Способ получения железа из оолитов бурожелезняковой руды и устройство для его реализации Российский патент 2021 года по МПК C22B1/00 C21B13/14 

Изобретение относится к металлургической отрасли, в частности, к пирометаллургическому переделу бурожелезняковых руд.

Известно, что уже на заре развития металлургии человечество умело получать высококачественный металл из бурожелезняковых руд, находящихся в открытом доступе на дневной поверхности земли. Так называемые болотные/озерные/дерновые руды представляли собой железистые отложения железобактерий на корневищах растений в виде плотных тяжелых землистых комьев красно-рыжего оттенка, содержащие 18-40% Fe, легко восстанавливающиеся начиная с 400°C, а при 800-900°C, дающие металлическое железо. Такую руду на Руси плавили сначала в домашних очагах, затем горнах и домницах до XVIII века (Граков Б.В. Ранний железный век. - М., 1972; сайт «История Древней Руси», стр. «Металлургия», 2011); с XI века хорошим качеством передела этой руды были известны карельские кузнецы (сайт «Родина моя Карелия», стр. «Рода нашего железо», 2011); древнелатышские кузнецы умели изготавливать сталь с различным содержанием углерода и даже дамасского типа с малым содержанием никеля (≤0,02% Ni), характерным для чистой от примеси болотной руды (Антейн А.К. Дамасская сталь в странах бассейна Балтийского моря. - Рига: Знание. - 1973).

Известна железная колонна весом 6,5 т и высотой 7 м изготовленная индийскими кузнецами и установленная в г. Дели в 415 г., не подвергающаяся действию коррозии под открытым небом. Предполагается (сайт «Сибирь-сервис», стр. «Руда гидроксид железа», 2011), что колонна была изготовлена по методу русского инженера Соболевского П.Г. из болотной руды путем ковки раскаленной крицы. При этом получался металл с содержанием железа 99,72% Fe, имевший коррозионную стойкость благородных металлов.

Бурожелезняковые руды оолитового строения осадочного типа, как правило, неглубоко залегающие, также были изначально более доступны для их использования. Например, широко известны в СССР руды месторождений Аятского, Бакальского, Западно-Сибирского, Керченского, Лисаковского железорудных бассейнов. Накопленный опыт металлургии на таких рудах показал, что их применение критично в отношении затрат на решение проблем их обогатимости. которые не всегда экономически целесообразно могут быть решены (см. например, Юсфин Ю.С., Гиммельфирб А.А., Пашков Н.Ф. Новые процессы получения металла. - М.: Металлургия, 1994. - 320 с.; Опыт эксплуатации Лисаковского месторождения бурожелезняковых руд. - Лисаковск, 2005; Пат. №2449031; Пат. №2412259 и др.).

Так для выбора оптимальной глубины обогащения при подготовке лисаковского сырья к пирометаллургическому переделу на Карагандинском металлургическом комбинате на Лисаковском горно-обогатительном комбинате была построена опытно-промышленная установка обжиг-магнитного обогащения, проработавшая с 1975 по 1992 год. За этот период было переработано 7 млн. тонн сырой руды и произведено 3 Мт концентрата с содержанием железа - 61,8%, кремнезема - 5,4%, глинозема - 5,8%, фосфора - 0,85%. Окомкованый на опытно-промышленной установке автоклавированных окатышей обжигмагнитный концентрат был использован в промышленных плавках и до 1991 года металлургический передел был рентабелен. С увеличением цен на топливо и энергоносители производство обжигмагнитного концентрата стало убыточным, так как приведенные затраты превысили в 1,5 раза допустимое значение, при этом более 50% всех издержек производства составили затраты на энергоносители (удельные расходы на тонну товарного концентрата составили: природного газа - 71 куб. метр; угля - 200 кг; электроэнергии - 110 кВт.ч).

Решение проблемы чистоты получаемого металла при пирометаллургическом переделе оолитовых бурожелезняковых руд, имеющей непосредственное отношение к коррозионной стойкости металла, может быть получено как при организации плавки, так и на стадии подготовки к плавке плавильных материалов. Известно, что проведение одношлакового конверторного процесса с целью дефосфорации металла, осуществимо при содержании примесей фосфора не более 0,3%. Как отмечает Хасен Б.П., Институт комплексного освоения недр, г. Караганда, дефосфорация стали в конверторах сопровождается большим расходом материалов и энергии: при увеличении доли лисаковского гравитационно-магнитного концентрата с 23 до 80% в шихте показатели плавки изменяются в худшую сторону - расход чугуна на тонну стали возрастает с 825 до 840 кг; выход годного снижается с 89 до 85,5%; выход конверторного шлака увеличивается со 150 до 250 кг на тонну готовой стали; расход извести увеличивается с 58 до 115 кг/т; в два раза возрастает расход огнеупоров на футеровку; расход кислорода увеличивается с 63 до 70 м³/мин. А, если в исходных плавильных материалах содержание примеси фосфора превышает 0,3%, то возникает необходимость проведения двойного шлакового конверторного процесса-дуплекс-процесса, - что еще более увеличивает затраты на материалы и энергоносители (Западно-Сибирский железорудный бассейн. / Под ред. Н.Х. Белоус. - Новосибирск: Изд-во СО АН СССР, 1964. - 448 с.).

По направлению предплавильной подготовки материалов обсуждались различные варианты использования «малосорных» компонентов в рудо-углеродных компактах - формовках, брикетах, окатышах, - например, на Всесоюзном научно-техническом совещании (Ленинград, октябрь 1969 г.) «Перспективы использования торфа в металлургии» для получения качественных продуктов в виде агломерата, губчатого железа, стали. В г. Томске научной школой профессора Томского политехнического института Смольянинова С.И. на базе разработанной теории химико-металлургического процесса получения металла из топливо-плавильных материалов (формовок из бакчарской оолитовой бурожелезняковой руды и васюганских торфов) и опытных плавок в лабораторных доменных печах Института металлургии им. А.А. Байкова (г. Москва, 1966) и Томского политехнического института (г. Томск, 1967) показана возможность получения металла, близкого по составу и свойствам к стали марки Ст. 3.

Известна методика гидрометаллургический дефосфорации бурых железняков на стадии обогащения, например, амдефосный передел, разработанный Австралийским институтом минералов, или хлоридной обжиг, разработанный Алабамским университетом. Однако, пока, эти методики признаются коммерчески неприемлемыми, хотя позволяют удалять из руд до 67-91,4% фосфора.

Аналогом предлагаемого технического решения можно считать метод спекания железорудных материалов. Еще в 1958 году Вегман Е.Ф. установил общее рафинирующее воздействие оплавления на окислы железа при изучении структуры неофлюсованных агломератов из криворожской гематитовой руды с кислой пустой породой, получив свидетельство чистоты магнетита по примесям после спекания аглошихты. В конце 90-х годов - начале нулевых были проведены исследования по подготовке лисаковских руд к аглодоменному переделу с участием Инженерного центра компании «ИСПАТ» (г. Чикаго), заводских лабораторий АО «ИСПАТ-КАРМЕТ» и ТОО «Оркен», Химико-металлургического института и ЗАО «ИПКОН» (г. Караганда), АО «Механобр-инжиринг» (г. Санкт-Петербург), «Казгипроцветмет» (г. Усть-Каменогорск), «Казмеханобр» (г. Алма-Аты). Было установлено, что при спекании аглошихты реализуется высокая степень перераспределения фосфора между структурными составляющими агломератов из лисаковского гравитационно-магнитного концентрата. А, именно, при агломерации неофлюсованной шихты фосфор концентрируется в железисто-силикатной связке, освобождаясь от основной массы железа; при агломерации офлюсованный шихты - формируются условия для образования самостоятельных фосфорсодержащих фаз, которые представлены минералами силикокарнатит и нагельшмидтит.

Недостатком аналога является то, что при достигнутом удовлетворительном содержании железа 61,83% Fe в конечном концентрате, полученном после магнитного обогащения измельченных агломератов из лисаковского гравитационно-магнитного концентрата, степень удаления фосфора не превышает 12% от общей его массы. При этом последующее удаление фосфора химическими и механическими способами значительно затруднено, вследствие того, что фаялит и известково-железистые оливины обладают высокой химической стойкостью в кислых и щелочных средах и имеют высокую твердость, которая препятствует хорошему разделению фаз ввиду большой адгезивнной прочности межфазных границ.

В качестве наиболее близкого аналога (прототипа) может быть принят способ получения восстановленных материалов из рудного сырья по патенту RU2096482 C1 МПК С21В13/00. Согласно предложенного способа измельченная руда с высоким содержанием железа и молотый угольный концентрат в составе стехиометрической смеси нагревают в пресс-форме путем пропускания электрического тока неизменной величины, после размягчения смеси производят ее компактирование с неизменной скоростью до получения восстановленного продукта в виде железного брикета, который охлаждают в форме.

Для оолитовых бурожелезняковых руд с относительно низким содержанием железа (18-40% Fe) применение этого способа будет менее эффективно не только по причине более низкой электропроводности рудного сырья, но и ввиду загрязнения получаемого железа вредными примесями (фосфором и другими) и непроизводительной тратой теплового ресурса процесса.

Поставлена задача - предложить энергоэффективный способ получения чистого по примесям железа из оолитов бурожелезняковой руды и устройство для его реализации.

Решение поставленной задачи представлено в нижеизложенных пунктах.

1. Способ получения железа из оолитов бурожелезняковой руды, включающий их нагрев путем пропускания электрического тока и компактирование, отличающийся тем, что используют увлажненные добычной водой оолиты, добытые методом скважинной гидродобычи и не контактировавшие с атмосферным воздухом при гидротранспортировании, которые обугливают в малом обугливателе оолитов путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка толщиной в одну десятую долю среднего диаметра оолитов, после чего обугленные оолиты засыпают в малую пресс-форму квазисферической геометрии и ведут упомянутый нагрев путем пропускания через насыпную массу обугленных оолитов электрического тока, обеспечивающего создание температуры 250-400°C в местах соприкосновения оолитов, затем проводят компактирование путем прессования с усилием, обеспечивающим схлопывание и образование межоолитовых воздушных промежутков и образования малых сферических оолитово-углеродных формовок со средним диаметром 15-25 мм, поверхность которых покрыта гидратной влагой, после чего полученные формовки обугливают в большом обугливателе малых сферических оолитово-углеродных формовок путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка, толщиной, обеспечивающей заданное содержание углерода в получаемом железе, и засыпают малые обугленные формовки в большую пресс-форму квазисферической геометрии, затем через насыпную массу полученных обугленных малых сферических оолитово-углеродных формовок пропускают электрический ток, обеспечивающий создание температуры 800-900°C в местах соприкосновения сферических формовок, прессуют насыпную массу упомянутых формовок с усилием, обеспечивающим схлопывание воздушных промежутков между сферическими формовками и образование больших сферических оолитово-углеродных формовок со средним диаметром 150-250 мм, которые подвергают проковке при температуре 900-1100°C с получением крицы, из полученной крицы в кричном тестомесе готовят однородные по массе металлоформовки путем обминания прессовкой и прокаткой при температуре 960-1200°C, полученные металлоформовки плавят в электропечном рафинирующем интеграторе, выполненном в виде индукционной печи вертикальной компоновки при температуре 1240-1540°C с получением железа и отделением передельного продукта.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обугливание оолитов путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка производят в кипящем угольном слое.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обугливание формовок путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка производят путем их окатывания в слое угля на плоской, цилиндрической или квазисферической поверхности.

4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что проковку больших сферических оолитово-углеродных формовок и обминание крицы производят в 4π-геометрии по трем степеням свободы ударными и сжимающими воздействиями.

5. Устройство для получения железа из оолитов бурожелезняковой руды по п. 1, содержащее связанные между собой дозирующими податчиками накопитель увлаженных добычной водой оолитов и малый обугливатель оолитов, выполненный в виде агрегата с кипящим угольным слоем, малую пресс-форму квазисферической геометрии, снабженную генератором электрических импульсов, накопитель малых сферических оолитово-углеродных формовок и большой обугливатель малых сферических оолитово-углеродных формовок, выполенный в виде тарельчатого, спирального, цилиндрического или квазисферического окатывателя/окомкователя, большую пресс-форму квазисферической геометрии, снабженную генератором электрических импульсов, агрегат проковки больших обугленных формовок для получения крицы, кричный тестомес для обминания прессовкой и прокаткой крицы и электропечной рафинирующий интегратор, выполненный в виде индукционной печи вертикальной компоновки.

6. Устройство по п. 5, отличающееся тем, что агрегат проковки и кричный тестомес выполнены с возможностью движения пуансонов по трем степеням свободы в 4π-геометрии рабочего объема.

Описание изобретения целесообразно провести на конкретном примере его возможного применения в контексте потенциального развития железнорудной базы российской черной металлургии за счет освоения Бакчарского железорудного месторождения (БЖРМ) в составе Бакчарского железорудного узла Западно-Сибирского железорудного бассейна (Фиг. 1 и 2). По оценкам (Белоус Н.Х, Чинакал Н.А., Кляровский В.М. и др., 1961) запасы бакчарских оолитовых бурожелезняковых руд, пригодных только для открытой добычи составляют 40 млрд. т при общих запасах около 200 млрд. т, что в 400 раз больше запасов рудной базы Коршуновского ГОКа (Ангаро-Илимский железорудный район), служащего основным поставщиком руды для Западно-Сибирского металлургического комбината (Железорудная база России / Под ред. В.П. Орлова, М.И. Веригина, Н.И. Головкина. - М.: Геоинформмарк, 1998. - 842 с.).

В прошедший период времени после открытия БЖРМ наблюдались две волны интереса к Бакчарскому проекту. Суть основных технических решений 50-х-70-х гг. изложена в обобщающих трудах сибирских ученых и специалистов (Белоус Н.Х. и др., 1964; Чинакал Н.А. и др., 1971). В работах по получению концентратов, их компактированию в окатыши, брикеты, агломераты, плавильные материалы участвовали: Томский политехнический институт, Западно-Сибирское геологическое управление, Институт «Механобр» (г. Ленинград), Институт «Гипромез» (г. Москва), Сибирский металлургический институт (г. Новокузнецк), Кузнецкий металлургический комбинат (г. Новокузнецк), Красноярская опытная обогатительная фабрика завода «Сибэлектросталь» (г. Красноярск). Определением перспектив и возможных путей металлургического передела бакчарских руд и их концентратов занимались: Западно-Сибирское геологическое управление; Институт «Механобр»; Институт «Гипромез»; Сибирский металлургический институт, Кузнецкий металлургический комбинат. Лабораторным изучением металлургических свойств бакчарских руд с получением первородного металла занимались: Западно-Сибирский металлургический завод и Томский политехнический институт.

Положительные результаты металлургического передела железных руд бакчарского типа были получены:

- на заводе «Азовсталь» - проведена опытная плавка фосфористо-ванадистого чугуна в качающейся мартеновской печи, выплавлена спокойная сталь марки 5ПС, соответствующая требованиям ГОСТа;

- в Центральном НИИ черных металлов (г. Москва) выполнена опытная плавка фосфористого чугуна на полупромышленном конверторе до стали мартеновского качества;

- на Тульском металлургическом заводе осуществлена опытная плавка фосфористо-ванадистого чугуна до стали качества Ст. 3;

- на Нижне-Тагильском металлургическом заводе сделаны плавки бакчарского типа чугуна в опытном конверторе до стали качества Ст. 3 кп.

На тот период времени большинство ученых и специалистов считали оптимальным следующий алгоритм освоения БЖРМ:

- открытый способ добычи руды (сухоройный карьер);

- получение концентрата бакчарской руды (по обжиг-магнитному способу);

- окомкование концентрата бакчарской руды (получение офлюсованного агломерата);

- доменная плавка аглошихты с получением бакчарского чугуна (ванадисто-фосфористого);

- передел бакчарского чугуна в сталь дуплекс-процессом: воздушный конвертер - кислородный конвертер с получением стали, близкой по свойствам к обычной мартеновской и получением передельных ванадиевых шлаков (или концентратов из них) и фосфатных шлаков.

В качестве примера, иллюстрирующего такой подход, можно привести данные, представленные Пермяковым А.А. (Сибирский государственный индустриальный университет, г. Новокузнецк) в статье «Минеральный состав, структура и свойства офлюсованного агломерата из руд бакчарского месторождения» (Обсуждение проблем и перспектив освоения Бакчарского железорудного, Георгиевского титан-циркониевого и Таловского буроугольного месторождений Томской области. Материалы Круглого стола, г. Томск, 16-17 марта 2006 г. / Под общ. ред. В.Г. Емешева, М.С. Паровинчака, А.В. Комарова. - Томск: STT, 2006 - С. 38-41).

В Сибирском металлургическом институте (в настоящее время СибГИУ) в 1962-63 гг. были проведены комплексные исследования керновой пробы шести типов оолитовых бурожелезняковых руд, полученных из геологоразведочных скважин на БЖРМ. В составе аутогенной части руд преобладают лептохлориты Fe₄(Al,Fe) [Si₃AlO₁₀][OH]₆⋅nH₂O наряду с гетитом HFeO₂, гидрогетитом HFeO₂⋅H₂O, керченитом (Са, Mg)₃(Fe, Al)₃[PO₄]₄[ОН]₃⋅8H₂O, вивианитом Fe₃[PO₄]₂⋅8H₂O, сидеритом FeCO₃ и анкеритом Ca(Fe, Mg)[CO₃]₂, пиритом FeS₂; в обломочной части находятся магнетит FeFe₂O₄, ильменит FeTiO₃, титанит CaTi[SiO₄]O, циркон ZrSiO₄.

Нерудные представлены кальцитом, гидрослюдой, каолинитом, монтмориллонитом, опалом, а также обломками кварца, полевого шпата, биотита, мусковита, эпидота, роговой обманки, пироксена. Структура руд оолитовые гетит- и гидрогетит-лептохлоритовые или кварцево-железистые песчаные с песчано-глинистыми прослоями. Размеры рудных оолитов 0,2-0,4 мм. Нерудные обломки 0,01-3 мм хорошо окатаны и составляют не более 15%. Хлорит-сидеритовый цемент базальный, поровый или пленочный. Содержание железа в кондиционных рудах 20-46%.

В процессе обжиг-магнитного обогащения получен концентрат с валовым содержанием железа 58,8% Fe, из которого был спечен офлюсованный агломерат, обладающий хорошей механической прочностью, хорошей восстановимостью и валовым содержанием железа 51,99% Fe (Таблица 1 на Фиг. 3).

Хорошие металлургические свойства агломерата из бакчарских руд обусловлены его минеральным составом и структурой. В состав рудных минералов входят - магнетит FeFe₂O₄, вюситомагнетит Fe_1+xFe_2-2/3x O₄, кальциомагнетит (Fe, Ca)Fe₂O₄, маггемомагнетит Fe_1+xFe_2+2/3xO₄, гематит Fe₂O₃, кальциевый феррит CaFe₂O₄, дикальциевый феррит Ca₂Fe₂O₅; в состав нерудных минералов входят - киршштайнит CaFeSiO₄, псевдомастонит CaSiO₃, кальциооливин Ca₂SiO₄, известь СаО, силикатное стекло.

Изоморфная примесь кальция в магнетите делает его кристаллическую структуру высокодефектной, что существенно снижает его температуру плавления и резко повышает восстановимость, маггемитизация магнетита и наличие многочисленных ферритов кальция также существенно повышает скорость восстановления агломерата.

По мнению автора статьи «есть все основания утверждать, что чугун из бакчарских руд будет в стране самым дешевым».

Вторая волна интереса к освоению БЖРМ возникла с 2001 г. и связана с созданием в регионе Томской горнодобывающей компании (ТомГДК). В анализе условий и возможностей реализации Бакчарского проекта участвовали: обогатительная часть проекта - ТомГДКруда, Западно-Сибирский испытательный центр, Институт стали и сплавов (г. Москва), Всероссийский НИИ металлургической теплофизики (г. Екатеринбург), Уралхиммаш, Лисаковский ГОК - ТОО «Оркен» (Казахстан), ВИМС (г. Москва), Механобр инжиниринг (г. Санкт-Петербург), ИГД СО РАН (г. Новосибирск), Томский политехнический университет, АМС (Австралия) Hatc'h (Великобритания); металлургическая часть проекта - ТомГДКруда, НКМК и ЗСМК (г. Новокузнецк), Институт стали и сплавов (г. Москва), ММК (г. Магнитогорск), СибГИУ (г. Новокузнецк), Hatc'h (Великобритания), John A. Wellis BE Met (Великобритания), Макси Групп (г. Ревда), СеверСтальРесурс (г. Москва), группа «Уралмаш - Ижора» Дивизион ОМЗ-Уралмаш» (г. Екатеринбург), ИФПМ ТФ СО РАН (г. Томск), ТУСУР (г. Томск), Всероссийский НИИ химических технологий (г. Москва), НПО «Полюс» (г. Томск). Процесс и результаты обсуждений публиковались, в том числе в материалах ТомГДК (см., например, Материалы Круглого стола…, 2006; Томская горнодобывающая компания. Сборник публикаций к 5-летию ТомГДК. 2001-2005 гг. / Под общ. ред. В.Г. Емешева и М.С. Паровинчака. - Сост.: В.И. Лунев. - Томск: STT, 2006 - 246 с.; Технологические проблемы и перспективы освоения Бакчарского проявления железных руд. - Сборник статей, посвященных 50-летию открытия Западно-Сибирского железорудного бассейна и Бакчарского проявления железных руд / Под общ. ред. В.Г. Емешева и М.С. Паровинчака; научн. ред. В.И. Лунева и А.И. Усенко. - Сост.: В.И. Лунев. - Томск: ООО «НПО «ТомГДКруда», 2008. - 356 с. - Рук. деп. в Депозитарии МГГУ. - Справка №654109-08 от 30.06.2008. - Библиограф, опис. опубликовано в «Горном информ.-аналит. бюллетене №9, 2008; Решение проблемы освоения Бакчарского железорудного месторождения Томской области в изобретениях. / Сборник избранных технических решений, запатентованных в Российской Федерации. // Под ред. проф. М.А. Шустова. - Составители: И.М. Иванюк, Н.Н. Ильин, В.И. Лунев, А.И. Усенко. - Томск, 2014. - 343 с.).

Изменения геополитических, социальных, экономических условий жизни скорректировали вектор интереса к освоению БЖРМ - вместо схемы «карьер - ГОК - домна - конвертор» актуальной становится схема «СГД - ПВЖ - электросталь» или «СПВ - железный порошок - порошковая металлургия» (где СГД - скважинная гидродобыча; СПВ - скважинное подземное выщелачивание; ПВЖ - прямовосстановленное железо), что характеризует переход от мегапроектов эпохи СССР к проектам, посильным частному бизнесу, с отдачей от вложенных инвестиций уже не позднее третьего года с начала реализации проекта, а не через 7-12 лет, как при государственным инвестировании. При этом, желательно, чтобы каждый технологический продукт, получаемый по схеме «добыча → обогащение → металлургия» был ликвидным. Ценность бакчарских руд, концентратов и металлов определяется как требованиями к содержанию железа в данном продукте, соответственно «36…49% Fe → +49…62% Fe → 93…100% Fe», так и содержанием полезных и вредных примесей.

По информации заведующего сектором геолого-экономической и экологической оценки месторождений Всероссийского института минерального сырья Тигунова Л.П. (2006 г.) в России бурые железняки используются без обогащения Орско-Халиловским металлургическим заводом при минимальном содержании Fe_общ - 37%, что стало возможным из-за легированности бурых железняков хромом и никелем, годных для выплавки легированных чугунов и специальных сталей (объем годового потребления руд составляет первые сотни тыс. т). Во времена СССР Белорецкий металлургический завод использовал бурые железняки Зигазино-Комаровской группы без обогащения (с дроблением и горохочением) при содержании Fe_общ>42% из-за содержания 2,3…2,5% Mn, что позволяло заводу экономить средства на приобретение ферромарганца.

Как показал анализ кернового материала бакчарские рыхлые руды (рудная сыпучка) обладают более высоким качеством по сравнению с более плотными и крепкосцементированными рудами - они могут быть добыты геотехнологическими способами (СГД и СПВ). По рекомендации ВИМС - координатора работ по обеспечению железорудной базы России - было принято решение о проведении опытно-методических работ с целью опробования метода СГД на БЖРМ и получения валовой (технологической) пробы «бакчарской сыпучки» - СГД-руды. Работы были выполнены Томской горнодобывающей компанией в 2006-2009 годах на Восточном (Полынянском) и Западном (Бакчарском) участках лицензированной площади (Фиг. 4). Результаты работы изложены в отчетных материалах поставщика продукции по Госконтракту № ТВ-04-04-06 от 04.04.2006 г. по теме: «Оценка Бакчарского железорудного проявления для отработки методом СГД», в том числе в научно-техническом отчете: Том «Опытно-методические работы по отбору валовой пробы методом скважиной гидродобычи (ОМР СГД - 2008)». - Отв. исп. В.И. Лунев. - 157 с., прилож. 128 с. // Томск: ООО «НПО «ТомГДКруда» - «Томскнедра», 2009. - Гос. рег. №35-06-20.

БЖРМ является составной частью Бакчарского рудного узла (Фиг. 1 и 2] расположенного в Бакчарском административном районе в 200 км к западу от г. Томска. Проявление открыто в 1957 г. Прогнозные ресурсы проявления различными исследованиями оцениваются от 18,3 млрд т [Западно-Сибирский железнорудный бассейн, 1964; Горюхин и др., 2000] до 28 млрд т по категориям Р1+Р2 [Геология…, 2000]. По оценке Е.В. Черняева [Черняев и др., 1997 ф] прогнозные ресурсы составляют 28,6 млрд т по категории Р1 при среднем содержании Fe 34,12% и по категории Р2 - 23,6 млрд т.

Рудное тело БЖРМ сложено бакчарским, колпашевским и нарымским горизонтами, достигающими совокупной мощности до 50 м, в составе которых имеются крепкие сцементированные руды и так называемая «рудная сыпучка». По данным Томской геологоразведочной экспедиции [Никонов и др., 2006] мощность «рудной сыпучки» бакчарского горизонта - 6,8 м, колпашевского - 8,5 м; общая мощность сыпучей бурожелезняковой оолитовой руды составляет 15,3 м; в нарымском горизонте сыпучие руды отсутствуют. Эти рыхлые оолитовые гетитгидрогетитовые руды, в первую очередь, пригодны для применения таких геотехнологических методов как скважинная гидродобыча (СГД) и ПВ.

На Фиг. 4 представлен разрез недр оценочного участка площади Бакчарского железорудного проявления в Томской области. Видно, что рудный пласт представлен достаточно выдержанной мощностью в пределах 560 кв. площади всего проявления. На широтном разрезе, на расстоянии 25 км от угловой скв. 128 оценочного участка показана выемочная камера, выработанная из скв. 9 во время проведения пионерских опытно-методических работ по СГД бакчарских оолитов (ОМР СГД - 2007 г.) на Восточном (Полынянском) участке, а на меридиональном разрезе, на расстоянии 7 км от угловой скв. 128 оценочного участка отмечена выемочная камера, выработанная из скв. 101 во время проведения ОМР СГД - 2008 г. В качестве крупнообъемной валовой геологической пробы бакчарской рыхлой оолитовой железной руды впервые, в том числе впервые методом СГД, было получено 1000 т и 700 т руды, соответственно.

Качество добытой руды оказалось существенно лучше материала керновой пробы, испытанной для целей ПВ в 70-х годах, и горно-геологические условия залегания оолитовой руды оказалось приемлемыми для использования геотехнологических методов.

Фиг. 5-6 свидетельствуют о подходящем гранулометрическом составе рыхлой оолитовой руды. На Фиг. 5 представлены фотографии бакчарской руды, добытой методом СГД: а - россыпной материал (Фиг. 6); б - кусковой материал в форме окатанной пластины; в - кусковой материал в форме комка (кусковой материал составляет 0,25% веса всего состава руды). Данные по крепости, прочности и категорийности руды, с учетом удельного вклада кусков в состав руды, позволяют отнести руду к «довольно мягким породам». На Фиг. 7 в Таблице 2 представлен гранулометрический состав руды с распределением основных компонентов по классам крупности. Видно, что основной класс крупности Σ-1+0,25 мм содержит основное количество железа и имеет выход 81,82%.

Из таблицы 3 на Фиг. 8, представляющей минеральный состав руды видно, что 70% руды представлено такими железосодержащими минералами как гетит и гидрогетит, растворимыми в соляной кислоте. При этом в руде, добытой методом СГД, общего железа (Fe₂O_{3 общ}) содержится почти в два раза больше, чем в материале керновой пробы, использованной в 70-х годах - 62,82% против 36,30% (см. данные Таблицы 4 на Фиг. 9). Это обстоятельство способствует более эффективному проведению процесса двухстадийного химического процесса (Fe₂O₃->Fe₂Cl₃->Fe) путем трехступенчатого агрегатного преобразования железосодержащего продукта: твердое состояние -> жидкое состояние -> пар -> твердое.

На Фиг. 6 представлено изображение в обратно-рассеянных электронах типичного бакчарского оолита гидрогетитового состава скорлуповатого ритмично-зонального концентрического строения. Концентр оолита состоит из глинисто-слюдистых минералов, чередование ритмов подчеркивается отложениями фосфатов РЗЭ (яркие белые вкрапления в концентрических слоях). Видно, что объем железосодержащего материала скорлупы оолита может достигать 25-40% от всего железосодержащего материала оолитов. По данным Центра экспертных систем технологического аудита и сертификации минерального сырья МИСиС среднее содержание РЗЭ в фосфатах бакчарских оолитов в исследованной технологической пробе руды, добытой методом СГД, составляет %: Ce₂O₃ - 19,40; La₂O₃ - 7,07; Nd₂O₃ - 7,55; Pr₂O₃ - 1,59 и Sm₂O₃ - 0,90.

Полученный авторами Корабейников А.Ф., Пшеничкин А.Я., Колпакова Н.А., 1998, 2000, 2005 аналитический материал показывает, что руды БЖРМ обогащены благородными металлами: Pt до 127 мг/т; Pd - до 16 мг/т; Au - до 1,80 г/т.

Качество валовой пробы бакчарской СГД-руды позволило скорректировать взгляд на ее применение в доменном производстве. В настоящее время ЗСМК и КМК обеспечены местным источником руды на 45%, а недостающее сырье поставляется с Коршуновского ГОКа Иркутской области (за 1100 км) и Соколовско-Сарбайского ГОКа в Казахстане (за 1300 км). Совокупная потребность этих комбинатов составляет 15 млн. т концентрата в год. По мнению специалистов бакчарское сырье могло бы составлять до 10-14% от состава доменной шихты при транспортном плече Бакчар - Новокузнецк в 500 км.

Однако, в целом, мнение как отечественных, так и зарубежных металлургов в отношении применимости бакчарских/лисаковских оолитовых бурых железняков в доменном процессе осталось негативным. Этот вопрос изучался специалистами достаточно тщательно, поскольку, например, на Урал завозится обогащенная руда из КМА в количестве более 200 млн. т концентрата ежегодно по транспортному плечу, сопоставимому с расстоянием от БЖРМ, при этом на самом Урале отрабатываются месторождения с содержанием железа в руде - 16% Fe. Для лидера российской металлургии - ОАО «ММК» - также было бы выгодно получать лисаковские концентраты с расстояния 300 км, если бы они были приемлемого качества.

По инициативе ТомГДК Управление стратегического планирования ОАО «ММК» сформулировало свое мнение по доменному переделу бакчарских руд (служебная записка Бурякова М.В. и Ведешкина М.В. «О перспективах предложения разработки бакчарских руд Томской горнодобывающей компанией», 2005 г.). Данное мнение базировалась на результатах достаточно длительного изучения лисаковских оолитовых бурожелезняковых руд, изложенных в справочном издании «Доменное производство», в 2-х т., Т. 1. Подготовка руд и доменный процесс / Под ред. Е.Ф. Вегмана. - М.: Металлургия, 1989. - 496 с.; в справочнике «Железорудная база России», 1998; в служебной записке Монетова Г.В. и Ведешкина М.В. «Оценка перспектив переработки лисаковского железорудного сырья в ОАО «ММК», Магнитогорск, 1998). Технико-экономические расчеты, проведенные специалистами ММК, показывают, неэффективность использования руд Западно-Сибирского бассейна в существующих (на 2005 г.) условиях. Бакчарские и лисаковские бурые железняки образуют особую группу руд с характерными специфическими свойствами, для которых мало подходят традиционные методы подготовки шихты и теоретические положения технологии агломерации в целом. Высокие неокупающиеся затраты на существующие эффективные способы обогащения, подготовки и переработки доменного сырья (например, восстановительная плавка с кислотной гидрометаллургической дефосфорацией) обусловлены следующими, пока не устраненными, недостатками:

- низкое содержание железа (около 50%) наряду с высокими потерями при прокаливании (в основном гидратной влагой) требуют дополнительного расхода металлургического топлива;

- неприемлемо высокое содержание фосфора влечет высокие затраты на его удаление в металлургических переделах;

- оолитное (яйцеобразное, сфероидное) строение рудных частиц, обеспечивающее тонкодисперсное «склеивание» фосфористых, рудных и нерудных минералов внутри оолита, препятствуют эффективному обогащению;

- гранулометрический состав оолитных частиц концентрата нарушает просасывание аглогазов через слой аглошихты и процесс ее спекания;

слабая изученность вторичного минералообразования в процессах пирометаллургического окускования не позволяет получать качественное окускованное сырье для доменной плавки.

В заключение менеджмент ММК указывает: «Однако, если Томская горнодобывающая компания обладает собственными запатентованными простыми и эффективными способами устранения пороков (дефосфорации в особенности) концентратов руд оолитовой структуры, то мнение ОАО «ММК» может быть изменено».

После получения в 2007-2008 гг. валовой пробы бакчарской СГД-руды специалистами ТомГДК были запатентованы:

- способ переработки минерального сырья и устройство для его реализации (варианты) (пат. РФ №2402499, приоритет изобретения 31 марта 2008 г., авт.: Лунев В.И., Паровинчак М.С. и Усенко А.И);

- способ обогащения твердых полезных ископаемых при скважинной гидродобыче и устройство для его осуществления (пат. РФ №2431527, приоритет изобретения 08 февраля 2010 г., авт.: Лунев В.И., Усенко А.И., Бондарчук И.Б., Иванюк И.М., Зыков В.М., Лукьянов В.Г. и Паровинчак М.С.);

- способ получения обесфосфоренного концентрата оолитовых железных руд (пат. РФ №2449031, приоритет изобретения 17 марта 2011 г., авт.: Лунев В.И. и Усенко А.И.);

- способ получения окомкованного металлургического сырья (пат. РФ №2458158, приоритет изобретения 09 марта 2011 г., авт.: Лунев В.И., Усенко А.И. и Лотов В.Ф.);

- способ получения черного металла (пат. РФ №2492246, приоритет изобретения 25 сентября 2012 г., авт.: Лунев В.И. и Усенко А.А.);

- топливно-металлургические гранулы и способ их получения и металлизации (пат. РФ №2568797, приоритет изобретения 07 июля 2014 г., авт.: Лунев В.И.);

- способ переработки железной руды оолитового строения и устройство для его реализации (пат. РФ №2568802, приоритет изобретения 18 августа 2014 г., авт.: Лунев В.И.);

- способ подготовки к металлургическому переделу сыпучей гидрогетитовой железной руды оолитового строения и устройство для его реализации (пат. РФ №2569264, приоритет изобретения 18 августа 2014 г., авт.: Лунев В.И.);

- способ получения металлического продукта на месторождении оолитовых железных руд и технологическая линия для его реализации (пат. РФ №2572896, приоритет изобретения 02 февраля 2015 г., авт.: Лунев В.И.);

- способ освоения глубокозалегающего обводненного месторождения бурожелезняковых оолитовых руд (пат. РФ №2594912, приоритет изобретения 07 августа 2015 г., авт.: Лунев В.И.);

- способ экологического освоения железорудного месторождения (пат. РФ №2707611, приоритет изобретения 07 ноября 2018 г., авт.: Лунев П.С. и Лунев В.И.);

- способ извлечения полезных компонентов руды из продуктивного раствора на добычном промысле и роботизированный комплекс для реализации способа (заявка на выдачу пат. РФ на изобретение №2019125765/03 (050562), дата подачи заявки 13 августа 2019 г., авт.: Лунев В.И. и Лунев П.С.);

- способ селективного извлечения металлов из жидкого коллективного концентрата полезных компонентов руды на добычном участке при подземном выщелачивании и автоматическое устройство для его реализации (заявка на выдачу пат. РФ на изобретение №2019125763/03 (050560), дата подачи заявки 13 августа 2019 г., авт.: Лунев В.И. и Лунев П.С.).

Как видно из названий изобретений, данные технические решения направлены на преодоление проблем пирометаллургического передела СГД-руды и возможностей СПВ рыхлой бакчарской руды и гидрометаллургического передела получаемых продуктивных растворов - эти направления намечал ВИМС (2006 г.) для БЖРМ и поддерживало Минприроды РФ (2006-2014 гг.).

Новое предлагаемое изобретение решает задачу пирометаллургического передела бакчарской СГД-руды в пределах единой компактной технологии, технически оформленной на БЖРМ в виде добычного обогатительного мини-металлургического комбината (ДОММК), который использует для своей работы только единственный источник энергии - электричество и принцип «энергетической матрешки».

Опишем последовательно цепочку операций, реализующую способ получения железа из СГД-руды бакчарского типа. Переведенные в залеже под напором воды в подвижное состояние оолиты подаются через скважину по трубопроводу к месту их компактирования, попутно, при необходимости, с отмывкой механических примесей (частиц песка/глины), грохочением (отсеканием крупного - кусков руды, дресвы и т.п.) и расситовкой - выделением основной фракции оолитов Σ-1+0,25 мм с выходом 81,82% (см. табл. 2 Фиг. 7). Далее оолиты, не контактировавшие с атмосферным воздухом, в увлажненном состоянии покрывают электропроводящим слоем тонко дисперсного углеродсодержащего (уголь, графит, сажа, кокс и т.п.) порошка, при необходимости, для увеличения его сцепления с поверхностью оолитов - с добавлением порошкообразного связующего (бентонита, крахмала и т.п.). Толщина покрытия должна составлять одну десятую среднего диаметра оолита (не менее 25 мкм) и обеспечивать надежную поверхностную токопроводимость.

Далее обугленную (покрытую электропроводящим слоем) массу оолитов засыпают в малую пресс-форму квазисферической геометрии для компактирования оолитов в сферические пресс-формовки диаметра картечи (около 15 мм). Здесь полезно используется известный из основ радиотехники «эффект дробового когерера». Когерер - это устройство, содержащее мелкую свинцовую дробь, через которую пропускался электрический ток, используемое как детектор в первых радиоприемниках, принимающий по командам только крайние значения. Иногда величина электрического тока, протекающего через насыпную массу свинцовых дробинок была такова, что в местах контактов дробинок свинец проплавлялся и они когерентно слипались, нарушая работоспособность устройства. Для восстановления работы устройства требовалось стряхивать пробирку с дробью ударом молоточка. Следует отметить, что температура плавления свинца равна 327,5°C и практически совпадает с началом температурного диапазона процесса дегидратации гидрогетита в бакчарских оолитах. Поэтому было принято решение применить вредный в радиотехнике эффект «залипания контактов» для деструктивного компактирования оолитов. Принцип действия используемой в предлагаемом техническом решении когерентной электро-дегидратационной деструкции обугленных оолитов с последующим пресс-формованием малых сферических формовок (МСФ) может быть пояснен рисунками а)-г) на Фиг. 10.

На рис. 10а показана линейная когерентная цепочка из шести бакчарский оолитов 1, покрытых электропроводящим углеродсодержащим слоем 2 (далее, обугленных), соприкасающихся между собой в точечных местах контакта 3. Оолиты 1 помещены в цилиндрическую матрицу 4, изготовленную из прочного электроизолирующего материала, например, керамики, и заперты металлическими электродами - пуансонами 5. При пропускании через цепочку обугленных оолитов электрического тока свойства токопроводных участков будут характеризоваться соответствующими наборами параметров (где «П» - поверхностный угольной слой оолитов; «К» - место точечного контакта оолитов): толщина токопровода D_п>>d_к; омическое сопротивление r_п<<R_к; электрический ток I_к>>i_п; температура токопровода Т_к>>t_п. После достижения в местах контактов оолитов 3 температуры дигидратации гидрогетита бакчарские оолиты 1 когерентно (синхронно) подвергаются деструкции под воздействием механических напряжений, вызванных температурными градиентами и давлением паров гидратной влаги, которая поступает в межоолитное пространство (рис. 10б). Растрескавшееся оолиты 6 нагреваются (предположительно до температуры 150-200°C) и могут быть спрессованы электродами - пуансонами 5 в пресс-формовку 7 с уменьшением ее объема на 25-30% за счет схлопывания межоолитного воздушного пространства (рис. 10в), при этом происходит гомогенизация углерод-оолитовой структуры. Данный принцип реализуется в сферической геометрии, где когерентная электро-дегидратационная деструкция обугленных оолитов развивается лавинообразно по дендритной схеме в МСФ с количеством оолитов n×10³, где n=2…9 в зависимости от фракции бакчарских оолитов (рис. 10г). Реализуемая далее когерентная электропроплавка обугленных МСФ с последующим пресс-формованием в большие сферические формовки (БСФ) действует по тому же принципу, но более масштабно (рис. 10д). Полученные МСФ 7 также обугливают, а при необходимости - предварительно офлюсовывают, путем окатывания влажных МСФ. Причем толщину слоя тонкодисперсного порошка (угля, а при необходимости флюса) исходя из качества получаемого металла (железа, чугуна, стали) оценивается и/или рассчитывается. Обугленные МСФ 8 засыпают в большую пресс-форму квазисферической геометрии в количестве n×10² штук (где n=2…6), пропускают через насыпную массу МСФ 8 электрический ток с параметрами, достаточными для создания в местах контактов 3 температуры 800-960°C и когерентного проплавления массы МСФ 8, прессуют полусферическими электродами - пуансонами 5 проплавленную массу МСФ 8 с усилием, достаточным для схлопывания воздушных промежутков между МСФ 8, формируют большие оолито-углеродные формовки 9 - БСФ (рис. 10д), имеющие твердо-вязкую консистенцию. Дальнейшие операции способа иллюстрирует Фиг. 11 и 12. БСФ 9, содержащие в расплаве еще не размякшие твердые углеродо-оолитовые кластеры, подвергают интенсивной ковке в 4π-геометрии, нанося удары молотами-пуансонами в вертикальной 10 и горизонтальной 11 плоскостях (Фиг. 11). При этом формируется кричный первородный металл по качеству, структуре и составу, близкий по свойствам к горячим железистым продуктам типа губчатое железо, брикет ПВЖ, агломерат. Посредством ковки этого особого продукта удаляются: его ноздреватость (следствие окончательной дегидратации гидрогетита); нерудные минералы (в большей мере диоксид кремния); избыточный углерод (не участвовавший в реакции восстановления железа из его оксидов в составе, в основном, гетита и гидрогетита) и часть примесей.

Основная часть примеси фосфора удаляется в процессе обминки полученного кричного теста 12 прессовкой и прокаткой при температуре 900-960°C вертикальным 14 и горизонтальными 15 пресс-катками на столе-платформе 13 (Фиг. 12). Механизм такого типа дефосфорации металла может быть объяснен следующим образом. Оценка строения металлов методами макроскопического анализа показала наличие волокнистых структур в металле, деформированном прокаткой (Фиг. 13а), горячей накаткой в сочетании с кручением исходной круглой заготовки, (Фиг. 13б), осадкой, (Фиг. 13в) вытяжкой и шиферной полосчатости (Фиг. 13г) (Апасов A.M., Галевский Г.В. Методы исследования, испытания, анализа и контроля в металлургии и материаловедении / A.M. Апасов. - Томск: Изд-во ТПУ, 2008. - с. 13-15).

Рисунки а)-г) на Фиг. 13 и пояснения к ним, заимствованные из упомянутого выше источника информации, свидетельствует, на взгляд автора, о возможности управляемого механического воздействия на термически обработанный металл с целью ликвации примесей и легирующих элементов. Такое заключение коррелирует с известными свойствами самоорганизующихся структур типа ячеек Бенара. Возникновение этого физического эффекта объясняется особенностями тепломассопереноса от горячей поверхности к более холодный в жидкой раскаленной среде, когда процесс конвекции тепла через однородную толщу вещества не способен эффективно охлаждать горячую поверхность и происходит разделение этой толщи вещества на симметричные ячейки Бенара, которые в поперечном сечении образуют сотовую структуру, вдоль стенок ячеек этой волоконоподобной структуры многократно усиливается тепломассоперенос, обеспечивающий эффективное охлаждение теплоподводящей поверхности. Геологам известным на поверхности Земли многосотметровые ячеистые структуры горной породы, сформировавшиеся под напором раскаленной магмы, физики и химики часто наблюдают ячейки Бенара в природе в более малых масштабах (в быту легко организовать ячеистую самоорганизацию налив на нагретую сковородку слой масла определенной толщины).

Для дальнейшего пояснения процессов, протекающих в кричном тестомесе, воспользуемся промежуточными результатами разработки метода дефосфорации посредством спекания железорудных материалов из оолитовых бурожелезняковых руд Лисаковского месторождения на стадии подготовки металлургического сырья к аглодоменному переделу (по Хасену Б.П.). Нагрев и спекание закономерным образом трансформируют структуру железорудных материалов. Для неофлюсованной шихты в процессе нагрева происходит удаление влаги с образованием гематита Fe₂O₃, который в свою очередь восстанавливается до магнетита и вюсита. Последние с кремнеземом шихты формируют фаялит таким образом, что к моменту плавления в шихте образуется смесь, которая состоит из магнетита, фаялита и небольшого количества вюсита с кремнеземом. Вследствии твердофазного характера протекающих на этой стадии химических реакций и быстрой скорости нагрева фосфор и железо не разделяются вплоть до температуры плавления. Установлено, что плавление и кристаллизация неофлюсованных гематитовых руд происходит в соответствии с диаграммой состояния магнетит - фаялит. Вначале происходит плавление фаялита, в котором постепенно растворяется магнетит, при этом железистый силикатный расплав на основе фаялита, растворяя в себе магнетит, становится все более тугоплавким. Это позволяет твердой шихте перед растворением в расплаве нагреваться до весьма высоких температур. В процессе охлаждения первыми из расплава выделяются кристаллы магнетита с размером 1,0-50 мкм, не содержащие по данным микрозондового рентгеноспектрального анализа фосфора в своем составе. При затвердевании расплава фосфор ликвирует в жидкую фазу, которая в конечном итоге кристаллизуется в виде эвтектической смеси фаялита и магнетита. Фосфор равномерно распределяется по объему эвтектики, не образуя каких-либо отдельных самостоятельных фаз. Содержание фосфора в эвтектике составляет 4,3-7,4%, что означает - фосфор концентрируется в железисто-силикатной связке, освобождаясь от основной массы железа. Похожая картина наблюдается при получении спека из офлюсованной шихты. Отличием является то, что аккумулирующей фосфор фазой в данном случае выступает известково-железистый оливин (СаО)х ⋅ (FeO)_2-x ⋅ SiO₂, коэффициент х≤1,1, что вполне точно отражается диаграммой состояния системы фаялит 2FeO ⋅ SiO₂ - двухкальциевый силикат 2СаО ⋅ SiO₂. При увеличении основности спековой шихты CaO/SiO₂>2 формируются условия для образования самостоятельных фосфоросодержащих фаз, которые представлены минералами силикокарнатит и нагельшмидтит.

Приведенные факты показывают, что высокая степень перераспределения фосфора между структурными составляющими спека при его охлаждении делает возможным целенаправленное воздействие на структуру и свойства силикатной связующей фазы спека с целью дефосфорации железа в составе пластичной массы кричного теста (организуя, образно говоря, «фосфорное выпотевание» крицы) путем его многократный обминки (сжатия, растяжения, прокатки и т.п.). Обминка кричного теста в тестомесе (Фиг. 12), повторенная в 4π-геометрии несколько сотен раз, приведет к образованию в крице в волоконных/полосчатых структур, на границах которых интенсифицируется тепломассообмен. В результате циклического механического воздействия на структурируемую раскаленную пластичную массу волокна/полосы будут с большей скоростью охлаждаться по граничным поверхностям с выделением фосфоросодержащей силикатной связующей фазы кричного материала и выносом ее на внешнюю поверхность крицы.

Полученные после кричного тестомеса комки металлопродукта 12 интегрируются последовательно в завалку электрической печи 16, в которой с помощью секционных нагревателей (Фиг. 14а) создается вертикальный температурный градиент в диапазоне 1240-1540°C (Фиг. 14б), позволяющий последовательно плавить вновь поступающие порции комков 12 с созданием финишного рафинирования годного продукта 14 и отделением передельного продукта 15 (Фиг. 14в), при необходимости, с продувкой расплава воздухом/кислородом, в зависимости от эффективности ковки крицы, промеса кричного теста, офлюсовывания оолитовый шихты в состав передельного продукта 15 могут входить и передельные шлаки, и передельный металл, содержащие полезные примеси. Предлагаемый способ получения металла из оолитовых бурожелезняковых руд может быть реализован с использованием следующих модификаций заявленных операций.

С целью повышения производительности и технологичности операции обугливания оолитов их покрытие электропроводящим углеродсодержащем слоем производят в кипящем угольном слое.

Учитывая достаточно слабые требования к механической прочности (из-за отсутствия необходимости транспортирования МСФ от малой пресс-формы к большой пресс-форме) формовок их обугливание и офлюсовку производят путем их окатывания в слое угля/флюса на плоской, цилиндрической или квазисферической поверхности.

Для увеличения эффективности механической обработки всего объема железосодержащего материала проковку БСФ и обминку кричного теста производят в 4π-геометрии по трем степеням свободы ударными и сжимающими воздействиями, в том числе и на встречных направлениях, усиливая интенсивность воздействия на обрабатываемый материал и нивелируя реакцию опор проковочной камеры и камеры кричного тестомеса.

С целью более эффективного использования гравитационно-температурного разделения жидких фаз годного и передельного продуктов интегрирование комков кричного теста с последующим финишным рафинированием расплава производят в вертикальном аксиально симметричном рабочем объеме, прогреваемом до температуры плавления железа (или до температуры более тугоплавкого легирующего металла) индуктивным способом электрическим током высокой частоты.

Общая схема последовательности операций предлагаемого способа приведена на Фиг. 15, где обозначено: ДОММК - добычной обогатительный мини-металлургический комбинат; СГДО - скважинная гидродобыча оолитов; ГТО - гидротранспортировка оолитов (при необходимости, с отмывкой песчано-глинистых примесей и выделением компактируемой фракции); УО - обугливание оолитов; МСФ - компактирование малых сферических формовок; УМСФ - обугливание малых сферических формовок; БСФ - компактирование больших сферических формовок; КК - ковка крицы из больших сферических формовок; НРМ - нерудные минералы; ПКТ - промес кричного теста; ФСП - фосфорсодержащие примеси; ИРПКТ - интегрирующая рафинирующая плавка комков кричного теста; ГП - получение годного продукта; ПП - получение переделочного продукта (металла/шлака); МНР - машинная непрерывная разливка; МИ - получение металлоизделий; ППр - получение полезных примесей.

Эта схема действует по принципу «энергетической матрешки», который существенно сокращает энергозатраты на процесс, по сравнению с прототипом. Сущность принципа отображает Фиг. 16, где показано, что тепло, образуемое в результате выполнения каждой предыдущей операции в способе, входит составной частью в теплоресурс каждой последующей операции способа, без расточительный теплоотдачи в окружающую среду: МСФ → БСФ → К → КТ → М, здесь обозначено: МСФ - операция компактирования малых сферических формовок; БСФ - операция компактирования больших сферических формовок; К - операция ковки крицы; КТ - операция промеса кричного теста; М - плавка металла.

Схема цепи аппаратов, агрегированных в устройство, реализующее способ, показана на Фиг. 17, где приняты обозначения: ГДА - гидродобычной агрегат; ГТУ - гидротранспортная установка; ОО - обугливатель оолитов; МПФ - малая пресс-форма; ОМСФ - обугливатель малых сферических формовок; БПФ - большая пресс-форма; УКК - установка ковки крицы; КТ - кричный тестомес; ЭП - электрическая печь; МНР - машина непрерывной разливки металла.

Поименованные звенья цепи аппаратов могут быть выполнены в следующих модификациях:

- обугливатель оолитов - в виде агрегата с кипящим угольным слоем;

- обугливатель МСФ - в виде тарельчатого, спирального, цилиндрического или квазисферического окатывателя/окомкователя;

- агрегаты УКК и КТ выполнены с возможностью движения пуансонов по трем степеням свободы в 4π-геометрии рабочего объема;

- печной рафинирующий интегратор ЭП - в виде индукционной электропечи вертикальной компоновки.

Устройство, реализующее предложенный способ, работает следующим образом. ГДА, стандартно укомплектованный буровой установкой, насосами, компрессором и другим оборудованием, работающим на электроприводе, поставляет в ГТУ рудную пульпу, обычно с характерным для процесса СГД на БЖРМ соотношением твердого к жидкому от Т:Ж=1:10 до Т:Ж=1:5. ГТУ осуществляет доставку пульпы от места добычи оолитов (выемочный камеры) до места компактирования оолитов - обогатительного участка ДОММК по трубному пульпопроводу. При необходимости, перед подачей оолитов на обогатительной участок, они отмываются от песчаных/глинистых примесей с выделением окомкуемой в МСФ и БСФ фракции (для бакчарских оолитов целесообразно выделять фракцию класса крупности Σ-1+0,25 мм, имеющую выход 81,82% - см. Табл. 2 на Фиг. 8). При этом, работа ГДА и ГТУ организована по водооборотной схеме с подогревом рабочей воды в холодное время года рекуперационным теплом металлургического участка ДОММК.

Обогатительный участок содержит накопитель влажных оолитов, из которого дозирующий податчик подает россыпью оолиты в малый обугливатель оолитов ОО, где поверхность оолитов покрывается электропроводящим углеродсодержащем слоем (при необходимости, вместе с порошкообразным связующим, например, бентонитом, крахмалом и т.п.). Обугленные оолиты дозатором подаются в ячеисто-сотовую малую пресс-форму с ячейками квазисферической геометрии - МПФ, оборудованную генератором электрических импульсов, которые пропуская ток через насыпанные в ячейки порции оолитов, посредством реализации эффекта когерентной электро-дегидратационной деструкции обугленных оолитов компактирует железную руду под действием пресса в МСФ. Из МПФ компакты МСФ собираются в накопитель, из которого дозирующий податчик направляет их в большой обугливатель ОМСФ, где посредством окатывания на поверхность МСФ наносится более мощный электропроводящий углеродсодержащий слой (при необходимости с офлюсовкой и добавлением связующего). Далее обугленные МСФ подаются в ячеисто-сотовую большую пресс-форму с ячейками квазисферической геометрии - БПФ, оборудованную генератором импульсного тока, который пропуская ток через насыпанные в ячейки порции МСФ, посредством реализации эффекта когерентной электропроплавки обугленных МСФ компактирует их в БСФ под действием пресса. Полученные БСФ поступают на проковку в УКК, откуда, после достижения консистенции кричного теста, подаются в КТ, где подвергаются дефосфорации. Затем в ЭП производится рафинирующая интеграция металла и его машинная непрерывная разливка в МНР (Фиг. 17).

По оценке возможностей рудника СГД на БЖРМ и аналога мини-металлургии по схеме «выплавка (ЭДП) → разливка (УВПО) → прокат (МНР)» по состоянию на 2010 год, предлагаемое изобретение может обеспечить получение на одном модуле ДОММК 60 тыс. тонн годного металла в год.

Достигаемый технический результат от внедрения изобретения может быть описан следующими положениями:

- использование на каждом этапе пирометаллургического передела разных форм градиентного термомеханического воздействия на железосодержащий материал вместе с последовательным накоплением теплового ресурса, создаваемого после выполнения каждой технологической операции способа, существенно снижает затраты на производство тепла в целом на весь процесс передела;

- использование квазисферического строения рудных частицы и формовок из них, индивидуально отшихтованнных обугливанием/офлюсованием, позволяют когерентным электрическим воздействием на них с последующей подпрессовкой эффективно производить компактирование, обогащение и восстановление железосодержащего рудного материала;

- механическое структурирование массы железосодержащего материала в кричном состоянии путем ковки комка и его обминки позволяет удалять с граничных поверхностей структур вредные примеси, прежде всего фосфора, обеспечивая допустимые концентрации примесей в годном металле;

- реализация комбинированной технологической линии «добыча - обогащение - металлургия» непосредственно на борту осваемого железорудного месторождения значительно уменьшит удельные (на 1 т годного металла) капитальные, инфраструктурные и транспортные затраты.

Группа изобретений относится к пирометаллургическому переделу бурожелезняковых руд, в частности к способу и устройству для получения железа из оолитов бурожелезняковой руды. Способ включает их нагрев путем пропускания электрического тока и компактирование. Оолиты обугливают в малом обугливателе оолитов, после чего их засыпают в малую пресс-форму квазисферической геометрии и пропускают электрический ток для создания температуры 250-400°C в местах соприкосновения оолитов. Компактируют прессованием с образованием малых сферических оолитово-углеродных формовок со средним диаметром 15-25 мм. Полученные формовки обугливают в большом обугливателе малых сферических оолитово-углеродных формовок. Затем через насыпную массу полученных обугленных малых сферических оолитово-углеродных формовок пропускают электрический ток, обеспечивающий создание температуры 800-900°C в местах соприкосновения сферических формовок. Прессуют формовки с получением больших сферических оолитово-углеродных формовок со средним диаметром 150-250 мм, которые подвергают проковке при температуре 900-1100°C с получением крицы. Из крицы готовят однородные по массе металлоформовки путем обминания прессовкой и прокаткой при температуре 960-1200°C. Затем их плавят в индукционной печи вертикальной компоновки при температуре 1240-1540°C с получением железа и отделением передельного продукта. Изобретения позволяют эффективно производить компактирование, обогащение и восстановление железорудного материала. 2 н. и 4 з.п. ф-лы, 17 ил.

1. Способ получения железа из оолитов бурожелезняковой руды, включающий их нагрев путем пропускания электрического тока и компактирование, отличающийся тем, что используют увлажненные добычной водой оолиты, добытые методом скважинной гидродобычи и не контактировавшие с атмосферным воздухом при гидротранспортировании, которые обугливают в малом обугливателе оолитов путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка толщиной в одну десятую долю среднего диаметра оолитов, после чего обугленные оолиты засыпают в малую пресс-форму квазисферической геометрии и ведут упомянутый нагрев путем пропускания через насыпную массу обугленных оолитов электрического тока, обеспечивающего создание температуры 250-400°C в местах соприкосновения оолитов, затем проводят компактирование путем прессования с усилием, обеспечивающим схлопывание и образование межоолитовых воздушных промежутков и образования малых сферических оолитово-углеродных формовок со средним диаметром 15-25 мм, поверхность которых покрыта гидратной влагой, после чего полученные формовки обугливают в большом обугливателе малых сферических оолитово-углеродных формовок путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка толщиной, обеспечивающей заданное содержание углерода в получаемом железе, и засыпают малые обугленные формовки в большую пресс-форму квазисферической геометрии, затем через насыпную массу полученных обугленных малых сферических оолитово-углеродных формовок пропускают электрический ток, обеспечивающий создание температуры 800-900°C в местах соприкосновения сферических формовок, прессуют насыпную массу упомянутых формовок с усилием, обеспечивающим схлопывание воздушных промежутков между сферическими формовками и образование больших сферических оолитово-углеродных формовок со средним диаметром 150-250 мм, которые подвергают проковке при температуре 900-1100°C с получением крицы, из полученной крицы в кричном тестомесе готовят однородные по массе металлоформовки путем обминания прессовкой и прокаткой при температуре 960-1200°C, полученные металлоформовки плавят в электропечном рафинирующем интеграторе, выполненном в виде индукционной печи вертикальной компоновки при температуре 1240-1540°C с получением железа и отделением передельного продукта.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обугливание оолитов путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка производят в кипящем угольном слое.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обугливание формовок путем покрытия электропроводящим слоем тонкодисперсного углеродсодержащего порошка производят путем их окатывания в слое угля на плоской, цилиндрической или квазисферической поверхности.

4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что проковку больших сферических оолитово-углеродных формовок и обминание крицы производят в 4π-геометрии по трем степеням свободы ударными и сжимающими воздействиями.

5. Устройство для получения железа из оолитов бурожелезняковой руды способом по п. 1, содержащее связанные между собой дозирующими податчиками накопитель увлаженных добычной водой оолитов и малый обугливатель оолитов, выполненный в виде агрегата с кипящим угольным слоем, малую пресс-форму квазисферической геометрии, снабженную генератором электрических импульсов, накопитель малых сферических оолитово-углеродных формовок и большой обугливатель малых сферических оолитово-углеродных формовок, выполенный в виде тарельчатого, спирального, цилиндрического или квазисферического окатывателя/окомкователя, большую пресс-форму квазисферической геометрии, снабженную генератором электрических импульсов, агрегат проковки больших обугленных формовок для получения крицы, кричный тестомес для обминания прессовкой и прокаткой крицы и электропечной рафинирующий интегратор, выполненный в виде индукционной печи вертикальной компоновки.

6. Устройство по п. 5, отличающееся тем, что агрегат проковки и кричный тестомес выполнены с возможностью движения пуансонов по трем степеням свободы в 4π-геометрии рабочего объема.