Спосіб одержання металізованого продукту із залізооксидносилікатної сировини

Реферат: Винахід належить до гірничо-металургійної та металургійної галузей. Спосіб одержання металізованого продукту із залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками, включає змішування залізооксидносилікатної сировини з вуглецевмісним відновником і додатковими реагентами та наступниі нагрів одержаної реакційної суміші, при цьому як додаткові реагенти вводять фториди лужних металів, а нагрів реакційної суміші виконують до утворення металізованого продукту. Винахід дозволяє одержати металізований продукт з високим виходом та вмістом заліза та низьким вмістом домішок. UA 101293 C2 (12) UA 101293 C2 UA 101293 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Винахід належить до гірничо-металургійної та металургійної галузей, а саме до технологій отримання металевого заліза та металізованих продуктів шляхом відновного випалу залізооксидносилікатної сировини, що забруднена силікатами, алюмосилікатами, фосфором та іншими домішками, наприклад, миш'яком, сіркою, цинком, свинцем, міддю. Як сировину використовують залізну руду, металургійні відходи, піритні недогарки та інше. Відновний випал проводять з використанням коксику, кам'яного і бурого вугілля, торфу та інших твердих, рідких та газовидних матеріалів і відходів виробництва. Відомий спосіб одержання металізованого продукту з залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками, перш за все сполуками фосфору, яку попередньо збагачують шляхом подрібнення у воді з наступною сепарацією оксидів заліза. Отриманий концентрат з вмістом заліза 66-69 мас. % гранулюють, а з гранул (котунів) шляхом відновного випалу у доменних печах виробляють чавун, який потім переробляють на залізо і сталь з попереднім пірометалургійним видаленням фосфору [Доменное производство. Справочник. Т.1. Подготовка руд и доменный процесс. Под ред. Вегмана Б.В., Москва: Металлургия, 1989]. Недоліками відомого способу є те, що він складний, енергомісткий і потребує значних капітальних витрат. Відомий спосіб Hismelt прямого (позадоменного) отримання металізованого продукту з дрібної залізної руди з вмістом заліза 61 %, дрібної фосфористої руди з вмістом заліза 62,4 мас. % і фосфору 0,12 мас. %, металургійних шламів з вмістом заліза 53,3 мас. % або з губчастого заліза (Fe=90, 5мас. %, ступінь металізації 84,2 %), отриманого попереднім відновленням залізооксидносилікатної сировини. В реакторі, в який додається залізооксидносилікатна сировина, подрібнене вугілля і флюс, відновлення заліза відбувається з розтопленого шлаку при 1400-1500 °C головним чином за рахунок його взаємодії з наночастинками вуглецю, розчиненого в чавуні. Типовий склад металізованого продукту, отриманого у вигляді чавуну (мас. %): С = 4,1-4,5; Μn = 0,02-0,06; Ρ = 0,02-0,04; S = 0,05-0,15) [Юсфин Е.С, Пашков Н.Ф. Металлургия железа. Москва: ИКЦ "Академкнига", 2007, с. 387-392]. Недоліками відомого способу є те, що процес потребує високих температур, технологічно нестійкий, залізооксидна сировина повинна мати досить високий вміст заліза 61-62,4 мас. %, а фосфору не більше 0,12 мас. %, неможливість переробки низькоякісної руди, потребує значних витрат. Найбільш близьким, за технічною сутністю до способу, що заявляється, є спосіб отримання металізованого продукту із залізооксидносилікатної сировини з вмістом суми заліза і марганцю більше 50 %, забрудненої сполуками фосфору і миш'яку та іншими домішками, в якому до дрібної суміші руди і вуглецевого відновника додають сульфати заліза та відходи нафтопродуктів, суміш нагрівають до температури 1250-1300 °C, а після охолодження отриманого металізованого продукту у формі чавуну з розміром гранул 0,5-4 мм відокремлюють його від порошку пустої породи з розмірами частинок менше 0,5 мм [Патент України на винахід № 94360, кл.С21В 13/00; С22В 1/00, опублікований 26.04.2011]. До недоліків способу відносяться складність і нестабільність технологічного процесу, пов'язані з отриманням гранул чавуну, а не губчатого заліза. Це пояснюється тим, що згідно діаграми плавлення в системі Fe3C-C низькоплавка евтектика з вмістом 4,3 мас. % вуглецю існує при температурі 1130-1160 °C, а при температурі 1300 °C розчин вуглецю в залізі застигає при його концентрації біля 3 %. Тому важко в твердофазному процесі утримувати в розтопленому стані більшу частину заліза і отримувати з гранул чавуну у вказаному діапазоні їх розмірів (0,5-4 мм) губчате залізо. При меншому розмірі (0,5 мм) гранул вони погано відокремлюються від пустої породи, а при більшому (3-4 мм) вони зливаються у блоки, оклюдуючи велику кількість домішок. Через високу твердість чавуну їх потім практично неможливо відокремити від металічної фази. Крім того, нами було встановлено, що в таких умовах при металізації залізо-марганцевих руд в присутності кремнезему утворюється значна кількість високодисперсних силікатів заліза і марганцю, а також оксидів марганцю, які поглинаються, особливо сполуки марганцю, розтопленим чавуном без їх повного відновлення до металу. Додаткові дослідження показали, що співвідношення заліза і марганцю у розтоплених краплях може досягати 1:1, в той же час як у руді воно перевищує 3:1. Тому при порушенні технологічного процесу краплі розтопленого чавуну поглинають силікати і оксиди марганцю, які частково відновлюються розчиненими в чавуні наночастинками вуглецю. Процес відновлення руди в цілому лімітується найбільш низькою швидкістю процесу дифузійного переносу вуглецю з відновника (частинок коксу, вугілля) на поверхню крапель і його розчинення в розплаві. Тому зміщення співвідношення Fe:C в бік меншої кількості вуглецю, ніж 3-4,3 мас. %, призводить до застигання металічних крапель з оклюдованими домішками. Це, в свою чергу, призводить до зменшення металу в гранулах і отриманню некондиційного металізованого 1 UA 101293 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 продукту. До недоліків відомого способу слід віднести також необхідність подрібнення руди до порошку крупністю 0-0,074 мм, що також ускладнює процес і робить його енерговитратним, забруднення навколишнього середовища. В основу винаходу поставлена задача удосконалення способу отримання металізованого продукту із залізооксидної сировини, в якому, додаткове уведення фторидів лужних металів та виконання нагріву реакційної суміші до утворення металізованого продукту, забезпечують одержання металізованого продукту, у тому числі й з низькоякісного залізооксидносилікатного матеріалу, з високим виходом і вмістом заліза та низьким вмістом домішок у металізованому продукті, цим забезпечується спрощення способу й зростання стійкості устаткування для його виконання, підвищення надійності, ефективності і швидкості процесу, зниження енерговитрат, збереження екології. Поставлене завдання вирішується тим, що в способі отримання металізованого продукту із залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками, в тому числі сполуками фосфору, що включає змішування залізооксидносилікатної сировини з вуглецевмісним відновником і додатковими реагентами та наступний нагрів реакційної суміші, згідно з винаходом, передбачені наступні відміни: - до компонентів суміші додатково уводять фториди лужних металів; - нагрів реакційної суміші виконують до утворення металізованого продукту. Крім того, до залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками фосфору, додають фториди лужних металів при масовому співвідношенні фосфору і фтору згідно з формулою P/F  4,9, переважно P/F=4,9-20; як фториди використовують кремнійфторид натрію, який перетворюють у фторид натрію додаванням лугу, вапна або соди; до залізооксидносилікатної сировини додатково додають хлорид натрію при масовому співвідношенні хлориду натрію і фтору згідно з формулою NaCl/F  3, переважно NaCl/F=3-15; як вуглецевмісного відновника використовують буровугільну та/або кам'яновугільну суспензію, яку обробляють додатковими реагентами; нагрів реакційної суміші виконують до утворення металізованого продукту при температурі 1190±15 °C; подрібнений металізований продукт сепарують від відходів з крупністю 0-0,16 мм, а металізований залишок подрібнюють до припинення утворення промпродукту з підвищеним вмістом фосфору з крупністю 0-10 мм і сепарують концентрат металізованого продукту. Спосіб виконують наступним чином: Залізооксидносилікатну сировину (залізну руду, металургійні шлами, піритні недогарки тощо) у вигляді порошку або шматків сировини змішують у зволоженому стані з порошком вуглецевмісного матеріалу (буре та/або кам'яне вугілля, дріб'язок коксу, відходи мастил, нафтопродуктів тощо), а також з фторвмісною добавкою і хлоридом натрію. При необхідності додають десульфатор, наприклад, вапно. Отриману суміш нагрівають в атмосфері топкових газів до температури 1190±15 °C і охолоджують. Спек подрібнюють до відділення пустої породи з розміром частинок в інтервалі 0-0,16 мм. Залишок металізованого продукту подрібнюють до утворення фракції з розміром частинок 0-0,10 мм і сепарують металічний пил та шматки губчатого заліза від залишків пустої породи, фосфорних сполук і інших домішок. Відміни, які передбачені винаходом, що заявляється, обумовлені наступними обставинами: 1. Додавання до реакційної суміші фтористих солей лужних металів сприяє, як було встановлено авторами винаходу, при нагріві реакційної суміші від 350 до 850 °C проходженню проміжних реакцій, які пов'язані з присутністю сірчаних сполук та зв'язаної води у залізооксидносилікатній сировині і у вуглецевому відновнику, а також присутністю залишків кисню у топкових газах. Головні проміжні реакції наведені далі: С + О2  СО2 (1) 2Na(Li, K)F + СО2 + Н2О   Na (Li2,K2)CO3+2HF (2) FeS2+2HF+O2  FeF2+H2S+ SO2. (3) 50 55 При температурах, вищих за 850 °C, фторидні солі з хлоридом натрію і карбонатами лужних металів утворюють достатню кількість ліофобних евтектичних розплавів, які концентруються в місцях контакту ліофобного вуглецю і частково відновленого до магнезиту (Fe 3O4) або вюститу (FeO) оксиду тривалентного заліза (Fe2O3). Виникаючі розплави FeF2-Na(Li, K)F-NaCl діють як флюси, очищуючи поверхню контакту частинок вуглецевого відновника і оксидів заліза, що посилює реакції їх твердофазного відновлення: 2 UA 101293 C2 3Fe2O3 + С  2Fe3O4+CO Fe3O4 + С  3FeO+CO (5) FeO + С  Fe+CO. 5 (4) (6) При цьому металічне залізо, яке може утворюватися вже при температурах близько 700 °C, приймає участь в аморфізації вуглецю відновника за рахунок летких вуглеводнів відновника по механізму карбідного циклу: 3xFe + ΟxΗy  xFe3C+0,5уН2, де Fe3C - цементит (7) xFe3C  3xFe + хС (8) CxHy  хС + 0,5уН2. (9) 10 15 20 25 30 35 40 45 50 Реакції (7)-(9) починаються вже при 500 °C і посилюються з підвищенням температури. Виникаючий аморфний вуглець у вигляді наночастинок з розмірами 20-30 нм переноситься розплавленим флюсом за зону контакту твердих частинок оксидів заліза та вуглецевого відновника на вільну поверхню оксидів заліза. Далі він швидко взаємодіє по реакціям (4)-(6). Одночасно з процесами (4)-(9) під впливом каталітичної дії лужних карбонатів, виникаючих за реакцією (2), в інтервалі температур 700-1100 °C посилюється також процес руйнування графітоподібних структур коксу під впливом його часткового окиснювання Н 2О і СО2. Невелика енергія взаємодії між шарами вуглецю у вигляді сітки, побудованої з шестикутників (-С-С-)3, призводить до виникнення в міжшаровому просторі графітоподібної структури проміжної сітки кисневих сполук. Завдяки цьому, від коксових частинок в місцях його контактування з розплавом, наприклад складу Na2CO3-NaF-NaCl, відділяються вуглецеві наночастинки, які далі переносяться розплавом із зони контакту, вкриваючи вільну поверхню оксидів заліза і взаємодіючи з нею за реакціями (4)-(6). Таким чином, присутність в реакційній суміші фторидів лужних металів активізує реакції твердофазного прямого відновлення заліза при температурі 700-1100 С, які в свою чергу активізують процес утворення наночастинок вуглецю з коксу, кам'яного та бурого вугілля, а також сприяє рівномірному розподілу наночастинок по поверхні частково відновленого заліза, його оксидів і цементиту. 2. Однак на цьому вплив фторидів лужних металів не закінчується. Подальший нагрів реакційної суміші до 1130-1160 °C призводить до розплавлення мікрочастинок чавуну і цементиту, поверхня яких вкривається наноплівками флюсуючого сольового розплаву. При цьому при контакті металічного заліза, його оксидів і коксу йдуть наступні процеси: - розчинення металічного заліза в частинках цементиту і чавуну, що призводить до зростання температури плавлення металічного продукту і утворення губчатого заліза; - відновлення оксидів заліза до металу за рахунок нановуглецю цементиту, що теж призводить до зростання температури плавлення збіднілого вуглецем металічного продукту до 1190-1200 °C; - розчинення вільного вуглецю в сплаві заліза і цементиту, що знов призводить до зменшення температури плавлення металічного продукту. Як показали дослідження, ці три процеси врівноважуються в інтервалі температур 1190±15 °C, їх наслідком є те, що процес відновлення оксидів заліза за рахунок вуглецю, розчиненого в краплях заліза, йде дуже швидко. Таким чином, завдяки добавкам фторидів лужних металів при температурах практично нижчих 1200 °C вдається реалізувати швидкий і стабільний процес прямого відновлення оксидів заліза до металу твердим вуглецем, розчиненим в чавуні і цементиті. Цей процес подібний процесу Hismelt, який проходить лише при температурі 1500 °C в реакторах у вигляді ванни з розтопленого чавуну і відрізняється своєю нестабільністю, в той час як розроблений процес стабільний і проходить при температурах нижче 1200 °C. Кінцевим результатом розробленого процесу, як і в процесі Hismelt, але в інтервалі температур 1190±15 °C, також є утворення заліза, але у вигляді залізної губки. Губчасте залізо виникає завдяки тому, що вуглець чавуну і цементиту витрачається на відновні реакції і, після 3 UA 101293 C2 5 10 15 20 25 завершення процесу, збіднілі вуглецем металічні краплі застигають в місцях їх контакту, утворюючи безперервну пористу металічну структуру з вмістом вуглецю менше 2,14 мас. %. 3. До залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками, в тому числі сполуками фосфору, додають фториди лужних металів (фторидну сіль) при масовому співвідношенні вмісту фосфору в сировині і фтору в солі згідно з формулою P/F 4,9 тому, що в такій сировині біоколоїдного осадового походження фосфор зв'язаний головним чином у вигляді високодисперсних фосфатів кальцію і заліза. При їх взаємодії з фторидом заліза, виникаючим за реакціями (1) - (3), високодисперсні фосфати, як було встановлено авторами винаходу, перетворюються в інтервалі температур 1000-1200 °C у фторапатит, в якому співвідношення P/F=4,9. Фторапатит має кристалічну будову і більший розмір частинок, ніж похідні аморфні фосфорити. Тому він легше відокремлюється від металічної частини спеку в наступних процесах сепарації. Встановлено, що процес переходу фосфоритів за рахунок процесів мінералізації в значно більші частинки мінералів апатитової групи і силікофосфати кальцію (заліза) активно проходить вже при значно меншому (на 70 %) вмісті фтору, ніж це необхідно за формулою P/F=4,9. Тому додають фторидну сіль до реакційної суміші згідно з формулою P/F  4,9, переважно P/F=4,9-20. 4. Як додатковий реагент використовують хлорид натрію згідно з формулою NaCl / F  3, тому що, як було встановлено авторами винаходу, в інтервалі температур 800-1200 °C в присутності NaCl і MF (де M=Li, Na, K процеси мінералізації фосфоритів з утворенням фторапатиту і диспергування вуглецю і коксу до наночастинок полегшуються в присутності NaCl за рахунок появи рідкої мінералізуючої сольової фази вже при 800 °C. Співвідношення NaCl / F  3, переважно 3-15, підтримується тому, що при більшій кількості хлориду натрію зростаюча кількість рідкої фази призводить до спікання реакційної сировинної маси і утворення настилів. Крім того, в присутності NaCl активно проходить процес дефторування фторапатиту при 10001200 °C за участю водяної пари, яка залишається в топкових газах, по наступній схемі: [Ca(Fe)]10(PO4)6F2+2NaCl+2Н2О + 1,5SiO2  3[Ca(Fe)]3(PO4)2+0,5Ca2SiO4+Na2SiO3+2HF+2НСl. 30 35 40 45 50 55 (10) 5. Як відновник використовують суспензію бурого та/або кам'яного вугілля тому, що суспензія більш рівномірно вкриває поверхню залізооксидносилікатної сировини, розчиняючи уведені в неї фториди металів і хлорид натрію. Це прискорює наступні високотемпературні процеси диспергування вугілля і коксу і створює умови більш рівномірної металізації оксидів заліза. 6. Металізований продукт сепарують від порошку пустої породи з розміром частинок в інтервалі 0-0,16 мм, тому що, як було встановлено авторами винаходу, в таку фракцію практично не попадають металічні частинки заліза, а його вміст в породі у формі сполук не перевищує 15-16 %. Металізований залишок подрібнюють до зупинення утворення фракції з розміром частинок в інтервалі 0-0,10 мм тому, що, як було встановлено авторами винаходу, в такій фракції знаходиться найбільша частина (до 80 %) домішок до металу, що дає можливість збільшити концентрацію заліза в металічному продукті і підвищити його чистоту. Далі приводяться приклади виконання способу. Приклад 1 Взяли 500 г руди Керченського родовища, яка мала хімічний склад (мас. %): Feзаг=32,24; Μn=4,18; Аl2О3=2,43; SiO2=11,71; MgO=0,37; CaO=2,97; SrO=0,11; BaO=0,17; Na2O=0,19; K2O=0,35; Ni=0,08; V=0,05; Zn=0,03; Pb=0,02; Ρ = 0,87; As=0,17; S=0,09. Руду крупністю 0-6 мм змішали з кам'яним вугіллям крупністю 0-0,1 мм з вмістом вуглецю 78 % у співвідношенні 84:16. До суміші додали технічний фторид натрію згідно з формулою P:F=4,9. Реакційну суміш розмістили у жаростійкому контейнері, футерованому жаростійким керамічним покриттям на основі каоліну. Контейнер встановили в піч і за 2 години довели температуру в печі до 1205 °C, після чого охолодили контейнер у відновній атмосфері. Реакційну масу (спек) у кількості 334 г подрібнили в кульовому млині до крупності 0-6 мм, відділили на ситі з розміром отворів 0,16 мм пусту породу в кількості 213 г, а металізований залишок подрібнювали в кульовому млині з періодичним відсіюванням фракції з розміром частинок у діапазоні 0-0,10 мм до припинення відділення фракції 0-0,10 мм. З металізованого залишку отримали 13 г порошку пустої породи крупністю 0-0,1 мм і 108 г очищеного металізованого продукту (губчатого заліза) крупністю 0,1Змм та вмістом заліза 88,42 мас. %, вуглецю 1,67 мас. %, фосфору 0,18 мас. % і миш'яку 0,08 мас. %. 4 UA 101293 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 При виконанні способу згідно прототипу з додаванням сульфатної добавки і вапна отримали з 500 г сплавленої реакційної суміші - 341 г спеку, з якого виділили металізований продукт (крицю) у кількості 112 г крупністю 0,5-4 мм з вмістом заліза 76,11 %. Приклад 2 Спосіб виконували аналогічно прикладу 1 з наступною зміною: в реакційну суміш уводили, поряд з фторидом натрію згідно з формулою P:F=4,9, ще додатково хлорид натрію згідно з формулою NaCl/F=3. Отримали 335 г спеку, з якого виділили 113 г очищеного металізованого продукту крупністю 0,1-3 мм та вмістом заліза 89,73 мас. %, вуглецю 1,61 мас. %, фосфору 0,11 мас. % і миш'яку 0,02 мас. %. При уведенні в реакційну суміш хлориду натрію у співвідношенні NaCl/F=5 при температурі випалу 1205 °C отримали частково розплавлену спечену масу, яка була приплавлена до стінок контейнера. Приклад 3 Спосіб виконували аналогічно прикладу 2 з наступною зміною: температуру випалу в печі довели до 1175 °C. Отримали 339 г спеку, з якого виділили 112 г очищеного металізованого продукту крупністю 0,1-2 мм та вмістом заліза 87,91 мас. %, фосфору 0,12 мас. % і миш'яку 0,03 мас. %. При зниженні температури випалу до 1150 °C отримали 120 г металізованого продукту крупністю 0,1-0,5 мм та вмістом заліза лише 77,29 мас. %, фосфору 0,31 мас. % і миш'яку 0,05 мас. %. Приклад 4 Спосіб виконували аналогічно прикладу 2 з наступними змінами: в реакційну суміш уводили фторид натрію при співвідношенні P/F=20, а хлорид натрію - у співвідношенні NaCl/F=15. Отримали 114 г очищеного металізованого концентрату з вмістом заліза 87,98 мас. %, фосфору 0,13 мас. % і миш'яку 0,04 мас. %. При співвідношенні P/F=25 і NaCl/F=20 отримали металізований продукт у кількості 118 г з вмістом заліза лише 78,13 мас. %, фосфору 0,27 мас. % і миш'яку 0,06 мас. %. Приклад 5 Спосіб виконували аналогічно прикладу 2 з наступними змінами: в подрібнене у воді при Т:Р = 1:1 до крупності 0-0,063 мм буре вугілля уводили кремнійфторид натрію і соду до утворення фториду натрію в кількості, що відповідає формулі P/F=4,9, а також хлорид натрію згідно з формулою NaCl/F=3. Отриману суспензію змішували із залізною рудою. Після випалу при 1190 °C отримали 113 г очищеного металізованого продукту з вмістом заліза 90,23 мас. %, фосфору 0,09 мас. % і миш'яку 0,03 мас. %. Використання в дослідах інших заміщуючих речовин, таких як фториди літію і калію, руди з вмістом фосфору 0,51 мас. % і 1,03 мас. % відповідно, а також сумішей фосфористих руд з недогарками або шламами металургійних виробництв, привело до отримання результатів, аналогічних представленим у прикладах 1-5. Аналіз представлених даних дозволяє у повній мірі оцінити переваги запропонованого винаходу у порівнянні з іншими відомими технічними рішеннями, в т.ч. й найближчим аналогом: 1. Спосіб дозволяє швидко і ефективно переробляти низькоякісні руди, піритні недогарки, металургійні шлами, особливо їх суміші, з підвищеним вмістом в них таких небажаних для металургійного виробництва домішок, як фосфати і арсенати, при відносно низьких температурах в інтервалі 1175-1205 °C і витримці при заданій температурі всього 3-5 хвилин. 2. Спосіб може бути виконаний з використанням стандартних пічних агрегатів різних конструкцій. Особливо ефективні для виконання способу найбільш дешеві обертаючі печі. 3. Спосіб, у порівнянні з найближчим аналогом, дозволяє підвищити вміст заліза в металізованому продукті з 75-77 мас. % до 87-89 мас. % і одночасно знизити вміст фосфору з 0,5-1,0 мас. % в сировинному матеріалі до 0,08-0,12 мас. % в металізованому продукті, а вміст миш'яку з 0,1-0,12 мас. % до 0,02-0,05 мас. % відповідно. Хімічний аналіз також показав, що знижується вміст сірки з 0,2-0,5 мас. % в сировинному матеріалі до 0,005-0,01 мас. % в металізованому продукті. В останньому також практично відсутні домішки цинку і свинцю. 4. Значною перевагою способу є те, що при його реалізації зменшуються витрати енергії на подрібнення в 3-4 рази. Так, для відомих способів необхідне подрібнення руди до розміру частинок в суспензії 0-0,074 мм і наступне збагачення до отримання залізного концентрату з вмістом заліза 68-69 %. В заявленому способі використовують неочищену руду з крупністю в інтервалі 0-6 мм, після відновного випалу отримують спек, маса якого складає 63-66 % від маси руди або сировинної суміші. Подрібнення спеку з відділенням пустої породи, яка головним чином диспергується до частинок з розмірами менше 0,16 мм вже під час випалу, не потребує великих витрат енергії, а металізований залишок, маса якого складає 22-25 % від маси 5 UA 101293 C2 5 сировинного матеріалу, подрібнюється тільки частково, на 10-15 %, для відділення залишків пустої породи і небажаних домішок фосфорних сполук з розмірами частинок в діапазоні 00,1 мм. 5. При реалізації способу на кінцевому етапі процесу фториди перетворюються у HF, а потім у SiF4, який може бути перероблений у кремнійфторид натрію відомими методами та повернений у процес, що на 75-80 % знижує витрати фторидів і робить спосіб екологічно чистим. ФОРМУЛА ВИНАХОДУ 10 15 20 25 30 1. Спосіб одержання металізованого продукту із залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками, що включає змішування залізооксидносилікатної сировини з вуглецевмісним відновником і додатковими реагентами та наступний нагрів одержаної реакційної суміші, який відрізняється тим, що як додаткові реагенти вводять фториди лужних металів, а нагрів реакційної суміші виконують до утворення металізованого продукту. 2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що до залізооксидносилікатної сировини, забрудненої домішками фосфору, додають фториди лужних металів (фторидну сіль), при масовому співвідношенні фосфору і фтору згідно з формулою P/F  4,9, переважно P/F = 4,9-20. 3. Спосіб за п. 1 або 2, який відрізняється тим, що як фторид використовують кремнійфторид натрію, який перетворюють у фторид натрію додаванням лугу, вапна або соди. 4. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що додатково до залізооксидносилікатної сировини додають хлорид натрію при масовому співвідношенні хлориду натрію і фтору згідно з формулою NaCl/F  3, переважно NaCl/F = 3-15. 5. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що як вуглецевмісний відновник використовують буровугільну та/або кам'яновугільну суспензію, яку обробляють додатковими реагентами. 6. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що нагрів реакційної суміші виконують до утворення металізованого продукту при температурі 1190±15 °С. 7. Спосіб за будь-яким з пп. 1-6, який відрізняється тим, що металізований продукт подрібнюють та сепарують від відходів з крупністю 0-0,16 мм, а металізований залишок подрібнюють до припинення утворення промпродукту з підвищеним вмістом фосфору з крупністю 0-10 мм і сепарують концентрат металізованого продукту. Комп’ютерна верстка Л. Ціхановська Державна служба інтелектуальної власності України, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут промислової власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601 6