Изобретение относитс к черной металлургии и может быть использовано при подготовке металлургического сырь дл доменных и ферросплавных печей. Известны различные способы полу чени из железорудного концентрата окускованного сырь дл доменных и других металлургических печей: агломераци , окомкование и брикетирование . Качественно подготовленное этими способами сырье имеет высокую начальную прочность (выше 200 кг-ок тыш), содержит окись кальци в коли честве, достаточном дл полного флюсовани кремнезема пустой породы а в некоторых видах этого сырь дополнительно содержитс металлическо железо и углерод l}. Основным недостатком подготов - ленного известными способами сырь дл доменных печей-окатышей, агломерата и брикетов - вл етс наличи в нем ингредиентов (окислов железа силикатов и т.п.), которые при наг реве до сравнительно невысокой тем пературы (30Q-900°C) в восстановительной атмосфере шахты доменной п чи измен ют свой объем, растрескиваютс и, образовывают жидкие фазы с участием легкоплавких окислов железа и марганца. Снижение механи ческой прочности, оазбухание и разрушение сырь в доменных печах приводит к ухудшению основных техни ко-экономических показателей плавки - производительности печей и удельного расхода кокса. Наиболее близким к предлагаемом по технической сущности и достигае мому результату вл етс способ под готовки сырь к доменной плавке, включающий металлизацию тонкоизмел ченного кондентра та во взвешенном слое газом-востановителем, ввод известь содержащего материала и угл и последующее брикетирование смеси 2 j. Однако прочность и размеры этих брикетов сохран ьтс в восстановительной атмосфере доменной печи только до 900-1000°С, что не позво л ет использовать их в доменных печах в качестве проплавл емой насадки , выполн ющей газодинамически функции кокса, так как уже в нижни част х шахты и распаре они сами ра лавл ютс и стекают в виде чугуна и шлака в горн печи, преп тству проходу газа в шахту. Массовое производство металлизованных брикетов по известному способу ограничено вследствие нал пани частиц металлического железа на стенках агрегатов металлизации и брикетировани . Развитие процесс налипани определ етс температурными услови ми, а температура процессов металлизации и брикетиро5 . вани регулируетс в известном способе только изменейием расхода и температуры газа-восстановител . Целью изобретени вл етс сокращение расхода кокса и увеличение производительности доменной печи за счет использовани насадки из брикетов сырь . Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу подготовки сырь к доменной плавке, включающему металлизацию тонкоизмельченного концентрата газом-восстановителем во взвешенном слое, ввод известьсодержащего материала и угл и последуккцее брикетирование смеси, известьсодержащий материал предварительно подогревают до 750-950 С и ввод т во взвешенный слой в количестве, обеспечивающем отношение окиси кальци к кремнезему в брикетах 1,8-2,0, а перед брикетированием в смесь ввод т предварительно нагретый до 200-250°С уголь . ; По мере совершенствовани технологии доменного производства ( повышение нагрева дуть , применение топливных добавок в дутье и металли|3аци шихты) снижаетс потребность в коксе как теплоносителе, так и восстановителе,, а растет роль кокса как насгодки, по которой стекают в горн жидкие продукты плавки и фильтруетс горновой газ. Замена (кокса (хот бы частична ) проплавл ющей насадкой из железорудных материалов снижает расход кокса и одновременно повышает производительность доменных печей. Основными требовани ми к такой насадке вл ютс : высока начальна прочность, сохранение в услови х доменной печи этой прочности и формы вплоть до расплавлени при 1200-1300°, однородность размеров и структуры. Наиболее полно этим требовани м могут удовлетвор ть металлизованные брикеты, изготовленные предлагаемым способом. Получение высокой начальной прочности (более 200 кг/брикет) и однородной структуры в этих брикетах достигаетс вследствие образовани высокоактивных к свариванию между собой металлизованных частиц и сохранени этой активности до брикетировани . Такие активные частицы образуютс при металлизации тонкоизмельченных концентратов во взвешенном слое при 750-950°С. При температуре восстановлени выше наблюдаетс образование неактивных карбидов железа, а при меньшей значительно замедл ютс процессы восстановлени железа,конверсии СОг и НаО И удалени летучих из угл . Поддержание указанных температур во взвешенном слое, а также добавки угл и извести во взвешенный слой гарантируют устранение налипани частиц металлизованного концентрата на стенках реакторов и брикетного пресса, полное удаление летучих из угл , участие углерода угл в конверсии COj и HjO, металлизацию . концентрата выше 50%, при которой возможна высока начальна прочность брикетов при сравнительно небольших усили х обжати (400600 кг/см2). Наиболее совершенно (без изменен условий восстановлени ) указанные температуры регулируютс предварительным подогревом концентрата, угл и извести, причем в зоне металлизации температура регулируетс нагревом концентрата и извести до 750950 с , так как частицы этих материа лов не спекаютс при таких температурах .. Нагревом угл в диапазоне 200- 250°С обеспечивают регулирование оптимальной температуры смеси перед брикетированием, удаление основной массы летучих. Начальна прочность брикетов выш 200 кг/брикет вл етс необходимьам но недостаточным условием дл получ ни металлургического сырь , выполн ющего в доменной печи функции про плавл емой насадки. Дл придани ме тализованным брикетам этих качеств согласно предлагаемому способу их получени ввод т во взвешенный слой известь и уголь в количества, обесп чивающем отношение содержаний в бри кетах окиси кальци к кремнезему 1,8-2,0. Количество и способ ввода извест определ ютс услови ми образовани доменной печи при нагреве брикетов от до 1200°С ct-двухкальциевого силиката (2CaOSiO ) из кремнеэема пустой породы концентрата, извести, золы, угл и Окиси кальци извести в результате твердофазной реакции. Образующийс в доменной печи в брикетах d- двухкальциевый силикат вл етс структурной составл ющей, обеспечивающей создание в брикетах прочной решетки-каркаса/ который в момент расплавлени каркаса из металлизованных частиц при 950llSOc сохран ет форму брикетов, d -2CaOS±O2 - устройств во вСем диапазоне температур нагрева брикетов в печах от момента его образовани (ТбО-ВЗО С) до их расплавлени (1300-1450°С). о Предлагаемый способ, согласно которому в брикетах первоначальный прочный каркас из сваренных между собой металлических частиц замещают каркасом из oi.-2CaO-SiO2 , обр зующегос непосредственно в металлических печах в результате твердофазных реакций .при нагреве в интервале температур 800-1200 С, позвол ет сохранить прочность брикетов. до прихода их в горн и расплавлени в нем под воздействием шлака, образующегос от расплавлени ,других железорудных материалов, кокса, флюса и т.п. Образование в брикетах в доменной печи прочной решетки-каркаса - из двухкальциевого силиката возможно благодар совершенному перемешиванию тонкоизмельченных (90% класса 0-0,074 мм) извести, угл и концентрата teo взвешенном слое и последующему гор чему брикетированию, что обеспечивает тесный контакт между САО .и SiOj в порах первоначальной металлической решетки. Исследовани показали, что частички металлического железа при брикетировании выдавливаютс из пустой породы до сваривани между собой, а пуста порода и известь заполн ют поры этой решетки. Только гор чее брикетирование тщательно перемешанных тонкоизмельченных частиц концентрата, металлизованного не ниже, чем на 50%, извести и угл , может обеспечить услови дл образовани ( прочной решетки на 2CaO-Si02 в доменной печи по твердофазной реакции между СаО и SiO в брикетах. . На чертеже представлена принципиальна схема устройства получени сырь . Способ осуществл етс следующим образом. Железорудный концентрат 1 товарного производства горно-обогатительчых комбинатов крупностью 0-0,074 мм предварительно сушат и нагреваю {цо пpoдyкtaми полного сжигани газа 2, отработанного в агрегате металлизации 3, затем дополнительно нагревают до 1000°С продуктами 4 неполного сжигани ( ot 0,7) отработанного газа в технологическом кислороде 5. Этими же продуктами сжигани гор чий железорудный концентрат транспортируют и ввод т в агрегат металлизации 3, где его меуаллизуют во взвешенном слое гор чЙ (500-800°С) газсм-восстановителем , продуктами конверсии СО и Н2О и летучими угл . Во взвешенный слой подают известь б, нагретую до 900°С за два приема: вначале продуктами 7 и 8 полногр сжигани газа , а затем - неполного (ot-0,8) и уголь 9, нагретый и высушенный за один прием продуктами неполного сжигани отработанного газа ( fit - 0,65) до . Смесь металлизованного на 80% концентрата , дегазированного угл и извести при 650 направл ют в. брикет-пресс 10 на брикетирование, а готовые брикеты- на охлаждение до смесью nepeipeToro пара и хо лодного отработанного газа, затем на склад доменных печей. Отработанный газ 11 из агрегата металлизации после тонкой очистки и компримировани распредел ют по горелкам полного и неполного сжига ни и на конверсию. Продукты полно сжигани очищают в устройстве дл очистки газа 12 и сбрасывают в ды мовую трубу 13. Пример. Железорудный кон центрат Криворожского СевГОКа (содержание железа общего 65,2, кремнезема 8,54/ оксида кальци 0,50%) с влажностью 8% в количестве (по сухой массе) 967, 5 кг/т брикетов и крупностью 0-0,074 мм, предварительно сушат и нагревают до продуктами полного сжигани газа, отработанного в агрегате металлизации , затем сухой концентрат дополнительно нагревают до 1000°С продуктами неполного сжигани ( d -0,7) отработанного газа в горелке с использованием технологиче кого кислорода. Этими же продуктам сжигани гор чий концентрат транспортируетс с расходной.концентрацией 25 кг концентрата на 1 кг газа в агрегат металлизации, где его металлизируют на 80% во взвешенном слое нагретым до 700°С газом-восстановителем , продуктами конверсии COj и HjO и летучими угл . Во взвешенный слой подаетс известь состава, % s СаО 85,0;SiO . 2,0; 3,0 и COj 8,О - в количестве 190 кг на 1 сухого концентрата крупностью 0-0, 074 мм. Известь нагрета до 750°С за два приема: в начале нагрева при обжиг известн ка продуктами полного сжигани отработанного газа, а затем неполного ( d 0,7). Известь вноси с во взвешенный слой газом теплоносителем , которым она нагревалась на втором этапе. Смесь металлизованного концентрата с известью подают в третью ступень металлизации, где происходит охлаждение этой смеси до 650°С углем, предварительно высушенным и подогретым до . Подогрев угл осуществл ют отработанным газом в сушилке. Уголь имеет следующий состав, %: С 84,85; Н 3,42; О- 0,156; N 1,54; 182; , SiOj 3,16; СаО 0,17. Количество угл 91 кг на 1 кг сухого концентрата, крупность 0-0,2м Уголь, нагретый в третьей ступени реактора металлизации до 650°С, де газируетс с выделением летучих, которые принимают участие в восста новлении концентрата, а также в ко версии СО2 и HjO по реакци м: СпН„+ пСО 2пСО .+ 0,5тН2, пН2О пСО + (0,5m+n) Н, COj + + . Смесь концентрата, извести и дегазированного угл при 450°С поступает в брикетный пресс. Снижение температуры смеси с 650С до 450С объ сн етс внешними потер ми тепла при ее транспортировке. Гор чие брнкеты охлаждают до 120°С смесью перегретого пара и холодного отработанного газа, затем направл ют либо на склад, либо в доменный цех. Брикеты состава, %: Ре„5 63,2; 50,6; FeO 16,2; СаО 16,1; Si02.8,9; С 7,0; S 0,113загружают в доменную печь. При нагреве брикетов в доменной печи до 950-1100°С в них интенсивно проход т процессы довосстановлени FeO и науглероживание железа за счет углерода брикетов. Затем науглероженное металлическое железо нач;.нает плавитьс к вытекать из брикетов , в которых к моменту нагрева их до температуры плавлени науглероженного железа (1130-1200°С) образуетс прочна решетка из двухкальциевого силиката, в которую входит вс основна пуста порода (СаО, SiO , , брикетов. Брикеты, сохран форму и прочность вплоть до прихода в горн (1300-1400°С), служат проплавл емой насадкой в нижней части шахты, в распаре и в заплечиках. В горне двухг альциевый силикат размываетс кремнеземом волы кокса, агломерата, оксидами марганца и щелочами и переходит в конечный доменный шлак. Проплавка этих брикетов в доменной печи в количестве 600 к.г/т чугуна совместно с агломератом, офлюсованным до отношени СаО: Ог 0,9 - 1,0, при вдувании в горн пылеугольного топлива в количестве 250 кг/т чупруна позволит сократить расход кокса на 340 кг/т чугуна, исключить применение в доменной-печи природного газа (135 MVT чугуна) и кислорода (140 MVT чугуна). Освободившеес количество природного газа и кислорода достаточно дл получени требуемого количества металлизованных брикетов. Производительность доменной печи повышаетс в 2,6 раза: PI З. 2,50-27f,3-6,32 Р ЭСф Vj. г,46-246,4-14,32 где Р и удельна производительность доменной печи до и после применени предлагаемого сырь , ч и 3 - интенсивность плавки по., фурменному ra3y,MVMHH/M полезного объема печи; С и Сф - расход углерода кокса, сжигаемого перед фурмайи кг/т чугуна; V и V - выход фурменного газа, С. Кроме того, дополнительный эффект может быть получен в результате увеличени расхода угл , вдуваемого через фурмы в горн, до 250 кг. При работе доменной печи в обычных шихтовых услови х с расходом кокса 470-520 кг/т чугуна наибольший расход угл составл ет 60-85 кг/т чугуна. При таком расходе угл экономи кокса может быть получена не более 60-90 кг/т чугуна. : П р и м е р 2. Концентрат обжигмагнитного обогащени лисаковской руды ( содержание железа общего 57,4 кремнезема 7,44, оксида кальци -0,8% в количестве 879 кг/т и крупностью 0-0,074 мм.сушат и нагревают по технической схеме, прин той в примере 1 Металлизацию концентрата провод т до 50% в устройствах, аналогичных описанным в примере 1. Во взвешенный слой подают обоженную известь указанного выше состава, нагретую до 950°С, в количестве 160 кг/т брикетов. Благодар .меньшей СКЛОННОСТИк слипанию у концентратов лисаковской руды, чем у криворожских средн температура во взвешенном слое достигает 950с. Така температура металлизации обеспечивает разло ение гидратов и сложных железосодеращих соединений с AljOj, СаО. Дл охлаждени и науглероживани меси вноситс уголь в количестве 113 кг/т брикетов, подогретый до 200°С. Уголь Бачатского месторождени (Кузбасс) имеет следующий состав, %t зола , сера -о,4,влага Wp 11,0. Смесь металлизованного концентрата , извести и угл ,дегазированного hpH TeNmepaType , подают на брикетирование, затем на,охлаждение. Состав брикетов, %; Рврвщ 52,2; 26,1; FeO 33,5; М%О 1,1 СаО 16,0; А15Оэ6,1; SiO, 8,0; С 8,0; Р ti,8; S 0,04. Эти брикеты пригодны дл выплавка фосфористого чугуна. Дополнительный эффект от подготовки руд Лисаковского месторождени предлагаемым способом, также как и в примере 1, обеспечиваетс благодар повышению производительности доменной печи при применении брикетов, полученных предлагаемым способом, на 80% и снижению расхода кокса на 170 кг/т чугуна. Применение изобретени позвол ет повысить производительность доменных печей до 3 , снизить расход кокса до 100 кг/т чугуна при расходе металлизованных брикетов 600 кг/т чугуна, снизить стоимость подготовки сырь и капитальных вложений , заменить кокс и природный газ недефицитными газовыми угл ми.The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the preparation of metallurgical raw materials for blast and ferroalloy furnaces. Various methods are known for the preparation of agglomerated raw material for blast-furnace and blast furnaces and other metallurgical furnaces: agglomeration, pelletizing and briquetting. Qualitatively prepared raw materials of these methods have a high initial strength (above 200 kg-kg), contains calcium oxide in an amount sufficient to completely flux silica gangue, and some types of this raw material contain metallic iron and carbon l}. The main disadvantage of the raw material prepared by known methods for blast furnaces-pellets, sinter and briquettes is the presence of ingredients in it (iron oxides, silicates, etc.), which when heated to a relatively low temperature (30Q-900 ° C ) in a reducing atmosphere, blast furnace mines change their volume, crack and form liquid phases with the participation of low-melting iron and manganese oxides. A decrease in mechanical strength, swelling and destruction of raw materials in blast furnaces leads to a deterioration in the main technical and economic indicators of smelting — furnace productivity and specific coke consumption. The closest to the proposed technical essence and the achieved result is the method of preparing raw materials for blast-furnace smelting, including metallization of finely concentrated concentrate in a suspended layer with a reducing gas, inputting lime of the containing material and coal and subsequent briquetting the mixture 2 j. However, the strength and dimensions of these briquettes are kept in the reducing atmosphere of the blast furnace only up to 900-1000 ° C, which does not allow them to be used in blast furnaces as a melted nozzle that performs the gas-dynamic function of coke, since already in the lower parts the mines and the steam they themselves melt and flow down in the form of iron and slag in the furnace hearth, preventing the passage of gas into the mine. The mass production of metallized briquettes by a known method is limited due to the supply of metallic iron particles on the walls of the metallization and briquetting units. The development of the sticking process is determined by the temperature conditions, and the temperature of the metallization processes and briquette 5. The bath is regulated in the known method only by changing the flow rate and temperature of the reducing gas. The aim of the invention is to reduce the consumption of coke and increase the productivity of the blast furnace through the use of nozzles of raw briquettes. The goal is achieved by the fact that according to the method of preparing raw materials for blast smelting, including the metallization of finely ground concentrate with a reducing gas in a suspended layer, the introduction of lime-containing material and coal and subsequent briquetting of the mixture, lime-containing material is preheated to 750-950 C and introduced into the suspended layer in an amount that provides the ratio of calcium oxide to silica in briquettes 1.8-2.0, and before briquetting, coal preheated to 200-250 ° C is introduced into the mixture. ; As the blast-furnace technology is improved (increased heating, blowing, use of fuel additives in the blast and metal | charge charge), the need for coke as a coolant and a reducing agent decreases, and the role of coke as a hopper, which melts liquid products and Mountain gas is filtered. Replacing (coke (at least partially) with a smelting iron ore packing) reduces coke consumption and simultaneously increases the performance of blast furnaces. The main requirements for such a nozzle are: high initial strength, maintaining this strength and shape under blast furnace conditions at 1200-1300 °, uniformity of size and structure. Metallized briquettes made by the proposed method can satisfy these requirements most fully. Obtaining high initial strength (over 200 k (briquette) and a homogeneous structure in these briquettes is achieved due to the formation of highly active welding particles with each other and the preservation of this activity before briquetting. Such active particles are formed during the metallization of finely divided concentrates in the suspended layer at 750-950 ° C. At a reduction temperature above, formation is observed inactive iron carbides, and at a lesser rate, the reduction of iron, the conversion of CO2 and NaO, and the removal of volatiles from coal are significantly slowed down. Maintaining these temperatures in the suspended layer, as well as the addition of coal and lime in the suspended layer guarantee the elimination of sticking of the metallized concentrate particles on the walls of the reactors and the briquette press, the complete removal of volatile from the coal, the participation of carbon carbon in the conversion of COj and HjO, metallization. concentrate is above 50%, at which high initial strength of briquettes is possible with relatively low reduction forces (400,600 kg / cm2). Most completely (without changing the conditions of reduction), the indicated temperatures are regulated by preheating the concentrate, coal and lime, and in the metallization zone the temperature is regulated by heating the concentrate and lime to 750,950 s, since the particles of these materials do not sinter at such temperatures .. By heating the coal in the range 200-250 ° C regulate the optimum temperature of the mixture before briquetting, remove the bulk of the volatile. The initial strength of briquette towers 200 kg / briquette is a necessary but not sufficient condition for obtaining metallurgical raw materials that perform the function of a melted packing in a blast furnace. To impart these qualities to the metallized briquettes according to the proposed method for their preparation, lime and coal are introduced into the suspended layer in an amount that provides a ratio of calcium oxide to silica content of 1.8-2.0. The amount and method of injection is determined by the conditions for the formation of a blast furnace when briquettes are heated from up to 1200 ° C of ct-dicalcium silicate (2CaOSiO) from silica sandstone gum concentrate, lime, ash, coal and lime calcium oxide as a result of solid-phase reaction. The d-dicalcium silicate formed in the blast furnace in briquettes is a structural component that ensures the creation of a solid lattice-framework in briquettes / which, at the moment of melting of the framework of metalized particles at 950llSOc, retains the form of briquettes, heating temperatures of briquettes in furnaces from the time of its formation (TbO-VZO C) to their melting (1300-1450 ° C). o The proposed method, according to which, in briquettes, the initial strong frame of metal particles welded together is replaced by a frame of oi.-2CaO-SiO2, formed directly in metal furnaces as a result of solid-phase reactions. When heated in the temperature range of 800-1200 ° C, preserve the strength of the briquettes. prior to their arrival in the forge and melting in it under the influence of slag formed from melting, other iron ore materials, coke, flux, etc. The formation of durable framework lattice in blast furnaces made of dicalcium silicate is possible due to perfect mixing of finely divided (90% class 0-0.074 mm) lime, coal and teo concentrate in a suspended layer and subsequent hot briquetting, which ensures close contact between the SAO and SiOj in the pores of the original metal lattice. Research has shown that particles of metallic iron in briquetting are squeezed out of the gangue before welding to each other, and the rock and lime are filled in the pores of this grid. Only hot briquetting of thoroughly mixed finely divided concentrate particles, metallized not lower than 50%, of lime and coal, can provide conditions for the formation of a (strong 2CaO-Si02 lattice in a blast furnace according to the solid-phase reaction between CaO and SiO in briquettes. On The drawing shows a schematic diagram of a device for the production of raw materials. The method is carried out as follows: Iron ore concentrate 1 of commodity production of mining and processing plants with a particle size of 0-0,074 mm is pre-dried and heated {by products complete combustion of gas 2, spent in the metallization unit 3, is then additionally heated to 1000 ° C with products 4 of incomplete combustion (ot 0.7) exhaust gas in process oxygen 5. The same iron-ore concentrate is transported and introduced into the metallization unit 3, where it is meuallized in a suspended layer of hot (500-800 ° C) gas-reducing agent, products of conversion of CO and H2O and volatile coal. Lime b heated to 900 ° C is fed into the suspended layer in two steps: first with products 7 and 8 full gas burning, and then incomplete (ot-0.8) and coal 9, heated and dried at one time with products of incomplete combustion of exhaust gas (fit — 0.65) before. A mixture of 80% metallized concentrate, degassed coal and lime at 650 is directed to. briquette press 10 for briquetting, and finished briquettes for cooling to a mixture of nepeipeToro steam and cold exhaust gas, then to the blast furnace storage. The exhaust gas 11 from the metallization unit, after fine cleaning and compression, is distributed to the burners of complete and incomplete combustion and for conversion. The products are fully incinerated, cleaned in gas cleaning device 12 and dumped into a smoke pipe 13. Example. Iron ore concentrate of Krivoy Rog SevGOK (total iron content 65.2, silica 8.54 / calcium oxide 0.50%) with a moisture content of 8% in an amount (by dry weight) 967, 5 kg / ton of briquettes and a particle size of 0-0.074 mm, pre-dried and heated to products of complete combustion of the gas spent in the metallization unit, then the dry concentrate is additionally heated to 1000 ° C with products of incomplete combustion (d -0.7) of the exhaust gas in the burner using process oxygen. The same combustion products transport the hot concentrate with a consumable concentration of 25 kg of concentrate per 1 kg of gas to the metallization unit, where it is metallized with 80% in a suspended layer of reducing gas, COj and HjO, and volatile coal heated to 700 ° C. Lime of the composition,% s CaO 85.0; SiO is fed into the suspended layer. 2.0; 3.0 and COj 8, O - in the amount of 190 kg per 1 dry concentrate with a particle size of 0-0, 074 mm. Lime is heated to 750 ° C in two steps: at the beginning of heating during calcination with limestone from products of complete combustion of exhaust gas, and then incomplete (d 0.7). Lime is introduced into the suspended layer with a coolant gas, with which it is heated in the second stage. The mixture of metallized concentrate with lime is fed to the third stage of metallization, where this mixture is cooled to 650 ° C with coal that has been previously dried and heated to. The coal is heated by exhaust gas in a dryer. Coal has the following composition,%: C 84.85; H 3.42; O - 0.156; N 1.54; 182; , SiOj 3.16; CaO 0.17. The amount of coal is 91 kg per 1 kg of dry concentrate, grain size 0-0.2 m. The coal heated in the third stage of the metallization reactor to 650 ° C is degassed to release volatile substances that take part in the recovery of the concentrate, as well as in the CO2 and HjO by the reactions: SPN + pCO 2pSO + 0.5tH2, pN2O pCO + (0.5m + n) H, COj + +. The mixture of concentrate, lime and degassed coal at 450 ° C enters the briquette press. The decrease in the temperature of the mixture from 650 ° C to 450 ° C is explained by external heat loss during its transportation. The hot brunettes are cooled to 120 ° C with a mixture of superheated steam and cold exhaust gas, then sent either to a warehouse or to the blast furnace. Composition briquettes,%: D „5 63.2; 50.6; FeO 16.2; CaO 16.1; Si02.8,9; C 7.0; S 0,113load into the blast furnace. When briquettes are heated in a blast furnace to 950-1100 ° C, FeO re-reduction and iron carburization are intensively carried out with carbon briquettes. Then, the carburized metallic iron is beginning; it is impossible to melt to flow out of briquettes, in which, by the time they are heated to the melting temperature of the carburized iron (1130-1200 ° C), a strong lattice of dicalcium silicate forms, which includes entirely bare rock (CaO, SiO , briquettes. Briquettes, preserving their shape and strength up to the arrival in the forge (1300-1400 ° C), serve as a melted nozzle in the lower part of the mine, in the joint and in the shoulder. manganese oxides and alkalis and goes into the final blast furnace slag. The melting of these briquettes in a blast furnace in the amount of 600 kg / t of pig iron, together with the sinter, fluxed to the ratio of CaO: Og 0.9 - 1.0, when blowing coal into the furnace in an amount 250 kg / t of chuprun will reduce the coke consumption by 340 kg / t of pig iron, eliminate the use of natural gas (135 MVT of pig iron) and oxygen (140 MVT of cast iron) in the blast furnace. The amount of natural gas and oxygen released is enough to produce the required amount of metallized briquettes . The productivity of the blast furnace rises 2.6 times: PI H. 2.50-27f, 3-6.32 P ESf Vj. g, 46-246.4-14.32 where P and the specific productivity of the blast furnace before and after applying the proposed raw material, h and 3 — intensity of smelting according to tuyere ramy, MVMHH / M useful furnace volume; C and Sf - carbon consumption of coke burned in front of furmays kg / t of iron; V and V is the yield of tuyere gas, C. In addition, an additional effect can be obtained by increasing the consumption of coal blown through tuyeres into the forge, up to 250 kg. When a blast furnace is operating under normal charge conditions with a coke consumption of 470-520 kg / t of pig iron, the highest consumption of coal is 60-85 kg / t of pig iron. With this coal consumption, coke saving can be obtained by no more than 60-90 kg / t of pig iron. : EXAMPLE 2. A sintering enrichment concentrate of Lisakovsk ore (total iron content 57.4 silica 7.44, calcium oxide -0.8% in an amount of 879 kg / t and a particle size of 0-0.074 mm. Dried and heated technical scheme adopted in example 1 Metallization of the concentrate is carried out up to 50% in devices similar to those described in example 1. The weighted layer serves burnt lime of the above composition, heated to 950 ° C, in an amount of 160 kg / ton of briquettes. lesser SKLNOSTIKI sticking together in concentrates lisakovskogo ore than Krivoy Rog average rate The temperature in the suspended layer reaches 950 s. Such a metallization temperature provides for the decomposition of hydrates and complex iron-containing compounds with AljOj, CaO. Coal in an amount of 113 kg / t of briquettes heated to 200 ° C is applied for cooling and carburizing the mixture. has the following composition,% t ash, sulfur-o, 4, moisture Wp 11.0. A mixture of metallized concentrate, lime and coal, degassed hpH TeNmepaType, is fed for briquetting, then for cooling. The composition of the briquettes,%; Rvrs 52.2; 26.1; FeO 33.5; M% O 1.1 CaO 16.0; A15Oe6.1; SiO, 8.0; C 8.0; P ti, 8; S 0.04. These briquettes are suitable for smelting phosphorous iron. An additional effect from the preparation of the ores of the Lisakovskoye deposit by the proposed method, as well as in example 1, is achieved by increasing the productivity of the blast furnace when using the briquettes obtained by the proposed method by 80% and reducing the coke consumption by 170 kg / t of pig iron. The application of the invention allows to increase the productivity of blast furnaces to 3, reduce coke consumption up to 100 kg / t of pig iron at a consumption of metallized briquettes of 600 kg / t of pig iron, reduce the cost of preparation of raw materials and capital investments, replace coke and natural gas with non-deficient gas coals.