Совершенствование производства по обогащению комплексного железорудного сырья

 
А. А. Панычев 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ПРОИЗВОДСТВА 
ПО ОБОГАЩЕНИЮ КОМПЛЕКСНОГО 
ЖЕЛЕЗОРУДНОГО СЫРЬЯ 
 
Монография 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Москва    Вологда 
«Инфра-Инженерия» 
2021 
1

УДК 622.341+622.7+669.1 
ББК 33.4 
П16 
 
 
Р е ц е н з е н т ы: 
доктор технических наук, профессор кафедры металлургии стали,  
новых производственных технологий и защиты металлов  
НИТУ «МИСиС» А. В. Явойский; 
кандидат технических наук, ведущий специалист  
АО «Уральская Сталь» А. В. Заводяный 
 
   
 
 
 
Панычев, А. А.  
П16    
Совершенствование производства по обогащению комплексного 
железорудного сырья : монография / А. А. Панычев. í Москва ; Вологда :  
Инфра-Инженерия, 2021. – 400 с. : ил., табл. 
ISBN 978-5-9729-0636-9 
 
Приводится обзор данных о кричномагнитном способе обогащения 
труднообогатимых железосодержащих руд. Рассмотрены особенности данного способа при переработке комплексного сырья. Дано современное представление о теории и технологии восстановления, а также о рациональном 
конструктивном оформлении производства. Показаны особенности управления ходом вращающейся трубчатой печи при переработке природнолегированного сырья. Приведены результаты научных исследований по интенсификации процесса обогащения и его удешевлению. 
Для инженеров и технологов, работающих в различных отраслях металлургии. Может быть полезно студентам и аспирантам металлургических специальностей.  
 
 
УДК 622.341+622.7+669.1 
 
ББК 33.4 
 
 
 
 
 
 
ISBN 978-5-9729-0636-9 
© Панычев А. А., 2021 
 
© Издательство «Инфра-Инженерия», 2021 
 
© Оформление. Издательство «Инфра-Инженерия», 2021 
2 

 
 
 
ВВЕДЕНИЕ 
 
Горнодобывающая железорудная промышленность в России в настоящее время характеризуется преимущественно (92,4 %) открытыми горными работами, большой глубиной карьеров, ограниченностью запасов 
легкообогатимых железных руд, добываемых открытым способом, необходимостью в ближайшие годы доработки запасов разрабатываемых месторождений подземным способом.  
Анализ технико-экономических показателей горнорудных предприятий показывает устойчивую динамику роста расходов на добычу руд. Основными причинами удорожания железорудного сырья являются углубление карьеров, возрастание доли скальных пород, увеличение подземной 
добычи, повышение коэффициента вскрыши, необходимость обновления 
горно-транспорт-ного оборудования в связи с высоким его износом, рост 
амортизационных отчислений и условно-постоянных расходов в связи со 
снижением объёмов добычи. 
Кроме того, транспортные расходы на доставку сырья к металлургическим предприятиям значительные (например, у АО «Уральская Сталь» – 
7 % от полной себестоимости металлопродукции), и также имеют тенденцию к стабильному росту. Это объясняется большой отдалённостью металлургических производств от сырьевой базы. Уже в настоящее время 
только на металлургические производства АО «НЛМК» и АО «НТМК» 
поставка железорудного сырья осуществляется на расстояния, соответственно, 328 км и 350 км, а на АО «Северсталь» дальность перевозки со3 

ставляет 1376 км, АО «Уральская Сталь» – средняя дальность равна  
1838 км, где основными поставщиками сырья являются горнорудные 
предприятия Центрального региона ОАО «Михайловский ГОК» и ОАО 
«Лебединский ГОК». 
Рассматривая перспективу, следует учитывать неравномерность распределения мощностей горнорудных предприятий по регионам и их обеспеченность запасами. Объём производства товарной руды распределяется 
по регионам следующим образом, в % к общему в России: Центр – 56,9, 
Северо-Запад – 16,4, Урал – 15,2, Сибирь – 11,6. Обеспеченность запасами 
Уральского региона составляет 33 года, но в основном за счёт Качканарского ГОКа, добывающего титаномагнетитовые руды. Сложное положение в Сибирском регионе, где обеспеченность запасами равна 19 годам, да 
и то, за счёт Коршуновского ГОКа, который имеет запасы магнетитовой 
руды на 39 лет. Отработка запасов в Уральском и Сибирском регионах 
приведёт к дальнейшему нарастанию дальности перевозок сырья и его 
удорожанию. 
В Уральском и Сибирском регионах имеются существенные запасы 
бурожелезняковых руд, которые залегают на небольших глубинах. Добыча 
их может осуществляться открытым способом с относительно низкой себестоимостью. Главнейшими являются Березовское месторождение (в Читинской области, с запасами 392,1 млн тонн), месторождения Халиловской 
групппы природно-легированных руд (на Южном Урале, с запасами  
209,1 млн тонн, кроме того, в отвалах 21 млн тонн), Зигазино-Комаровская 
группа и другие месторождения Республики Башкортостана (70,8 млн 
тонн), Колпашевское месторождение (в Западной Сибири), с прогнозными 
запасами 21 млрд тонн. 
Наличие больших запасов бурожелезняковых руд, отвалов мелочи, 
вскрышных пород, шламов металлургических производств, содержащих в 
своём составе железоникелевые компоненты, при нарастающем дефиците 
4 

близь расположенных сырьевых ресурсов, понуждают искать эффективные пути вовлечения их в сферу полезного промышленного сырья. 
Бурожелезняковые руды относятся к труднообогатимым рудам 
вследствие тончайшего срастания в них рудных и нерудных минералов и 
незначительной разницы в удельных весах между рудной и породной частями. Обогащение же природно-легированных руд усложняется необходимостью исключения значительных потерь полезных сопутствующих 
компонентов при извлечении в концентрат железа, минералы которого частично даже в своей кристаллической решётке имеют ионы никеля, кобальта и других полезных элементов. Поэтому гравитационные, гравитационно-магнитные и магнитные в сильном магнитном поле способы обогащения этих руд мало эффективны, так как концентраты получаются с 
невысоким содержанием железа (44–49 %), а сопутствующие полезные 
компоненты, такие как никель, кобальт, редкие земли, теряются в значительных количествах (40–50 %). И только кричномагнитный способ обогащения позволяет комплексно извлекать в концентрат железо и сопутствующие полезные элементы с высоким извлечением (более 90 %). Однако кричномагнитный способ дорогостоящий по капитальным вложениям, а 
в период эксплуатации сопровождается высокими затратами энергетических ресурсов. Эти недостатки можно минимизировать интенсификацией 
процессов, осуществляемых во вращающих трубчатых печах, чему и посвящена данная работа. 
 Чёрная металлургия Оренбургской области, в непосредственной близости от которой залегают в недрах большие запасы природнолегированных руд, в некоторой степени решает эту проблему. Разработаны 
технологии выплавки специальных сталей высокого класса прочности – 
К52, К56, К60, 10Г2СБ, ПЛ1, ПЛ2 – из природно-легированных руд ОрскоХалиловской группы месторождений. Уникальность этих руд заключается в 
оптимальном соотношении легирующих элементов – никеля, кобальта, ти5 

тана, ванадия, хрома, марганца и других, которые придают стали сверхпрочные свойства, необходимые для нефтегазовых труб большого диаметра, предназначенных для Севера, и мостостроения. Подобрать легирующие 
элементы в таком соотношении искусственным путём не удаётся. Однако 
успешное решение этой проблемы во многом зависит от наличия эффективной технологии подготовки сырья к металлургическому переделу. Нами 
ранее приводились результаты исследований по данному вопросу [1]. 
 Настоящая же работа предлагает в сложившихся условиях, связанных с изменившимися соотношениями цен на материальный и энергетические ресурсы, ростом железнодорожных тарифов, более совершенный вариант обогащения труднообогатимого природнолегированного сырья для 
производства нефтегазовых труб в северном исполнении и мостостроения. 
Им является кричномагнитный способ обогащения. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
6 

 
 
 
Глава I 
 
СОЗДАНИЕ И РАЗВИТИЕ СПОСОБА 
 
 Производство кричного железа является древнейшим способом получения его непосредственно из руд. Однако модификации процесса по 
его производству постоянно претерпевали изменения.  
 В древние века использовали сыродутный процесс – метод полученияжелеза в виде крицы из руд путём непосредственного восстановления 
при температуре 1100–1250 °С в горнах. Первые сыродутные горны появились около 2100 лет до н. э. на полуострове Малая Азия, а затем в Хеттском государстве. В VIII веке до н.э. отмечено появление каталонского 
сыродутного горна [2]. 
В XIV веке сыродутный процесс был вытеснен кричным переделом. 
Кричный передел, процесс рафинирования чугуна в так называемом 
кричном горне с целью получения ковкого (сварочного) железа, возник 
одновременно с развитием производства чугуна. Во второй половине 
XVIII века кричный передел был вытеснен пудлинкованием. 
Пудлинкование (англ. puddlinq, от puddle – перемешивать) – это передел чугуна в малоуглеродистое тестообразное железо на поду, так называемой, пудлинговой печи. Металл и шлак перемешивали и «накатывали» 
в крицу. Изобрёл этот процесс в 1784 году англичанин Генри Кортом. С 
появлением массовых способов производства литой стали (мартеновского, 
7 

конвертерного) во второй половине XIX века потеряло промышленное 
значение. 
Крично-рудный процесс – более совершенная модификация пудлинко-вания, предназначенный для переработки бедных труднообогатимых 
или комплексных железосодержащих руд во вращающихся трубчатых печах с целью получения крицы. 
Технология процесса получения крицы во вращающихся трубчатых 
печах была разработана (в 1930 году) и испытана (в 1931 году) инженером  
Ф. Иогансеном на заводе фирмы Крупп-Грузонверке в Магдебурге (Германия), получившая известность как Крупп-Ренн процесс, сущность которого заключалась в следующем. 
Шихту, состоящую из измельчённой руды или концентрата, смешанных с твёрдым восстановителем (коксовая мелочь, антрацитовая, 
угольная пыль и т. д.), и возврата (загрязнённый магнитный концентрат) 
загружают во вращающуюся трубчатую печь, обогреваемую газом или 
пылеугольным топливом, подаваемым с противоположного конца трубы. 
Таким образом, продукты горения двигаются в печи навстречу шихтовым 
материалам. Вследствие вращения печи материалы всё время находятся в 
движении и перемешиваются. Восстановление происходит за счёт твёрдого восстановителя, над материалами поддерживается окислительная атмосфера. Процесс ведут таким образом, чтобы в последней стадии металл 
переходил в жидкое состояние, а пустая порода в тестообразное. После 
выдачи материалов из трубчатой печи их подвергают дроблению, грохочению и магнитной сепарации. В результате получается крица – готовый 
продукт, магнитный концентрат, являющийся оборотным продуктом, и 
шлак. 
Впервые эту технологию внедрили заводы Германии в 1935 году в 
Эссен-Борбеке и Франкенштейне, где построили вращающиеся трубчатые 
печи длиною 50 м, диаметром 3,6 м. Производительность одной установки 
8 

составляла в пределах 250 т руды в сутки. Перерабатывали бедные высококремнистые железные руды .  
Затем Япония за период 1939–1940 годы построила 16 вращающихся 
трубчатых печей. Аналогичные печи были построены в Чехословакии. В 
1943–1944 годах в Германии (в Ваттенштадте) были построены ещё три 
более мощные печи. К концу второй мировой войны на кричном процессе 
железо-содержащих руд работало 38 вращающихся трубчатых печей с общим объёмом производства около 1 млн тонн крицы в год. 
В последующие годы этот способ производства металла через кричный процесс получил дальнейшее значительное развитие. В табл. 1 приведены сведения о зарубежных установках, построенных в разные годы того 
периода [3]. Особенностью тенденции развития процесса в тот период являлось увеличение размеров вращающихся трубчатых печей. Диаметр их 
возрос с 3,6 до 4,6 м, длина – с 50 до 110 м. Это благоприятно сказывалось 
на капитальных и эксплуатационных показателях работы установок. Некоторые технические показатели работы установок, действующих по принципу процесса Крупп-Ренн, приведены в табл. 2 [4]. 
В конце 1955 года на Орско-Халиловском металлургическом комбинате (Россия, Восточное Оренбуржье) был построен опытно-промышленный цех прямого восстановления железа в составе отделения подготовки 
сырых материалов, вращающейся трубчатой печи (завезённой из Маньчжурии, построенная Японией) для получения крицы и отделения обработки полупродукта. А в сентябре 1960 года здесь же вводится в работу 
вторая печь аналогичной конструкции, диаметром 3,6 м, длиною 60 м.  
Основным сырьем для получения крицы служили руды близь расположенных месторождений – Аккермановского, Новокиевского. Руду перед 
загрузкой в печь подвергали подсушиванию до остаточной влажности  
14–18 %, дроблению на щековой и конусной дробилках усреднению и отсеиванию от фракции крупнее 20–25 мм. 
9 

Подготовленная руда и коксовая мелочь из шихтовых бункеров 
набирались отдельными подачами по 2,5 т руды и 650–750 кг коксовой 
мелочи в вагон-весы и по наклонному элеватору и загрузочной трубе отправлялись в печь. Скорость вращения барабана печи регулировалась двигателем постоянного тока в пределах от 0,5 до 1,35 об/мин. Выходящий из 
печи при температуре 1280–1350 °С полупродукт (шлак с включениями 
криц) по наклонному жёлобу поступал в закрома склада, где охлаждался 
водой, а затем дробился в щековой дробилке и измельчался в шаровых 
мельницах. 
Измельчённый полупродукт инерционными транспортёрами с установ-ленными на них ситами, имеющими ячейки различного размера, распре-делялся по сухим двухбарабанным магнитным сепараторам; далее 
крица и шлак уже раздельно направлялись в склад готовой продукции, откуда крица подавалась в бункера доменного цеха, а шлак – в отвал [5]. 
Этот цех на комбинате работал на режаме производства крицы до  
1973 года, являясь полигоном испытаний Айдербакских, Кимперсайских, 
Аккермановских никелевых, Восточно-Новокиевских никель-кобальтовых, Бурухтальских, Керченских бедных табачных руд и руд других месторождений. 
Исследования и опытно-промышленная переработка различных 
окисленных руд в значительной степени развили процесс до возможности 
стабильного управления ходом печи и получения обнадёживающих результатов. 
Ряд крупнейших учёных И. П. Бардин, В. И. Кармазин, П. А. Тациенко и др. на основании изучения результатов исследований делали вывод, что вращающиеся кричные печи дают возможность использовать 
бедные кислые руды с большей экономичностью, чем при помощи обжигмагнитного или мокрого механического обогащения. 
10