ним относятся магнетит
(естественный и искусственный), маггемит (y-Fe2O3), титаномагнетит,
пирротин.
2. Слабомагнитные минералы, извлекаемые на магнитных сепарато-
рах с сильным полем напряженностью 10—20 тыс.э и выше. Эта группа
включает в себя минералы судельной магнитной восприимчивостью ве-
щества Хо — (600 + 10)-10—6 см3/г: оксиды, гидроксиды и карбонаты желе-
за и марганца, вольфрамит, гранат и др.
3. Немагнитные минералы, не извлекаемые при магнитной сепара-
ции, удельная магнитная восприимчивость которых меньше
10-10-6 см3/г. К ним относятся: кварц, кальцит, апатит и др.
Магнитное обогащение выполняется в аппаратах, называемых маг-
нитными сепараторами. Имеется большое количество разнообразных ти-
пов магнитных сепараторов, но в основе работы всех их лежит один прин-
цип: раздробленная до необходимой крупности руда подается тонким сло-
ем в рабочую зону аппарата, где создано магнитное поле. Под действием
силы тяжести или динамического напора потока воды частички, не обла-
дающие магнитными свойствами (хвосты), свободно удаляются из этой
зоны, в то время как частички, обладающие магнитными свойствами (с
высоким содержанием оксидов железа), удерживаются в магнитном поле
и какой-то транспортирующей системой выносятся в другую сторону.
В зависимости от типа железосодержащих минералов для обогащения
применяют сепараторы с различной напряженностью магнитного поля.
Сильномагнитные руды (магнетиты, титаномагнетиты) обогащаются на
сепараторах со слабым магнитным полем — напряженностью около 12t)0
(95 500 А/м); маломагнитные руды (гематиты, бурые железняки) могут
успешно обогащаться магнитным способом только на сепараторах с
сильным магнитным полем — напряженностью до 20 000 (159.400 А/м).
Для обогащения магнитных железных руд крупностью выше 6 мм
применяется сухая магнитная сепарация. Однако основное количество
обогащаемых магнитным способом руд (примерно три четверти) прихо-
дится на долю мокрой магнитной сепарации. Руды крупностью менее
0,1 мм обогащаются только мокрым способом, в водной среде происходит
лучшее разделение мелких частиц, обладающих разными магнитными
свойствами.
По конструкции наиболее распространенным типом магнитных сепа-
раторов являются барабанные.
В барабанном магнитном сепараторн для сухого магнитного обогащения
(рис. 9.48) дробленая руда тонким слоем подается на верхнюю часть бара-
бана (диаметром 600-900 мм и длиной 1000 мм) из немагнитного матери-
ала, вращающегося с частотой 50 об/мин. Внутри барабана расположена
262
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.48. Магнитный барабанный сепаратор:
1 — бункер; 2 — вибрационный питатель; 3 — магнитная система; 4 — барабан; 5 — патру-
бок для отсоса пыли; 6 — скребок; 7 — кожух с приемниками продуктов сепарации; 8—
рама
магнитная система. Для слабомагнитных руд сильные магнитные поля
создаются электромагнитами. Для сильномагнитных руд могут приме-
няться и постоянные магниты. Немагнитные кусочки не могут удержать-
ся на цилиндрической поверхности и падают в бункер хвостов, а магнит-
ные притягиваются к поверхности барабана магнитным полем (создан-
ным системой магнитов, неподвижно закрепленных внутри барабана) и,
двигаясь далее, попадают в другой бункер. Производительность таких се-
параторов может достигать 50 т/ч.
9.5. Обогащение руд
263
В барабанном магнитном сепараторе для мокрого обогащения руд
(рис. 9.49) в отличие от сепараторов первого типа материал в виде пульпы
подается снизу. Магнитные частички притягиваются к поверхности бара-
бана и выносятся из ванны и далее форсунками смываются с барабана.
Осаждающиеся в воде немагнитные частички удаляются из сепаратора
Рис. 9.49. Противоточный магнитный барабанный сепаратор:
1 — барабан; 2 — магнитная система; 3 — ванна; 4 — загрузочная коробка; 5 — распреде-
лительная коробка; 6 — ускоритель; 7 — питающие патрубки; 8 — питающий лоток; 9 —
хвостовая насадка; 10— хвостовой патрубок; 11 — разгрузочная коробка; 12— брызгало;
13 — рама; 14 — привод
264
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
через спускной патрубок хвостов. Производительность сепаратора со-
ставляет около 5 т/ч для руды крупностью 0—0,5 мм.
Ленточный магнитный сепаратор (рис. 9.50) состоит из системы элек-
тромагнитов, магнитное поле которых имеет различную интенсивность.
Электромагниты расположены между ветвями ленточного резинового
транспортера, под которым находятся несколько камер, заполненных во-
дой, для улавливания продуктов обогащения. Поток пульпы по желобу
попадает в зону действия первого, самого сильного, магнита. Немагнит-
ные частички руды, содержащие хоть сколько-нибудь магнитной окиси
железа, притягиваются к ленте и движутся с ней дальше. Интенсивность
магнитного поля второго магнита меньше, чем первого, поэтому зерна
руды, содержащие небольшое количество оксидов железа (сростки) не
могут больше удерживаться на ленте и под действием силы тяжести отры-
ваются и осаждаются во второй камере. В зоне действия самого слабого
магнитного поля третьего магнита от ленты отрывается еще часть зерен
руды, и остаются притянутыми только частички, состоящие в основном из
магнетита. Под четвертым магнитом, вновь создающим поле высокой ин-
тенсивности, из слоя концентрата «отжимается» избыток воды и матери-
ал, выходя из зоны действия магнитного поля, попадает в бункер концен-
трата. Производительность ленточного магнитного сепаратора составляет
для классов — 0,15; —1,0; —6,0 мм соответственно 8; 25 и 35—40 т/ч.
В обогатительной практике применяются различные конструкции
магнитных и электромагнитных сепараторов.
Электромагнитный барабанный сепаратор с верхним питанием
168А-СЭ (рис. 9.51) предназначен для обогащения крупнокусковой (до
50 мм) магнетитовой руды. Сепаратор имеет два параллельно работаю-
щих верхних барабана и один нижний, на котором выполняется перечи-
стка немагнитного материала (сростки, окисленный магнетит — мартит и
полумартит), выделяемого на верхних барабанах.
Повышенная напряженность поля нижнего барабана обеспечивается
большой магнитодвижущей силой обмотки и наличием охлаждающих
элементов, через которые пропускается вода. Размер барабанов D = 900;
L = 1000 мм. Напряженность поля на верхних барабанах — 700—800 э
Рис. 9.50. Схема ленточно-
го магнитного сепаратора:
1 — магнитная система; 2 — лен-
та конвейера; 3 — исходная пуль-
па; 4 — удаление хвостов; 5 — вы-
деление промежуточного про-
дукта; 6 — разгрузка концентрата
9.5. Обогащение руд
265
(55 700-63 656 А/м); на нижнем — 1400—1500 э (111 398-119 355 А/м).
Частота вращения барабанов, об/мин: верхних — 43; нижнего — 25. Про-
изводительность — 140 т/ч.
Как видно, в одном сепараторе осуществляется двухстадийное обога-
щение с перечисткой слабомагнитной фракции, выделяемой верхними
барабанами, для которых она является немагнитной. При более сильном
поле на нижнем барабане из этой фракции выделяется относительно маг-
нитная фракция (промпродукт), которая может представлять собой:
1) сростки, которые не могли притянуться на верхних барабанах из-за
большой массы пустой породы; тогда этот промпродукт должен посту-
Питание
Рис. 9.51. Элект-
ромагнитный бара-
банный сепаратор
168А-СЭ:
1 — барабаны; 2 — эле-
ктромагнитные систе-
мы; 3 — электровибра-
ционный питатель; 4 —
рама с кожухом
266
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
пять на доизмельчение и повторную магнитную сепарацию (может быть
мокрую);
2) окисленную (или полуокисленную) фракцию; тогда этот промпро-
дукт должен направляться на обогащение другими методами, например
гравитационными или флотационными, или на магнетизирующий обжиг
с последующей магнитной сепарацией и т. д.
Сепараторы с сильным магнитным полем для обогащения слабомаг-
нитных железных руд сложны и малопроизводительны.
Руда
-25(40) + 0 мм
I
Сухая магнитная
сепарация
(1-2 приема)
Измельчение
Сухие
хвосты
Мокрая магнитная
сепарация
(I стадия, Хвосты
1-2 приема)
Измельчение
Мокрая магнитная
сепарация
(П стадия, 1 прием)
Классификация
Слив
Обесшламливание
Слив
Мокрая магнитная
сепарация
(Ш стадия, (
2-3 приема) '
Концентрат на
обезвоживание
и окускование
Общие
мокрые
хвосты
Рис. 9.52. Схема магнитного
обогащения скарновой магне-
титовой руды с неравномерной
вкрапленностью
9.5. Обогащение руд
267
Главные недостатки магнитного способа обогащения — трудности в
обогащении маломагнитных и окисленных железных руд, большие поте-
ри железа с немагнитными оксидами. В связи с этим магнитная сепара-
ция применяется не только как самостоятельный метод обогащения, но и
входит как составная часть в комбинированные схемы обогащения: маг-
нитно-гравитационные, магнитно-флотационные и др.
Для обеспечения возможности успешно обогащать магнитной сепара-
цией немагнитные железные руды (гематиты, бурые железняки) в по-
следнее время разрабатываются способы предварительного восстанови-
тельно-магнетизирующего обжига этих руд, при котором Fe2O3 перево-
дят в Fe3O4 или y-Fe2O3 (маггемит).
На фабриках обогащение руд происходит в несколько стадий, между
которыми руда может проходить доизмельчение, классификацию, обес-
шламливание, размагничивание и другие операции. Схемы обогащения
разрабатываются исходя из минералогического состава руд их микрост-
руктуры, размеров рудных и нерудных зерен и других факторов. Иногда
магнитная сепарация сочетается с другими методами обогащения (грави-
тационными, флотационными или обжигмагнитными).
Например, при магнитном обогащении скарновой магнетитовой руды
с неравномерной вкрапленностью рудных и нерудных минералов
(рис. 9.52) сухое обогащение выполняется в два приема с перечисткой не-
магнитного продукта (при более высокой напряженности магнитного по-
ля, например в сепараторе 168А-СЭ). При сухой сепарации обычно выде-
ляют отвальные хвосты и промпродукт, направляемый на измельчение и
последующее мокрое магнитное обогащение. Мокрое обогащение произ-
водится обычно в три стадии, каждая из которых включает от одного до
трех приемов.
9.5.4 Флотационное обогащение
Метод флотации основан на различии в поверхностных свой-
ствах, а именно, на способности смачиваться жидкостью зерен полезных
минералов и частиц пустой породы. Известно, что минералы, хорошо
смачивающиеся водой, называются гидрофильными, а плохо смачиваю-
щиеся — гидрофобными. Если небольшое количество жидкости (воды) по-
местить на поверхность твердой фазы, то в зависимости от характера по-
верхностного взаимодействия фаз (жидкой, твердой и газообразной)
жидкость может растекаться (гидрофильная поверхность) либо собраться
на ней в виде сферообразной капли (рис. 9.53, а). Количественно мера
смачиваемости может характеризоваться значением краевого угла 0, об-
разованного плоской поверхностью твердого вещества и плоскостью, ка-
сательной к поверхности жидкости на границе контакта всех трех фаз.
268
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.53. Схемы
взаимодействия гид-
рофильного (7) и ги-
дрофобного (2) ма-
териалов с водой (3)
и воздухом (4)
Для гидрофильных материалов 0 < 90°, для гидрофобных 0 > 90°. Способ-
ность тел смачиваться водой определяется в первую очередь природой
материала или, точнее, типом кристаллической решетки минерала.
Характер взаимодействия гидрофильных и гидрофобных тел с водой и
газом может выглядеть иначе, если твердое тело и небольшой объем газа
поместить в жидкость (рис. 9.53, б). В этих условиях вода легко замещает на
твердой гидрофильной поверхности газовый пузырек; на гидрофобной по-
верхности, наоборот, газовый пузырек закрепляется значительно прочнее.
Процесс закрепления пузырька газа на поверхности гидрофобной ча-
стицы является самопроизвольным, так как сопровождается уменьшени-
ем свободной поверхностной энергии. Убыль свободной поверхностной
энергии системы
(с _ с1 А
- cos0 , (9.67)
S-r-г J
где ож_г — свободная поверхностная энергия единицы поверхности раз-
дела жидкость—газ; 5Ж_Г и 5^_г — площади поверхности раздела жид-
кость-газ соответственно до и после прилипания пузырька к твердой по-
верхности; 5Т_Г — площадь поверхности раздела твердое тело—газ; 0 —
краевой угол смачивания.
Краевой угол смачивания определяется по формуле Неймана:
COS0 -
*^т—г *^т—ж
(9.68)
где от_г и от_ж — свободная поверхностная энергия единицы поверхнос-
тей разделов соответственно твердое тело — газ и твердое тело — жид-
кость.
9.5. Обогащение руд
269
При пенной флотации, когда размеры частиц малы по сравнению с
размерами пузырьков
и уравнение (9.67) принимает вид
AF= ож_г (1 - cos 6). (9.69)
Величина ДГ выражает максимальную работу, которую может совершить
система при вытеснении жидкости воздухом с единицы поверхности
твердого тела. Когда 6 > 0, то ДГ> 0, т. е. прилипание частицы к пузырь-
ку возможно, если краевой угол смачивания 6 > 0 (положительный).
Принципиально процесс флотации (разделение хорошо и плохо сма-
чиваемых жидкостью частиц) происходит так. В бак с водой, через кото-
рую непрерывно пропускают мелкие пузырьки воздуха, загружают дроб-
леную руду. Во время осаждения частички руды сталкиваются с поднима-
ющимися пузырьками воздуха. В соответствии с характером взаимодей-
ствия фаз (см. рис. 9.53) воздушные пузырьки «прилипают» к гидрофоб-
ным частичкам и поднимают их на поверхность жидкости. Частички же,
хорошо смачиваемые водой, не взаимодействуют с пузырьками воздуха и
осаждаются на дно бака-сепаратора.
Таким образом, для успешного проведения сепарации методом флота-
ции необходимо выполнить два условия. Во-первых, частички руды не
должны быть крупными, чтобы подъемная сила воздушных пузырьков
была достаточной для подъема частичек в жидкости. Практикой установ-
лено, что размер частичек железной руды, обогащаемой флотацией, не
должен превышать 0,3 мм. Во-вторых, частички полезного минерала (ок-
сидов железа) и пустой породы должны как можно сильнее различаться
по способности смачиваться. Следует отметить, что почти все минералы
железных руд относятся к категории гидрофильных, что создает опреде-
ленные сложности в обогащении железных руд методом флотации. Для
усиления различий в смачиваемости отдельных минералов и для улучше-
ния других условий процесса обогащения флотацией ее проводят не в чи-
стой воде, а с добавкой специальных веществ-реагентов, которые собира-
ются на поверхности раздела твердое тело — жидкость и на границе раз-
дела жидкость — воздух.
К первой группе реагентов относятся собиратели — поверхностно-ак-
тивные вещества, ухудшающие смачиваемость поверхности флотируемых
минералов водой, что характеризуется увеличением краевого угла и сокра-
щает время, необходимое для прилипания частицы к пузырьку. Таким об-
разом, собиратели уменьшают разность от_г — от_ж в уравнении (9.68) и
270
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
тем самым увеличивают величину AF[cm. формулу (9.67)]. В качестве со-
бирателей используют древесно-каменноугольные смолы и др.
Ко второй группе реагентов относятся модификаторы флотации, ко-
торые регулируют действие собирателей, усиливая или ослабляя его. Для
улучшения условий взаимодействия собирателей с поверхностью мине-
ралов применяют активаторы (известь, цианиды, силикат натрия и др.).
Для ухудшения или полного прекращения флотации во флотационную
пульпу вводят депрессоры (подавители). Действие депрессоров противо-
положно действию собирателей: они улучшают смачиваемость минерала
водой — значение краевого угла уменьшается до нуля или до такого зна-
чения, когда прилипание частицы к пузырьку неустойчиво и требуется
значительное время их контакта. В качестве депрессоров применяют же-
латину, крахмал, гуммиарабик и др.
Третья группа реагентов — это пенообразователи (спирты, фенолы,
сосновое, пихтовое и другие масла). Их используют для тонкого диспер-
гирования вводимого во флотационную машину воздуха и образования
устойчивой пены.
К вспомогательным реагентам относятся: регуляторы pH среды — ре-
агенты, изменяющие концентрацию гидроксидных и водородных ионов
в пульпе; модификаторы пены — реагенты, меняющие структуру пены
или гасящие ее. Часто регуляторы pH среды (серная кислота, известь, со-
да и др.) являются также и модификаторами флотации, а модификаторы
пены — одновременно и регуляторами pH среды, и модификаторами фло-
тации, так как эти реагенты во многих случаях влияют на стабильность и,
следовательно, структуру пены.
Обычно в слое пены на поверхности жидкости собираются частички
полезного минерала, а осаждаются на дно камеры машины частички
пустой породы. Такой процесс называется прямой флотацией. Однако в
ряде случаев, в том числе (иногда) и при обогащении железных руд, про-
дукты обогащения разделяют в ячейке флотомашины, наоборот, в пену
переходит пустая порода, а зерна полезного минерала осаждаются — это
обратная флотация.
Флотационная механическая машина (рис. 9.54) представляет собой
камеру объемом примерно 2 м3. При вращении импеллера происходит
интенсивное перемешивание в жидкости минеральных частичек и пу-
зырьков воздуха; кроме того, в зоне вращения мешалки создается разря-
жение, под действием которого в машину засасываются воздух и пульпа.
Минералы руды разделяются в средней части камеры, где гидрофобные
частички соединяются с пузырьками воздуха и поднимаются вверх. Ми-
нерализованная пена вращающимися лопастями перебрасывается через
сливную перегородку в желоб. Осевшие частички удаляются из машины
через отверстие в стенке камеры.
9.5. Обогащение руд
271
Рис. 9.54. Схема работы
механической флотацион-
ной машины:
1 — бак машины; 2 — мешалка-
импеллер; 3 — лопастной пита-
тель
частички
(хвосты)
Во флотационных машинах другого типа — пневматических — для обра-
зования мелких воздушных пузырьков и перемешивания пульпы в ниж-
нюю часть камеры подают струю сжатого воздуха. Производительность
флотационных машин составляет 10—20 т/ч.
Долгое время обогащение флотацией руд черной металлургии сдержи-
валось высокой стоимостью и дефицитом флотореагентов, а также слож-
ностью очистки сточных вод. В последние годы в связи с производством
новых типов синтетических реагентов перспективы для обогащения же-
лезных руд флотацией значительно улучшились. В настоящее время фло-
тация применяется для обогащения марганцевых руд и обычно являемся
одним из этапов в сложных схемах обогащения железных руд.
9.5.5 Обезвоживание концентратов
Железорудные концентраты для проведения над ними даль-
нейших технологических операций: дозирования, смешивания, окомко-
вания должны содержать влаги не более 10%. В то же время получаемая в
результате мокрого обогащения (магнитной сепарацией и флотацией)
пульпа содержит твердого вещества всего 20—30%. Влажность концентра-
та снижают в два этапа: сгущением и фильтрацией. Если концентрат не-
обходимо транспортировать на дальние расстояния по железной дороге
зимой, то его дополнительно сушат.
Сгущением называется процесс выделения жидкой фазы из пульпы,
происходящий в результате осаждения в ней твердых частиц под действи-
ем силы тяжести или центробежных сил. Этот процесс выполняют в ап-
272
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
паратах, подобных гидравлическим классификаторам и гидроциклонам
(см. п. 9.4).
Процесс сгущения пульпы в сгустителях протекает следующим обра-
зом. Пульпа, выйдя из питающей воронки, сначала движется вниз, а за-
тем растекается в радиальных направлениях. По мере замедления ради-
альных потоков из них выпадают все более мелкие частицы. Осветленная
часть пульпы, достигнув стенки сгустителя, поднимается вверх и сливает-
ся через порог в кольцевой желоб. Выпавшие из потока твердые частицы
оседают вниз. По мере их осаждения происходит уплотнение осадка.
В донной части сгустителя осадок перемещается гребками к центру по
наклонному днищу. Из разгрузочного конуса сгущенный продукт разгру-
жается самотеком или насосами.
При сгущении флотационных железорудных концентратов крупно-
стью 80% фракции 0,074-0 мм удельная нагрузка составляет 0,3—0,6 т/м2
в сутки, а для марганцевых концентратов — 0,4—0,7 т/м2 в сутки.
Для ускорения осаждения мелкие частички концентрата укрупняют
добавкой реагентов. Различают три способа образования агрегатов из
мелких частиц: коагуляцию электролитами, флокуляцию гидрофобизи-
рующими реагентами и полимерами. В ходе операции сгущения удается
снизить влажность до 50% и меньше.
Фильтрация заключается в просасывании воздуха через слой влажно-
го концентрата, помещенного на фильтровальную ткань, благодаря чему
удаляется большая часть влаги — влажность концентрата снижается до
8—15%. Фильтрацию концентрата проводят на ленточных, барабанных
или дисковых фильтрах.
Барабанный фильтр (рис. 9.55) представляет собой барабан с горизон-
тальной осью вращения, разбитый на несколько секторов. Его цилиндри-
ческая поверхность обтянута специальной фильтровальной тканью.
Нижняя часть барабана погружена в ванну с пульпой. Под действием ва-
Рис. 9.55. Схема барабанного фильтра:
1 — фильтровальная ткань; 2 — герметичные
перегородки; 3 — подача пульпы
9.6. Обжиг руд 273
куума вода из пульпы засасывается внутрь фильтра, при этом на ткани
формируется слой концентрата (сектор а—б), который затем при непре-
рывном вращении барабана вытягивается на воздух и из него продолжает
отсасываться влага (сектор б—в). В последнем секторе (в—а) создается из-
быточное давление и отфильтрованный слой концентрата — кек отделя-
ется от ткани (этому способствует также и специальный нож) и падает на
конвейер.
Сушку выполняют в барабанных сушилках (диаметром 3 м и длиной до
16 м) дымовыми газами с температурой 700 °C. Влажность снижают до
значений, при которых концентрат перестает смерзаться зимой (до
2-5%).
Как видно из рассмотренного, удаление пустой породы из руд и полу-
чение концентратов глубокого обогащения (с высоким содержанием же-
леза) требуют применения разнообразных устройств (дробилок, мельниц,
грохотов, классификаторов, обогатительных установок, устройств для
обезвоживания) и значительного расхода энергии на эти процессы. Одна-
ко эти затраты оправдываются экономически: увеличивается производи-
тельность доменных печей и снижается удельный расход кокса на вы-
плавку чугуна.
9.6 ОБЖИГ РУД
В XIX в. представлял собой весьма распространенный способ
подготовки железных руд к доменной плавке. Обжиг проводился в окис-
лительной атмосфере и служил для удаления гидратной влаги из бурых
железняков, а также серы и повышения восстановимости магнетитовых
руд. Однако в настоящее время эти задачи решаются попутно в процессах
окускования руд и концентратов, а окислительный обжиг применяется в
незначительных масштабах для разложения карбонатов и удаления серы
при подготовке сидеритов.
В последнее время все большее значение приобретает обжиг окислен-
ных руд (красных и бурых железняков) в восстановительной атмосфере
для перевода слабомагнитной окиси железа в магнетит (Fe3O4) и последу-
ющего обогащения продуктов обжига эффективным способом — магнит-
ной сепарацией. Поэтому такой обжиг называют магнетизирующим. Вос-
становление оксида железа при этом идет по следующим реакциям:
3Fe2O3 + СО = 2Fe3O4 + СО2
или (9.70)
3Fe2O3 + Н2 = 2Fe2O3 + Н2О.
Несмотря на принципиальную простоту при реализации этого спосо-
ба возникает ряд серьезных трудностей. Обжиг должен быть организован
10 Леонтьев Л. И. и др.
274
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.56. Диаграмма состояния системы железо—кислород и режимы маг-
нетизирующего обжига окисленных руд
так, чтобы вся окись железа восстанавливалась до магнетита; вместе с тем
нельзя допускать перехода Fe3O4 в FeO, так как монооксид железа, как и
окись, обладает слабомагнитными свойствами.
Поскольку железные руды обычно представлены соединениями желе-
за с кислородом, процесс их магнетизирующего обжига удобно рассмат-
ривать в системе железо — кислород, диаграмма состояния которой при-
ведена на рис. 9.56. Гематитовая руда (примерно 30% кислорода и 70% же-
леза) представлена правой заштрихованной областью, бурожелезняковые
и сидеритовые руды, содержащие менее 70% железа, расположены правее
этой области (точки Л и Q. Известно, что термодинамически наиболее
благоприятным является восстановление при температурах ниже 570 °C,
когда продуктами восстановления могут быть только магнитные вещест-
ва Fe3O4 и металлическое железо.
Дегидратация бурожелезняковой руды при нагреве до температуры
310—400 °C заканчивается, и она превращается в гематитовую руду (точ-
ка Б). Ход восстановления по реакциям (9.70) показан отрезком БВД. Оно
заканчивается в точке Д, когда вся руда превращена в магнетит. В проме-
жуточной стадии процесса (например, точка В) лишь часть гематита
превращена в магнетит.
Соотношение количества восстановленного до Fe3O4 гематита к его
исходному количеству называется степенью магнетизации при обжиге и
соответствует отношению отрезков ВБ : ДБ. Степень магнетизации, %
9.6. Обжиг руд
275
г = ^^2,33 -100, (9.71)
где FeO и Fe — содержания FeO и Fe в обожженной руде, %; 2,33 — отно-
шение содержания Feo6ui: FeO в магнетите (168 : 72).
Следует отличать степень магнетизации от степени восстановления
руды при обжиге. При полном восстановлении гематита до магнетита
степень восстановления составляет всего лишь 11,0%, в то время как сте-
пень магнетизации равна 100%.
В точке Д восстановление руды до Fe3O4 заканчивается, и ее надо не-
медленно охлаждать, так как дальнейший нагрев и восстановление руды
приведут только к увеличению расхода теплоты и времени на обжиг (сни-
жению производительности установки) без существенной пользы для
обогащения.
При быстром охлаждении в бескислородной атмосфере состав восста-
новленной руды не изменится (отрезок ДМ). Если же охлаждение проис-
ходит в присутствии кислорода, то произойдет процесс обратного окис-
ления, т. е. изменения состава по линии ДВБА с полной потерей магнит-
ных свойств. Если охлаждение проводить по линии ДЕИ при температу-
ре ниже 400 °C, при которой устойчив маггемит (y-Fe2O3), то магнетит
окислится до маггемита с сохранением магнитных свойств руды.
Маггемитом называют минерал, имеющий химический состав гема-
тита, а кристаллическую решетку магнетита, вследствие чего он обладает
высокой магнитной восприимчивостью. Решетка маггемита кубическая
со значительными нарушениями, вызванными выходом части ионов Же-
леза из решетки магнетита (т. е. имеет вакансии). Маггемит устойчив при
температуре ниже 400°С. При нагревании выше этой температуры магге-
мит частично или полностью переходит в гематит с перестройкой крис-
таллической решетки в равновесную тригональную систему с потерей
магнитных свойств.
При оптимальном ходе процесса обжига (по линии АБВДЕИ или
СБВДЕИ) расход теплоты на нагрев руды при прочих равных условиях
наименьший. При нарушении режима обжига восстановление не прекра-
щается в точке Д, а идет дальше по линии ДФ, что приводит к снижению
производительности печи, дополнительному расходу теплоты и восстано-
вителя на перевосстановление Fe3O4 до металлического железа. Однако
процесс обжига при температурах ниже 570 °C идет с малой скоростью.
На практике магнетизирующий обжиг окисленных руд ведут при тем-
пературах значительно более высоких — до 750—800 °C (например, по ли-
нии АБГП). Предельной температурой является температура начала раз-
мягчения руды. Повышение температуры значительно интенсифицирует
276
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
процесс восстановления и повышает производительность печей, в кото-
рых осуществляется обжиг. Оптимальная степень магнетизации, т. е. ис-
ключение «перевосстановления» (образование вюстита), достигается
вследствие уменьшения продолжительности обжига и низкой концентра-
ции восстановителей (СО и Н2) в газовой фазе печи. При температуре об-
жига 800—900 °C содержание СО или Н2 не должно превышать 20—30%.
В этих условиях процесс также идет медленно.
Для достижения высокой производительности обжиг ведут при отно-
сительно высоких температурах (800—1000 °C) и концентрации восстано-
вительных газов. Учитывая кратковременность пребывания руды в печи и
зональный характер восстановления, не удается получить в продуктах об-
жига только магнетит — в руде всегда присутствует либо некоторая часть
недовосстановленной Fe2O3, либо появляется вюстит. Оптимальные ус-
ловия обжига, при которых наибольшее количество железа руды находит-
ся в виде Fe3O4, находят опытным путем. Эти условия определяются фи-
зико-химическими свойствами руды, температурно-тепловыми и газоди-
намическими параметрами процесса, конструкцией печи и др. Сущест-
венное влияние на результаты оказывает гранулометрический состав ру-
ды. В крупных кусках одновременно существуют две зоны (Fe2O3 и Fe3O4
или Fe3O4 и FeO). Не удается достичь хороших результатов при обжиге
полидисперсного материала — за одно и то же время процесса мелкие и
крупные куски оказываются восстановленными в различной степени. Та-
ким образом, получение обожженной руды высокого качества требует
уменьшения размера ее кусков и повышения ее однородности по грану-
лометрическому составу.
Очевидно, что восстановленную при высоких температурах руду
нельзя охлаждать на воздухе, так как произойдет ее окисление. Учиты-
вая, однако, неравномерность обжига, процесс ведут с некоторым пере-
восстановлением. При последующем охлаждении на воздухе происходит
окисление вюстита поверхностных слоев до магнетита или при низких
температурах окисления — до маггемита.
Восстановительно-окислительный обжиг считают наиболее приемле-
мым для практики: наряду с высокими магнитными свойствами маггеми-
та процесс более экономичен, чем восстановительный обжиг, так как
часть энергии, затраченной на восстановление оксидов железа, может
быть возвращена при окислении до маггемита.
Наибольшее распространение при восстановительном обжиге желез-
ных руд получили трубчатые вращающиеся печи и печи «кипящего слоя».
Трубчатая печь представляет собой установленную на ролики длин-
ную металлическую трубу (длиной до 60 м) диаметром 3,5—4,0 м, футеро-
ванную внутри огнеупорным кирпичом, вращающуюся с частотой
1—2 об/мин (рис. 9.57). Благодаря наклону оси вращения к горизонту под
9.6. Обжиг руд
277
Продукты горения
Обожженная руда
Рис. 9.57. Схема грубчатой вращающейся печи 50 х 3,6 м для магнетизирую-
щего обжига руды:
1 — загрузочная головка; 2 — бандаж; 3 — венцовая шестерня; 4 — периферийные горел-
ки; 5 — разгрузочная головка; 6 — разгрузочная горловина; 7 — разгрузочный порог; 8 —
опорный ролик; 9 — упорный ролик; 10 — загрузочный порог
углом примерно 5 град руда (крупностью 0—25 мм) перемещается вдоль
трубы к ее нижнему — разгрузочному концу. Теплообмен в трубчатых вра-
щающихся печах происходит по схеме противотока, т. е. навстречу мате-
риалу по свободному сечению трубы движется поток газа — продуктов го-
рения топлива в торцевой горелке. Материал нагревается за счет конвек-
ции (от потока газа) и теплопроводности (от футеровки). За время преры-
вания в печи (около 2 ч) из руды испаряется влага, удаляются летучие и,
наконец, в нижней высокотемпературной части печи происходит восста-
новление до Fe3O4. Температура по длине печи регулиоуется газовыми
периферийными горелками. В одних случаях обожженная руда сразу раз-
гружается в охладительный барабан с водой, в других — подвергается ча-
стичному окислению воздухом перед окончательным безокислительным
охлаждением. Производительность вращающихся трубчатых печей
составляет почти 1000 т/сут при расходе условного топлива 5—6% массы
руды. К недостаткам трубчатых вращающихся печей следует отнести от-
носительно низкую производительность, повышенный расход топлива,
трудности в регулировке температур по длине печи, неодинаковые темпе-
ратуры по сечению слоя руды, в результате чего кусочки руды оказывают-
ся восстановленными в различной степени.
Печи «кипящего слоя» более совершенны в технологическом отноше-
нии. Их основным элементом является горизонтальный под с большим
количеством отверстий специальной конструкции. Если через слой мел-
278
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
кой руды, помещенной на такую решетку, снизу вверх продувать газ, то
при достижении определенной скорости его движения слой переходит во
взвешенное состояние. Сыпучий материал приобретает некоторые свой-
ства жидкости: поверхность слоя всегда горизонтальна, материал может
«переливаться» через перегородки. По внешнему виду из-за интенсивно-
го взаимного перемещения частичек слой материала напоминает кипя-
щую жидкость, поэтому его называют «кипящим слоем».
Сущность этого явления заключается в том, что при так называемой
первой критической скорости динамический напор газового потока ста-
новится достаточным для того, чтобы преодолеть силу тяжести отдельных
частичек и нести их с собой вверх. Однако после выхода из слоя газ рас-
пределяется на все сечение реактора, скорость его снижается, он больше
не может удерживать частичку во взвешенном состоянии и она падает на
поверхность слоя. Каждое мгновение часть зерен материала перемещает-
ся по слою снизу-вверх, другие опускаются вниз, происходит интенсив-
ное перемешивание сыпучего материала. Благодаря такому характеру
движения слой в состоянии «кипения» имеет значительно больший объ-
ем, чем неподвижный, так как каждая частичка отделена от другой газо-
вой прослойкой. Большая поверхность контакта твердого материала и га-
за обусловливает высокую интенсивность в кипящем слое химических
реакций, теплообмена, материал по высоте слоя имеет одинаковую тем-
пературу.
Исходя из условий газодинамики, для перевода материала во взве-
шенное состояние в слой должно подаваться в единицу времени доста-
точно большое количество газа, который не успевает за короткое время
пребывания в слое передать материалу ббльшую часть своей теплоты —
газ выходит из слоя с высокой температурой, процесс характеризуется
значительными теплопотерями. Для устранения этого недостатка и по-
вышения экономичности печи кипящего слоя делают обычно многопо-
довыми (многозонными) (рис. 9.58). В них поток газа проходит последо-
вательно несколько слоев — зон. В свою очередь сыпучий материал «пе-
ретекает» из одной зоны в другую с помощью специальных переточных
устройств, затем в третью и т. д. в направлении, обратном движению газо-
вого потока. Теплообмен здесь происходит по схеме противотока. Много-
подовые печи «кипящего слоя» характеризуются высоким коэффициен-
том использования тепла.
Для облегчения перевода во взвешенное состояние материал, подвер-
гаемый обжигу, должен быть измельчен до крупности 2—3 мм; из него не-
обходимо отсеять пылевидные фракции, в противном случае они все рав-
но будут вынесены из печи газовым потоком (в некоторых случаях пыле-
унос достигает 25%). Еще один недостаток заключается в том, что макси-
мальная температура в зоне обжига ограничивается значением, при кото-
9.7. Усреднение
279
Рис. 9.58. Схема печи «кипящего
слоя»:
1 — зона подогрева; 2— зона обжига; 3—
зона охлаждения; 4 — питатель; 5 — пе-
реточные устройства; 6 — пылеулови-
тель; 7 — исходный материал; 8 — газ-
восстановитель; 9 — холодный газ (воз-
дух); 10 — обожженный материал; 11 —
очищенный газ; 12— пыль
ром рудные зерна размягчаются. С превышением этой температуры час-
тицы слипаются в гроздья и нарушается нормальный характер движения
материала в слое. Указанные недостатки послужили основной причиной
того, что печи «кипящего слоя» не нашли пока широкого распростране-
ния в черной металлургии, они находятся в стадии конструктивных дора-
боток и промышленного освоения.
Кроме указанных агрегатов, для магнетизирующего обжига использу-
ются шахтные печи. Ведутся работы по обжигу в вихревых камерах.
Несмотря на то, что магнетизирующий обжиг позволяет получать
железорудные концентраты высокого качества, этот способ подготовки
из-за своей высокой стоимости (до 40% себестоимости концентрата)
применяется только в тех случаях, когда другие способы обогащения не
дают удовлетворительных результатов.
9.7 УСРЕДНЕНИЕ
Химический состав добываемых даже на одном месторожде-
нии железных руд имеет значительные колебания. Неоднородность хи-
мического и гранулометрического составов шихты крайне отрицательно
влияет на показатели работы доменных печей. Особенно важное значе-
ние имеет постоянство содержания железа, так как его снижение приво-
дит к разогреву печи, а повышение — к похолоданию. Исследованиями
установлено, что при повышении содержания железа в железорудной ча-
280
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
сти агломерационной шихты (одинаковой окисленности) на 1% возника-
ет дефицит кокса в 1,5—2,0% в доменной плавке. Изменение содержания
железа в агломерате на 1% вызывает изменение потребности в коксе на
1,0—1,2%. Возникающий при случайных колебаниях содержания железа в
доменной шихте разбаланс теплоты в печи приводит к колебаниям тем-
пературы и состава продуктов плавки. При этом изменение теплопотреб-
ности, эквивалентное изменению содержания железа в агломерате на 1%,
вызывает отклонения содержания кремния в чугуне ASi от среднего (т. е.
заданного) на 0,1% при содержании железа в агломерате 50%, на 0,09% —
при 55% и на 0,08% — при 60%.
Если ограничить отклонение содержания кремния в чугуне ASi значе-
нием ±0,1%, то при стабильности других факторов допустимое отклоне-
ние содержания железа в агломерате при его среднем значении 50, 55 и
60% составит соответственно ±1,0, ±1,1, ±1,25%, а в агломерационной
шихте — ±0,63%. При ASi = 0,05% эти значения будут равны соответст-
венно ±0,5; ±0,55; ±0,63 и ±0,31%.
Во избежание чрезмерного похолодания доменной печи при внезап-
ных колебаниях химического состава шихты плавку ведут обычно с ре-
зервом теплоты перерасходуя кокс. Уменьшение колебаний в содержании
железа позволяет снизить этот резерв и уменьшить расход кокса. При
этом увеличивается соответственно производительность доменной печи
и снижается среднее содержание кремния в чугуне.
Необходимый «запас кокса» (Зк) пропорционален отклонению от
среднего содержания железа (AFe), т. е.:
Зк = ДкАЕе, (9.72)
где Дк — дефицит кокса при повышении содержания железа на 1,0%, кг/т
чугуна.
Установлено, что при среднем содержании железа в агломерате 55,0%
зависимость расхода кокса от содержания железа характеризуется ниже-
приведенными данными.
Пределы изменения
отклонения от
среднего содержания
железа в агломерате,
% ..................от±2,0до±1,5 от±1,5до±1,0 от+1,0до+0,5 от±0,5до±0,137
Изменение «запаса
кокса», %..............-1,1 -1,0 -0,9 -0,3
Изменение произво-
дительности
доменной печи, % ......+1,1 +1,0 +0,9 +0,3.
9.7. Усреднение
281
Приведенные данные свидетельствуют о высокой эффективности
операций усреднения железорудного сырья. Поэтому усреднение ведется
на всех этапах добычи и переработки руд. Это относится и к усреднению
состава кокса, известняка и других шихтовых материалов.
Так как отклонения какого-либо параметра материала являются веро-
ятностными, носят случайный, знакопеременный характер, то его одно-
родность оценивают по методам математической статистики. Исходны-
ми данными служат разовые пробы, характеризующие какое-то свойство
материала (например, содержание железа). Пробы отбираются при за-
грузке и разгрузке штабелей (емкостей) и подвергаются соответствующе-
му анализу. Результаты анализа разовых проб на содержание в них того
или иного компонента образуют статистическую выборку. Дисперсия или
среднеквадратичное отклонение показаний проб в выборке — основной
показатель качества усреднения (однородности материала). Чем больше
разовых проб использовано для анализа, тем достовернее получается ре-
зультат.
Для сопоставимости результатов необходимо, чтобы объемы предста-
вительности проб в сопоставляемых выборках были одинаковы, т. е. про-
бы должны представлять собой одинаковые объемы горной массы при за-
грузке и разгрузке штабеля (емкости). Существующие методы пробоотбо-
ра обеспечивают получение представительных проб для заданных объе-
мов рудной массы, а увеличение числа проб в выборке позволяет повы-
сить точность контроля качества усреднения.
Одним из наиболее простых способов, дающих наглядную картину
разброса значений контролируемого параметра материала, является по-
строение частотных кривых (рис. 9.59). Очевидно, что чем более острый
максимум кривой, тем более однороден материал, тем меньше отклоне-
ние данного параметра от среднего значения.
Рис. 9.59. Частотные кривые распределе-
ния содержания железа в руде до (7) и по-
сле (2) усреднения
282
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Отклонение от среднего, %
Рис. 9.60. График количественного опреде-
ления степени однородности железной руды
до (7) и после (2) усреднения
Поданным выборки можно построить также кривые, позволяющие оп-
ределить количество случаев (проб), укладывающихся в данные пределы
(отклонения от среднего значения). Как видно на рис. 9.60, для данного
примера в пределы колебаний ±1,0, ±2,0 и ±3,0% укладывается проб соот-
ветственно 41, 72 и 94% до усреднения и после него в пределах ±1 — 92%.
В основе большинства методов оценки однородности материала ле-
жит определение дисперсии показаний разовых проб и среднеквадратич-
ного отклонения, т. е.
,2 _ xi)
П
(9.73)
и
(9.74)
где хср — среднее арифметическое содержание контролируемого парамет-
ра в материале, %; х(- — содержание данного параметра в разовых пробах,
%; п — число разовых проб.
Эффективность усреднения руды оценивается коэффициентом усред-
нения
<?3-Рр
(9.75)
где о3 и ор — среднеквадратичные отклонения контролируемого парамет-
ра в руде соответственно при загрузке и разгрузке штабеля (емкости).
9.7. Усреднение
283
Из формулы (9.75) следует, что коэффициент усреднения может изме-
няться от нуля (при отсутствии усреднения) до 1,0 (при идеальном усред-
нении).
Наряду с коэффициентом усреднения применяется коэффициент
уменьшения среднеквадратичного отклонения
или иначе
*0=7-^ . (9.77)
^срр Пр
где т] — коэффициент вариации:
т] = о/хср. (9.78)
Наряду с указанными, в практике подготовки железорудных материа-
лов для оценки степени однородности можно использовать более про-
стые показатели.
Среднее абсолютное отклонение
Д*ср =
S(xcp-*i)
п
(9.79)
Этот показатель имеет вполне определенный физический смысл,
представляя собой наиболее вероятное максимальное отклонение от
среднего значения параметра в ту или другую сторону; общая амплитуда
колебаний значений параметра составляет 2Dxcp.
Коэффициент однородности
V — СР ср
Ло_ ~
хср+Дхср
(9.80)
представляет собой отношение среднего минимального значения параме-
тра материала к среднему максимальному. Численное значение этого ко-
эффициента при повышении однородности приближается к 1 или 100%.
По существу усреднение представляет собой операцию смешивания
больших масс материала для повышения его однородности, в первую оче-
редь по химическому составу. Усреднение выполняют так. Штабель фор-
мируется из большого количества (до 1000) тонких горизонтальных слоев
материала (рис. 9.61). Предполагается, что состав каждого отдельного
284
9. Предварительная подготовка шихтовых материалов к доменной плавке
Рис. 9.61. Схема работы открытого усреднительного склада
слоя по длине штабеля остается постоянным. Материала забирается с
торца штабеля, одновременно захватывая все слои по высоте. Как видно,
каждый такой объем материала имеет одинаковый химический состав.
Процесс усреднения стараются проводить на всех этапах переработки
руды, начиная от карьера и кончая бункерами доменного цеха. Наилуч-
шие результаты получаются при усреднении на специальных складах, со-
оружаемых обычно на обогатительных фабриках или фабриках окускова-
ния. Для загрузки-формирования штабелей применяются почти повсе-
местно реверсивные саморазгружающиеся тележки (СТ) (см. рис. 9.61).
Такая тележка представляет собой раму на четырех роликах, на которой
установлены два свободно вращающихся барабана. Лента конвейера,
огибая барабаны, делает петлю. Между барабанами укреплен один или
два наклонных лотка. Материал, движущийся по конвейеру, падая с верх-
него барабана, по наклонному лотку ссыпается вниз. Такая конструкция
тележки позволяет ей перемещаться вдоль работающего конвейера, раз-
гружая с него материал в любом нужном месте. Как правило, саморазгру-
жающиеся тележки работают в челночном автоматическом режиме, ре-
верс проводится от конечных выключателей. Материал из штабеля заби-
рается различными устройствами и способами. Имеются усреднительные
склады, где материал забирается роторными экскаваторами (ЗУМ). Экс-
каватор забирает руду только с низа штабеля. Смешивание происходит в
момент ссыпания материала по торцевой поверхности штабеля. Совре-
менные рудоусреднительные склады оснащают соответствующим обору-
дованием, штабелеукладчиком и механизмами для разгрузки штабеля
(рис. 9.62).
Для получения хорошего усреднения на каждом складе должно быть
два штабеля одного и того же материала, один из которых формируется, а
из другого материал забирается. Очевидно, чем больше вместимость скла-
да, тем получаются лучшие результаты по усреднению. Однако большие
склады занимают немалые площади, требуют значительных капитальных
сатрат. Исследования показали, что вполне удовлетворительные результа-
ты усреднения получаются на складах вместимостью 70—100 тыс. т —
колебания по содержанию железа снижаются с ±3 до ± 1 и даже до ±0,5%.
14 13 12 11
Рис. 9.62. Рудоусреднительный склад с одноконсольным штабелеукладчиком и роторным усреднителем:
1 — ленточный отводящий конвейер; 2— усреднитель; 3 - каретка; 4 — загрузочное устройство; 5 — разгрузочная тележка; 6— противовес;
7— треугольный рычаг; 8— зубчатый сектор; 9— подвеска; 10 — консоль; 11 — поворотная часть штабелеукладчика; 12— ленточный под-
водящий конвейер; 13 — портал штабелеукладчика; 14 — ротор
9.7. Усреднение 285
Приложения
Приложение 1. Химический состав железорудных материалов важнейших месторождений СНГ
(1987-1988 гг.)
Химический состав (на сухую массу), %
предприятие Fe Мп р S FeO Ее2О3 SiO2 СаО MgO А12О3 тю2 П.П.П.*
Оленегорское Исходная руда 29,53 0,04 Севере 0,028 )-запад 0,037 европей 10,70 ской час 30,29 mu СН1 49,30 Г 2,45 2,58 2,86
Оленегорского ГОКа Концентрат 65,43 0,05 0,008 0,025 25,70 64,91 7,68 0,32 0,52 0,28 — — —
Ковдорское Исходная руда 24,49 0,60 3,056 0,27 10,67 23,12 14,05 17,23 14,57 2,47 0,49
Ковдорского ГОКа Концентрат 63,52 0,51 0,089 0,32 24,55 63,46 1,00 0,75 6,12 2,33 0,92 — —
Костомукшское Исходная руда 30,94 0,082 0,243 15,23 27,30 48,03 1,47 1,85 2,33 1,90
Костомукшского ГОКа Концентрат 66,80 0,08 0,014 0,330 27,90 64,42 6,85 0,16 0,15 0,27 0,18 — 0,42
Пудожгорское Среднее по месторождению 28,70 — 0,100 0,120 — — 29,00 5,00 3,90 11,00 8,90 0,57 —
Центр европейской части СНГ
Михайловское К МА Михайловская руда (богатая) Концентрат 57,28 0,05 0,040 0,220 5,50 75,96 10,42 1,69 0,30 1,08 — — 4,46
Михайловского ГОКа 63,83 0,014 0,016 0,005 24,13 64,36 10,16 0,20 0,21 0,08 0,006 — 0,65
Лебединское КМА Лебединская доменная
руда 52,83 0,08 0,080 0,280 16,90 56,60 8,50 1,45 0,80 4,10 0,15 — 9,85
Лебединская аглоруда Железистые кварциты Лебединского 55,74 0,10 0,042 0,026 13,38 64,75 11,08 1,60 1,40 2,91 — — 4,59
месторождения Концентраты 33,51 — 0,102 0,149 15,73 30,34 42,59 1,72 2,99 1,53 — — 3,58
Лебединских обогатительных фабрик:
№1 68,45 — 0,012 0,035 27,74 66,95 4,82 0,19 0,30 0,16 — — 0,38
№2 67,79 — 0,012 0,038 27,65 66,11 5,17 0,19 0,31 0,17 — — 0,40
№3 68,67 — 0,012 0,037 28,36 66,58 4,33 0,15 0,27 0,15 — — 0,41
Стойленское КМА Стойленская руда (богатая) 54,4 0,18 0,08 0,26 5,14 72,34 6,40 1,20 0,50 2,00 — — 9,9
Концентрат Стойленского ГОКа 66,73 — 0,02 0,20 27,53 64,73 6,44 0,23 0,31 0,29 — — —
Южно-Коробковское КМА Железистые кварциты ОФ-1 33,48 0,17 0,08 0,09 15,06 31,84 43,56 1,84 2,68 1,26 — — 3,92
Концентрат ОФ-1 66,13 0,01 0,01 0,04 27,66 63,73 7,10 0,18 0,41 0,21 — — 0,04
Руда Яковлевского 60,5 0,02* 0,10 1,50 84,76 5,10 3,40 0,60 2,40 — 3,40
месторождения КМА
Приложение 1
оо
Приложение 1 (продолжение)
Месторождение, продукт, предприятие Химический состав (на сухую массу), %
Fe Мп Р S FeO Fe2O3 SiO2 СаО MgO А12О3 ТЮ2 у2о5 П.П.П.*
Криворожский железорудный бассейн Концентраты обогащения железистых кварцитов: югок 64,44 0,02 0,006 Ог евро 0,03 пейской 27,30 части 61,71 СНГ 8,92 0,23 0,49 0,26 1,07
нкгок 65,40 0,04 0,010 0,07 27,70 62,64 8,10 0,30 0,31 0,27 — — 0,72
ЦГОК: концентрат ММС 65,80 0,04 0,024 0,03 24,00 67,32 7,36 0,05 0,30 0,53 — — 0,53
концентрат обжигмагнит- 64,28 0,07 0,051 0,04 21,32 68,13 9,08 0,14 0,26 0,78 0,029 0,27
ного обогащения СевГОК 64,70 0,02 0,004 0,04 27,40 61,97 8,73 0,25 0,53 0,26 — 0,60
Ингулецкий ГОК 63,30 0,04 0,018 0,15 27,20 60,19 10,20 0,21 0,78 0,55 — — 0,90
Полтавский ГОК 62,10 0,03 0,004 0,05 27,80 57,81 11,70 0,18 0,89 0,47 0,027 — 1,01
Богатая криворожская руда 55,00 0,06 0,06 0,02 1,60 77,50 17,00 0,20 0,10 2,40 — — 1,45
Богатая кременчугская руда 60,80 — 0,037 0,027 — — 9,10 — — — — — —
Керченский железорудный бассейн Камыш-Бурунский железорудный комбинат Исходная руда 39,42 1,01 1,07 0,20 1,76 54,36 18,85 1,60 0,80 3,95 1,80 1,30 13,20
Концентрат 44,52 0,94 1,18 0,12 2,26 61,09 12,83 1,60 0,69 3,64 0,19 0,11 12,33
Приложения
Дашкесанское месторождение Азербайджанский ГОК Исходная руда Концентрат 28,12 60,30 0,49 0,27 — — 8,76 17,00 Vn/7
Северные уральские рудники Исходная магнетитовая 51,50 0,10 0,77
руда Концентрат 56,6 — 0,07 — 18,00
Богословская группа Руда: Ауэрбаховская 55,68 0,25 0,028 0,045 1,80
Воронцовская 48,60 — 0,060 3,76 —
Покровская 55,70 0,25 0,070 0,040 22,80
ДОФ шахты Песчанская Исходная руда 38,16 0,31 0,05 2,31 18,18
Концентрат 52,16 0,26 0,03 2,91 26,63
ДОФ шахты Первомайская Исходная руда 27,01 0,19 0,04 0,21 11,60
Концентрат 48,91 0,18 0,03 0,18 20,67
Тагила-Кушвинский железорудный район Гороблагодатское рудоуправление Исходная руда 30,50 0,76 0,33 0,128 13,80
30,43 67,25 17,81 6,02 12,80 4,73 2,80 1,89 4,90 2,49 — — —
18,00 3,60 1,70 8,0 — — —
60,70 11,80 3,10 0,80 4,5 — — 0,5
77,50 10,20 3,97 0,76 3,20 18,00
— 12,00 — — 6,60 — — —
54,30 12,40 5,10 0,73 3,60 — — 0,43
34,30 19,20 13,38 1,75 5,82 — — 4,46
44,92 9,46 7,58 1,26 2,77 — — 4,61
25,78 24,96 9,09 1,75 6,25 — — 2,35
46,90 13,90 6,73 1,59 1,40 — — 2,08
28,23 25,20 15,18 2,06 10,60 0,73 3,93
Приложение 1
Приложение 1 {продолжение)
Месторождение, продукт, предприятие Химический состав (на сухую массу), %
Fe Мп Р S FeO Fe2O3 SiO2 СаО MgO А12О3 ТЮ2 v2o5 П.П.П.*
Концентрат ММС 61,10 0,56 0,03 0,380 25,40 59,06 6,16 2,51 1,96 2,48 0,60 — 1,14
Высокогорское рудоуправление Исходная руда 37,34 0,34 0,15 0,590 17,40 34,00 22,02 6,60 5,05 5,70 0,59
Концентрат СМС 46,50 0,30 0,07 0,700 21,16 42,91 16,66 7,40 4,04 3,60 — — 0,70
Концентрат ММС 58,22 — 0,03 0,470 24,93 55,46 6,85 3,12 — — — — —
Гора Лебяжка Исходная руда 30,65 0,39 0,19 0,681 14,25 27,95 26,60 8,06 6,10 6,96
Концентрат ММС 62,31 0,19 0,04 0,680 26,68 59,36 4,96 2,52 1,00 2,12 — — —
Качканарский ГОК Исходная руда 15,83 0,12 0,006 0,006 8,30 13,39 39,62 15,70 11,71 6,96 1,14 0,134
Концентрат 1-15 секции 60,64 0,12 0,007 0,006 27,20 56,39 4,68 1,78 2,79 2,86 2,64 0,590 —
Концентрат 16-29 секции 62,71 0,12 0,007 0,006 28,40 58,02 3,35 1,17 2,31 2,82 2,67 0,600 —
Первоурал ьское месторождение Исходная руда 14,82 0,22 0,08 0,04 11,44 8,46 33,12 10,28 12,02 17,40 1,75 0,17
Концентрат 35,72 0,19 0,08 0,30 18,62 30,33 19,88 6,63 7,89 9,66 3,60 0,49 —
Бакальский железорудный бассейн Бурый железняк 50,10 1,26 0,03 0,03 1,56 69,91 10,14 0,52 1,21 3,57 31,31
Сидериты 34,20 1,16 0,03 0,16 28,86 16,75 6,88 2,96 8,92 2,52 — — 11,35
Приложения
Руда (сидерит) на обжиг Обожженный сидерит Концентрат 30,23 41,80 49,34 0,97 1,34 1,62 0,009 0,014 0,011 0,173 0,176 0,125 36,90 1,81 0,30 2,17 57,70 70,15 8,38 13,20 6,40 2,66 3,20 1,50 9,62 13,00 14,16 2,75 3,82 1,74 — — 31,36 3,70 1,90
Теченское месторождение Руда 35,40 0,39 0,07 1,17 14,40 34,60 22,00 14,00 2,00 6,00 — — —
Магнитогорское месторождение ПОФ-1 Исходная руда 26,60 0,140 2,20 35,55 33,98 3,44 0,70 12,06 9,29
Концентрат Сульфидная ОФ СМС 52,00 — — 0,065 6,10 67,51 12,78 3,35 0,77 3,32 — — 4,65
Исходная руда 53,60 — — 2,75 26,80 46,78 11,58 4,26 1,65 3,15 — — 4,14
Концентрат ДОФ-5 57,10 — — 2,34 28,60 49,78 8,72 3,54 1,54 2,42 — — 4,34
Исходная руда 32,20 — — 1,14 15,55 28,77 32,72 7,45 2,18 4,66 — — 4,12
Концентрат 64,48 — — 0,67 29,08 59,80 7,28 1,52 1,01 0,83 — — 1,22
Зигазино-Комаровский железорудный район Туканское РУ Доменная кусковая руда (мытая) 47,00 2,72 0,05 0,02 — 67,20 14,68 0,80 0,77 4,50 — — 9,96
Орско-Халиловский железорудный район Ново-Киевская руда 39,27 0,09 0,20 0,04 0,20 55,92 15,72 1,09 1,18 13,50 0,40 9,40
Аккермановская кусковая руда 38,00 0,04 0,09 0,06 — 54,20 18,10 0,88 1,80 9,50 0,40 — 11,50
Приложение 1
Приложение 1 (продолжение)
Месторождение, продукт, предприятие Химический состав (на сухую массу), %
Fe Мп Р S FeO Fe2O3 SiO2 СаО MgO Al2O3 TiO2 v2os П.П.П.*
Казахстан
Соколовско-Сарбайское месторождение Исходная руда 35,71 0,23 0,123 2,38 15,86 33,39 23,74 8,91 3,60 6,05 0,32 0,082 2,72
Доменная руда 58,20 0,07 0,100 0,23 26,10 54,13 5,95 3,17 1,33 1,26 0,21 2,52
Аглоруда 55,43 0,11 0,110 0,13 28,82 53,85 9,95 4,02 2,42 2,18 0,25 — 2,80
Концентрат магнитной сепарации ССГОК 66,35 0,14 0,009 0,19 28,06 63,60 3,73 1,20 0,90 1,06 0,21 0,021 0,78
Канарское месторождение Богатая магнетитовая руда 59,10 0,19 0,03 0,06 8,70 1,80 3,10 2,90 2,30
Концентрат мокрой магнитной сепарации 65,00 0,19 0,02 0,10 28,68 61,00 4,50 0,90 1,00 2,00 0,08 — 0,40
Лисаковское месторождение Фабрика ГМО Исходная руда 40,77 0,17 0,60 0,016 1,50 56,57 25,47 0,37 0,40 4,41 0,150 0,112 9,98
Концентрат 49,02 0,17 0,72 0,014 0,90 69,03 10,95 0,30 0,32 4,87 0,145 0,114 12,16
Фабрика ОМО Исходная руда 39,56 0,16 0,57 0,018 1,54 54,80 26,74 0,35 0,37 4,49 0,155 0,110 9,64
Концентрат 61,85 0,22 0,88 0,027 30,15 54,85 5,27 0,37 0,44 6,15 0,170 0,112 0,34
Приложения
Аятский железорудный бассейн Исходная руда Концентрат обжиг- магнитного обогащения 37,10 52,00 0,88 1,16 0,40 0,41 0,35 0,10 25,00 46,60 16,0 14,6
Атасуйский железо- рудный район Западный Кара-Джал Сульфидные руды 56,29 1,07 0,04 0,92 15,00
Восточный Кара-Джал Гематитовая руда 51,00 2,30 0,025 0,09
Большой Ктай 53,00 0,70 0,03 0,38 — — 13,00
Горно-Шорский железорудный район Мундыбашская ОФ Исходная руда 42,00 0,78 0,09 Сибирь 1,16 ч Дальн 19,96 ий Восп 37,62 чок 16,50
Концентрат 57,70 0,56 0,06 0,68 26,16 53,36 7,66
Абагурская ОФ Исходная руда 42,27 0,27 0,06 1,16 18,80 39,49 16,60
Концентрат 59,73 0,24 0,03 0,42 25,35 57,15 7,25
Хакасский железо- рудный район Абаканское месторождение Магнетитовая руда 45,50 0,07 0,49 2,30 — 13,80
1,80 1,60 1,02 0,90 8,6 8,5 — — 17,30
0,75 0,37 4,38 — — 2,07
— — — — — —
10,35 2,70 5,00 4,68
4,00 1,65 2,37 А — 1,62
6,10 6,00 4,04 — — —
1,76 3,48 2,20 — — —
4,10 2,10 4,2 — — 3,50
Приложение 1
Месторождение, продукт, предприятие
Fe Мп Р S
Концентрат из магнетитовых руд 60,45 0,15 0,11 0,5
Концентрат из окисленных руд Тейское месторождение 62,52 0,19 0,11 0,2
Концентрат Ангаро-Илимский железорудный район Коршуновское месторождение 57,00 0,31 0,03 0,0
Исходная руда 28,00 0,06 0,21 0,1
Концентрат Рудногорское месторождение 63,00 0,08 0,11 0,0
Исходная руда 38,40 0,09 0,44 0,0
Концентрат Ангаро-Питский железорудный район Нижне-Ангарское месторождение 58,00 0,15 0,30 0,0
Гематитовая руда Ишимбинское месторождение 39,40 0,05 0,07 0,12
Приложение 1 (окончание)
Химический состав (на сухую массу), %
FeO Fe2O3 SiO2 СаО MgO А12О3 TiO2 v2o5 П.П.П.*
2 20,00 64,20 7,38 2,28 1,40 1,50 0,13 — 1,30
9 17,90 69,50 6,20 2,30 1,20 1,36 0,20 — —
5 22,50 56,50 5,00 1,78 5,82 3,07 0,35 — 4,30
) 11,20 27,55 26,00 12,39 9,82 5,35 0,37 4,78
2 24,79 62,44 3,80 1,56 3,20 2,58 0,25 — 1,77
5 12,40 9,90 8,40 5,80 9,10
1 18,00 63,00 4,60 3,20 2,80 2,20 0,20 — 4,72
0 — — 37,20 0,20 0,20 7,90 — - 2,40
Приложения
Средний состав руды 42,90 — 0,04 0,006 —
Березовское месторождение Бурые железняки Сидериты 50,40 38,00 0,70 0,76 0,11 0,07 0,04 0,94 —
Чаро- Токкинский железорудный район Исходная руда Концентрат 31,60 71,10 0,13 0,09 0,02 0,003 0,005 0,005 14,10 25,70
Южно-Алдинский железорудный район Чинейское месторождение Исходная руда 25,7 0,22 0,01 0,15
Сиваглинское месторождение Магнетитовая руда Окисленные руды 53,60 53,10 0,08 0,10 2,08 0,17
Таежное месторождение Магнетитовая руда Концентрат 44,40 64,20 — 0,05 0,01 2,08 1,11 —
Гаринское месторождение Магнетитовые руды 46,90 0,26 0,20 1,08 —
Кимканское месторождение Железистых кварциты 35,60 0,70 0,26 0,10 —
Николаевское месторождение Бурые железняки 42,92 2,19 0,17 0,04 —
Продукты при прокаливании
— 31,00 — —
— 14,70 0,40 0,10
— 12,40 1,80 1,20
29,50 49,30 1,70 3,60
73,10 0,65 0,10 0,10
— 32,90 6,20 4,90
5,30 2,80
— 3,60 1,90 —
12,80 3,10 13,40 —
1,90 0,9 4,60 —
29,42 17,00 8,70 2,12
39,10 39,00 3,60 —
17,00
2,60 — 9,50
2,20 — — 27,00
1,20 0,05 0,02 0,53
0,28 0,11 0,02 0,10
12,40 4,93 0,44 —
0,90 2,30
2,50 — — —
1,80 — — 10,80
0,40 — — 3,00
5,07 — — 8,50
1,10 —. — —
Приложение 1
Приложение 2. Химический состав марганцевых руд и концентратов различных месторождений
Месторождение, продукт, обогатительная фабрика, комбинат Содержание, %
Мп Fe Р S МпО МпО2 SiO2 А12о3 СаО MgO R2O П.П.П.*
Александровская ОФ Сырая руда 16,90 2,54 0,147 Чикопол 0,052 ьский ба 19,50 ссейн 2,88 35,40 4,96 6,86 2,30 1,55 19,80
Карбонатный концентрат 28,70 1,58 0,246 0,071 34,10 3,62 8,87 1,45 12,10 2,44 0,52 31,00
Богдановская ОФ Сырая руда 24,70 9,94 0,166 0,055 4,90 33,10 35,30 4,78 2,74 2,26 2,31 12,00
Оксидный концентрат: 1-го сорта 43,70 1,84 0,213 0,047 5.94 61,80 14,20 2,00 2,56 1,68 2,10 11,60
2-го сорта 37,40 2,03 0,216 0,054 7,04 50,50 20,20 2,30 3,92 1,81 2,28 12,50
Флотационный концентрат 35,60 1,96 0,204 0,076 9,77 44,30 22,60 1,89 3,64 1,94 2,02 13,40
Марганцевый агломерат 40,50 2,64 0,233 0,149 38,00 17,50 24,10 2,69 5,20 2,21 2,43 0,88
Чкаловская ОФ Сырая руда 24,50 2,68 0,168 0,046 6,18 31,30 35,30 5,10 3,64 2,06 2,26 11,20
Оксидный концентрат: 1-го сорта 43,60 1,48 0,236 0,038 12,00 54,30 12,90 1,64 3,31 1,44 1,82 14,40
2-го сорта 36,60 1,87 0,207 0,051 6,58 49,80 18,60 2,21 4,85 2,25 2,21 14,90
Флотационный концентрат 28,90 2,28 0,151 0,070 4,39 40,70 32,20 4,90 2,11 1,78 1,94 11,10
Грушевская ОФ Сырая руда 24,80 2,36 0,168 0,019 5,28 32,70 22,30 4,09 1,60 1,74 1,80 9,29
Оксидный концентрат: 1-го сорта 44,00 1,35 0,194 0,034 13,70 48,30 13,70 1,54 3,22 1,26 1,45 14,20
2-го сорта 36,80 1,79 0,191 0,034 16,20 38,50 20,70 1,68 3,92 1,43 1,96 15,20
Флотационный концентрат 32,80 1,92 0,270 0,104 16,60 31,60 22,30 1,30 5,18 1,76 1,51 16,70
Карбонатный концентрат 31,00 1,74 0,179 0,075 24,30 19,30 19,20 1,50 7,28 1,86 1,19 22,20
Приложения
ЦОФ
Сырая руда 24,10 3,27 0,178 0,053 20,70 12,70 26,90 3,30 6,46 2,16 1,46 20,30
Оксидный концентрат:
1-го сорта 44,30 1,25 0,185 0,043 19,40 46,20 12,30 1,41 3,37 1,11 1,38 15,90
2-го сорта 35,40 1,74 0,180 0,042 23,70 26,90 16,10 1,43 5,96 1,50 1,51 20,70
Карбонатный концентрат 30,30 1,23 0,182 0,079 31,30 9,61 12,90 1,35 10,60 2,02 0,62 27,50
Чиатурское месторождение
ЦОФ-1 РУ им. Ленина
Сырая руда 18,36 1,82 0,156 0,161 — 12,06 37,78 3,54 5,65 — — 12,81
Аглоруда 21,26 1,60 0,169 0,194 — 10,00 29,94 3,27 6,16 — — 16,77
Окисленный концентрат:
1-го сорта 48,79 1,19 0,176 0,166 — 43,30 8,52 1,56 2,83 — — 14,21
2-го сорта 44,14 1,27 0,178 0,209 — 44,14 11,21 1,67 3,77 — —• 15,28
Шламы 10,04 1,93 0,136 0,140 — 5,21 44,23 4,01 5,79 — — 11,05
ЦОФ-2 РУ им.Патаридзе
Сырая руда 16,97 1,83 0,153 0,165 — 9,92 37,19 4,35 5,41 — — 13,45
Аглоруда 21,75 1,66 0,171 0,205 — 10,94 28,41 3,57 6,24 — — 16,41
Оксидный концентрат:
1-го сорта 48,83 1,20 0,173 0,189 — 40,85 9,83 1,63 3,03 — — 13,97
2-го сорта 43,18 1,28 0,177 0,200 — 30,86 11,53 1,81 3,35 — — 15,47
Шламы 11,04 1,92 0,141 0,157 — 6,20 40,43 4,25 5,52 — — 11,21
ОФДарквети
им. Димитрова НОФ
Оксидный концентрат:
1-го сорта 49,65 1,60 0,182 0,302 — 46,19 8,83 1,64 3,22 — — 15,40
2-го сорта 44,73 1,45 1,76 0,346 — 39,88 10,49 2,07 3,47 — — 15,46
4-го сорта 23,14 1,47 0,161 0,274 — 11,35 24,69 3,99 8,00 — — 19,13
Аглоруда 18,90 1,64 0,16$ 0,306 — 12,04 31,75 3,67 8,83 — — 19,06
Легкопористая руда 18,50 1,61 0,161 0,280 — 11,10 34,67 4,33 6,60 — — 16,51
Приложение 2
Приложение 2 (окончание)
Месторождение, продукт, обогатительная фабрика, комбинат Содержание, %
Мп Fe Р S МпО МпО2 SiO2 А12О3 СаО MgO RzO П.П.П.*
КСФ Карбонатный концентрат 27,81 1,65 0,171 0,298 — 11,25 19,34 2,92 8,84 — 27,27
ОФ-29 РУ им.Калинина Оксидный концентрат: 1-го сорта 49,00 1,16 0,192 0,229 62,02 9,87 1,27 2,22 13,27
2-го сорта 47,75 1,29 0,193 0,235 — 58,07 12,95 1,47 2,67 — — 12,54
3-го сорта 36,69 1,50 0,192 0,251 — 45,23 22,00 2,14 2,74 — — 12,80
4-го сорта 24,76 1,68 0.195 0,305 — 29,92 31,92 2,63 5,22 — — 13,53
Аглоруда 21,08 1,80 0,191 0,359 — 21,97 32,05 2,79 4,83 — — 13,58
ОФ РУ им. Орджоникидзе Пероксид: 1-го сорта 57,22 0,79 0,195 0,084 87,91 4,02 1,44 1,31 12,15
2-го сорта 55,75 0,84 0,200 0,074 — 85,44 5,38 1,50 1,50 — — 12,20
3-го сорт 51,76 0,94 0,203 0,072 — 77,44 8,00 1,47 1,64 — — 12,34
Аглоруда 17,64 1,54 0,196 0,120 — 23,36 34,96 2,48 2,47 — — 11,65
Сырая руда 27,59 1,59 0,197 0,124 — 27,19 33,85 2,98 5,27 — — 11,61
ОФ-25 РУ Перевеси Оксидный концентрат 1-го сорта 48,81 1,21 0,177 0,113 54,66 9,25 1,46 3,31 13,61
2-го сорта 43.90 1,32 0,173 0,127 — 48,35 12,58 1,76 3,99 — — 13,53
Аглоруда 19,52 1,57 0,165 0,135 — 17,46 37,52 3,63 5,44 — — 14,18
Сырая руда 21,64 1,56 0,164 0,185 — 22,65 35,05 3,24 5,79 — — 13,00
Приложения
идф
Оксидный концентрат:
3-го сорта 38,12 1,17 0,192 0,203 — 35,79 16,38 1,70 5,70 — — 15,76
4-го сорта 23,00 1,64 0,180 0,217 — 15,40 28,29 3,16 7,11 — — 15,08
Аглоруда 19,27 1,53 0,188 0,238 — 12,38 34,61 3,35 7,73 — — 16,08
ЦФФ
Оксидный концентрат 37,00 1,24 0,201 0,216 — 28,42 19,08 1,64 7,33 — — 16.24
Карбонатный концентрат 22,75 1,30 0,236 0,203 — 9,52 22,93 2,59 9,49 — — 17,57
Оксидный концентрат:
3-го сорта 38,12 1,17 0,192 0,203 — 35,79 16,38 1,70 5,70 — — 15,76
4-го сорта 23,00 1,64 0,180 0,217 — 15,40 28,29 3,16 7,11 — — 15,08
Аглоруда 19,27 1,53 0,188 0,238 .-4 12,38 34,61 3,35 7,73 — — 16,08
Марсятское месторождени >
Руда 20,00 7,30 0,44 0,20 7,00 23,00 33,00 6,00 4,00 3,00 10,00
Полуночное месторождение
Руда 25,00 4,20 0,17 0,40 16,00 20,00 34,00 5,00 3,00 2,00 20,00
Джездинское месторождене е
Руда шахтная 19,30 2,95 — — 4,60 11,35 40,35 8,94 1,24 1,10 — 4,72
Марганцевый концентрат 32,03 0,52 — 0,400 — 0,728 32,58 5,65 2,06 — — 3,70
Атасуйское месторождение
Руда 35,00 2,60 0,040 0,280 4,00 50,30 14,10 4,50 4,10 1,50 - 7,00
Мазулъское месторождение
Руда 20,00 10,50 0,340 0,040 2,00 29,30 32,00 7,00 2,10 3,00 - 8,40
Устинское месторождение
Руда 25,00 4,90 0,17 0,800 39,60 25,00 2,00 7,00 2,00 - 1 15,00
* Продукты при прокаливании.
Приложение 2
Приложение 3. Химический состав агломератов и железорудных окатышей
Материал, предприятие Содержание, %
Fe Мп S Р Fe2°3 FeO СаО SiO2 А12О3 MgO MnO TiO2 V2O5
Агломерат: Гороблагодатский 54,80 0,75 0,05 0,06 61,73 14,90 8,90 7,90 3,13 2,20 0,97
Высокогорский 51,80 0,20 0,09 0,03 58,67 13,80 12,38 9,50 3,20 1,90 0,26 — —
Лебяжинский 53,20 2,60 0,07 0,08 61,56 13,00 12,20 9,60 2,10 1,70 3,36 — —
Качканарский 56,80 0,18 0,02 0,02 64,30 15,10 6,04 4,91 2,82 3,00 0,23 2,80 0,70
Мундыбашский 54,20 0,90 0,04 0,10 62,76 13,20 9,40 8,50 2,80 2,00 1,01 —
Абагурский 54,30 0,20 0,03 0,07 63,24 12,90 10,10 9,20 2,40 1,30 0,26 — —
Череповецкий 58,30 — 0,01 0,01 66,29 15,30 8,20 6,57 1,10 2,50 — — —
Новолипецкий 51,20 — 0,03 0,02 55,81 15,60 13,00 9,97 2,20 3,30 — —
Западносибирский 56,10 0,60 0,07 0,04 63,30 16,00 7,83 6.60 2,60 2,90 0,77 — —
АК «Тулачермет» 46,80 0,10 0,06 0,02 49,08 16,00 17,30 12,70 2,10 2,50 0,13 — —
Челябинский 49,10 0,30 0,06 0,02 49,59 18,50 12,40 13,93 1,80 3,20 0,39 — —
Магнитогорский 54,80 0,10 0,03 0,03 66,29 10,80 11,20 7,83 1,60 2,00 0,13 — —
Серовский 50,40 0,40 0,11 0,07 57,89 12,70 14,45 10,90 2,10 1,00 0,52 — —
Бакальский 43,80 0,10 0,050 0,09 45,80 14,30 14,20 15,80 2,90 5,2 0,13 — —
ио
о
о
Приложения
Окатыши: Качканарские 58,89 0,
Соколово-Сарбайские 62,30 о,
Михайловские 59,05 о,
Лебединские 65,41 о,
Костомукшские 61,46 о,
Центральный ГОК 59,97 о,
Северный ГОК 60,07 0,
Полтавский ГОК Оскольский ЭМК 60,17 67,31 о,
’ Нет сведений.
16 0,04 0,01 80,40 3,22 3,96 4,30 2,20 2,21 0,2! 2,78 0,60
15 0,10 0,02 85,70 2,95 3,52 4,12 1,15 2,07 0,19 — —
05 0,01 0,01 82,97 1,25 4,85 10,29 0,15 0,39 0,06 — —
19 — 0,03 92,34 0,99 0,24 5,46 0,32 0,34 0,24 — —
08 0,03 0,02 85,77 1,83 3,55 8,33 0,27 0,22 0,10 — —
04 0,030 0,03 81,15 3,75 4,20 7,50 0,65 1,46 0,05 — —
03 0,031 0,002 92,97 1,27 4,97 8,32 — 0,89 0,04 — —
04 0,002 0,01 84,83 2,30 0,36 11,98 0,47 0,92 0,05 — —
0,001 0,01 95,74 0,37 0,14 3,15 0,17 0,23 — —
Приложение 3
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие................................................ 3
1 ГЕОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ ОБРАЗОВАНИЯ
РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ.................................. 5
1.1 Вулканизм — источник минералообразования............... 6
1.2 Строение и средний состав Земли ...................... 10
2 ЭНДОГЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ РУДООБРАЗОВАНИЯ .. 15
2.1 Магматические месторождения .......................... 15
2.2 Скарновые месторождения............................... 20
2.3 Гидротермальные месторождения......................... 24
3 ЭКЗОГЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ РУДООБРАЗОВАНИЯ .. 27
3.1 Рудоносные коры выветривания ......................... 27
3.2 Осадочные месторождения............................... 31
3.3 Россыпные месторождения............................... 33
4 МЕТАМОРФИЗМ И РУДООБРАЗОВАНИЕ................. 35
5 ЧЕРНЫЕ МЕТАЛЛЫ ....................................... 39
5.1 Железо................................................ 40
5.1.1 Геохимия и минералогический состав железных руд 40
5.1.2 Генетические типы железных руд................. 50
5.1.3 Требования промышленности к железорудному сырью 52
5.2 Марганец.............................................. 53
5.2.1 Геохимия и минералогический состав марганцевых
руд....................................... 53
5.2.2 Генетические типы и составы марганцевых руд ... 59
5.2.3 Требования промышленности к марганец-
содержащим рудам.......................... 60
Оглавление
303
5.3 Хром.................................................. 61
5.3.1 Геохимия и минералогический состав хромитовых
РУД........................................ 61
5.3.2 Генетические типы и составы хромитовых руд .... 63
5.3.3 Требования промышленности к хромитовым рудам 64
ЗАПАСЫ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
О И ХАРАКТЕРИСТИКА ОСНОВНЫХ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ........................................ 65
6.1 Классификация ресурсов и запасов...................... 65
6.1.1 Категории запасов полезных ископаемых ......... 68
6.1.2 Прогнозные ресурсы твердых полезных ископаемых.
Перспективные и прогнозные ресурсы нефти и газа 69
6.1.3 Классификация запасов по их экономическому
значению................................... 70
6.1.4 Геолого-экономическая и технологическая оценки
ресурсов и запасов......................... 71
6.1.5 Кондиции на минеральное сырье ................. 74
6.1.6 Основные параметры кондиций для рудных
и угольных месторождений................... 75
6.1.7 Технико-экономические обоснования параметров
кондиций .................................. 78
6.1.8 Группировка месторождений по запасам
и содержанию полезных ископаемых................ 80
6.1.9 Сопоставление российской и зарубежной
классификаций ............................ 8-2
6.2 Разведка месторождений полезных ископаемых ........... 86
6.2.1 Цели и принципы разведки ...................... 87
6.2.2 Стадии разведки, их задачи .................... 88
6.2.3 Технические средства разведки ................. 92
6.3 Ресурсы и запасы железных руд......................... 93
6.4 Ресурсы и запасы марганцевых руд .................... 104
6.5 Ресурсы и запасы хромитовых руд...................... 114
6.6 Ресурсы и запасы угля . 122
6.7 Ресурсы и запасы природного газа..................... 135
*7 ФЛЮСЫ ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ и отходы
! ПРОИЗВОДСТВА ........................................ 149
7.1 Назначение флюсов, требования, предъявляемые
к известнякам....................................... 149
7.2 Месторождения флюсовых известняков................... 151
304
Оглавление
7.3 Отходы производства как заменители железных,
марганцевых руд и флюсов ............................. 154
8 ТОПЛИВО ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ .......................... 157
8.1 Общая характеристика доменного топлива
и предъявляемые к нему требования ............... 157
8.2 Производство кокса................................ 160
8.3 Качество металлургического кокса.................. 172
8.4 Другие виды доменного топлива..................... 184
9 ПРЕДВАРИТЕЛЬНАЯ ПОДГОТОВКА ШИХТОВЫХ
МАТЕРИАЛОВ К ДОМЕННОЙ ПЛАВКЕ .................... 188
9.1 Цель и методы подготовки сырья к плавке........... 188
9.2 Дробление и измельчение........................... 190
9.2.1 Процессы дробления и измельчения........... 190
9.2.2 Дробильное оборудование ................... 193
9.2.3 Оборудование для измельчения............... 209
9.3 Гранулометрический состав рудных материалов
и методы его определения......................... 214
9.4 Грохочение и классификация ....................... 221
9.4.1 Типы и устройство грохотов................. 222
9.4.2 Основные параметры грохочения ............. 235
9.4.3 Теоретические основы классификации......... 238
9.4.4 Классификаторы ............................ 240
9.4.5 Схемы участков дробления и измельчения
на обогатительных фабриках ................. 244
9.5 Обогащение руд ................................... 246
9.5.1 Обогащение промывкой....................... 248
9.5.2 Гравитационные методы обогащения........... 255
9.5.3 Магнитное обогащение....................... 259
9.5.4 Флотационное обогащение.................... 267
9.5.5 Обезвоживание концентратов ................ 271
9.6 Обжиг руд ........................................ 273
9.7 Усреднение ....................................... 279
Приложения:
1 Химический состав железорудных материалов важнейших
месторождений СНГ (1987—1988 гг.) ............... 286
2 Химический состав марганцевых руд и концентратов
различных месторождений ......................... 296
3 Химический состав агломератов и железорудных
окатышей......................................... 300
ИКЦ «АКАДЕМКНИГА»
ISBN 978-5-94628-278-9
|||||||||||||||||||||||||||||
9 785946 282789