[go: up one dir, main page]

RU2196116C2 - Molten cement clinker manufacture process - Google Patents

Molten cement clinker manufacture process Download PDF

Info

Publication number
RU2196116C2
RU2196116C2 RU2000118106/03A RU2000118106A RU2196116C2 RU 2196116 C2 RU2196116 C2 RU 2196116C2 RU 2000118106/03 A RU2000118106/03 A RU 2000118106/03A RU 2000118106 A RU2000118106 A RU 2000118106A RU 2196116 C2 RU2196116 C2 RU 2196116C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
melt
lime
clinker
slag
melting
Prior art date
Application number
RU2000118106/03A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2000118106A (en
Inventor
З.Г. Салихов З.Г. Салихов
З.Г. Салихов
В.П. Быстров В.П. Быстров
В.П. Быстров
В.И. Шубин В.И. Шубин
В.И. Шубин
В.И. Жарко В.И. Жарко
В.И. Жарко
В.А. Кулабухов В.А. Кулабухов
В.А. Кулабухов
З.К. Шафитин З.К. Шафитин
З.К. Шафитин
М.З. Салихов М.З. Салихов
М.З. Салихов
С.В. Быстров С.В. Быстров
С.В. Быстров
Original Assignee
ООО Научно-экологическое предприятие "Экоси"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by ООО Научно-экологическое предприятие "Экоси" filed Critical ООО Научно-экологическое предприятие "Экоси"
Priority to RU2000118106/03A priority Critical patent/RU2196116C2/en
Publication of RU2000118106A publication Critical patent/RU2000118106A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2196116C2 publication Critical patent/RU2196116C2/en

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C04CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
    • C04BLIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
    • C04B7/00Hydraulic cements
    • C04B7/36Manufacture of hydraulic cements in general
    • C04B7/43Heat treatment, e.g. precalcining, burning, melting; Cooling
    • C04B7/44Burning; Melting
    • C04B7/4484Non-electric melting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C04CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
    • C04BLIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
    • C04B2/00Lime, magnesia or dolomite
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C04CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
    • C04BLIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
    • C04B2/00Lime, magnesia or dolomite
    • C04B2/10Preheating, burning calcining or cooling
    • C04B2/108Treatment or selection of the fuel therefor
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C04CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
    • C04BLIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
    • C04B7/00Hydraulic cements
    • C04B7/14Cements containing slag
    • C04B7/147Metallurgical slag
    • C04B7/153Mixtures thereof with other inorganic cementitious materials or other activators
    • C04B7/17Mixtures thereof with other inorganic cementitious materials or other activators with calcium oxide containing activators
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C04CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
    • C04BLIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
    • C04B7/00Hydraulic cements
    • C04B7/36Manufacture of hydraulic cements in general
    • C04B7/38Preparing or treating the raw materials individually or as batches, e.g. mixing with fuel
    • C04B7/42Active ingredients added before, or during, the burning process
    • C04B7/421Inorganic materials
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C04CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
    • C04BLIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
    • C04B7/00Hydraulic cements
    • C04B7/36Manufacture of hydraulic cements in general
    • C04B7/43Heat treatment, e.g. precalcining, burning, melting; Cooling
    • C04B7/44Burning; Melting
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P40/00Technologies relating to the processing of minerals
    • Y02P40/10Production of cement, e.g. improving or optimising the production methods; Cement grinding

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Ceramic Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Structural Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Physics & Mathematics (AREA)
  • Thermal Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

FIELD: manufacture of building materials. SUBSTANCE: invention relates to manufacture of cement clinker using flaming metallurgical slag. Molten slag is continuously fed into melting chamber simultaneously receiving lame. Clinker formed upon combustion of fuel in molten mixture (in presence of oxygen) is converted into flaming state. Before introduction of lime, slag melt is overheated from 1350-1500 C to 1600- 1700 C for 2-3 min and then, until saturation process is completed, to 1800- 1900 C for 6-8 min and, in the final phase of melting process, to 1900-2100 for 5-7 min. Lime is prepared by heating small- sized limestone to 900-110 C by emission gases formed on combustion of fuel contained in mixture. Addition of lime to slag melt is conducted by consecutively increasing grain size of lime, from the beginning to the end of melting process, from 0 to 7 mm. EFFECT: intensified and stabilized clinker formation process, reduced consumption of fuel and process oxygen, increased yield of molten clinker, and increased its strength. 3 cl, 4 tbl, 4 ex

Description

Настоящее изобретение относится к получению цементного клинкера с использованием огненно-жидкого металлургического шлака. The present invention relates to the production of cement clinker using fire-liquid metallurgical slag.

Известен способ получения плавленого портландцементного клинкера с использованием огненно-жидкого шлака в центробежной машине путем механического обогащения шлаков известью (Х.С. Воробьев и Д.Я. Мазуров. Теплотехнические расчеты цементных печей и аппаратов. - М., 1967, с. 108-109, рис.45). A known method of producing fused Portland cement clinker using fire-liquid slag in a centrifugal machine by mechanical enrichment of slag with lime (H.S. Vorobyov and D.Ya. Mazurov. Thermotechnical calculations of cement kilns and apparatuses. - M., 1967, S. 108- 109, Fig. 45).

Недостатками известного способа являются невысокая производительность из-за периодичности процесса, низкое качество клинкера (марка 300). The disadvantages of this method are the low productivity due to the frequency of the process, low quality of clinker (grade 300).

Известен также способ получения плавленого цементного клинкера с использованием огненно-жидкого металлургического шлака, включающий подачу расплава шлака в плавильную камеру, перегрев его до ввода известкового компонента с последующим вводом последнего в расплав и доведением температуры расплава клинкера до жидкотекучего состояния на завершающем этапе плавки. There is also a method of producing a fused cement clinker using fire-liquid metallurgical slag, which includes feeding the slag melt into the melting chamber, overheating it before the calcareous component is introduced, and then introducing the latter into the melt and bringing the clinker melt temperature to a liquid state at the final stage of melting.

Плавка проводится в конвертере, в который периодически заливается огненно-жидкий шлак, привезенный в шлаковозном ковше от доменной печи. После заполнения конвертера шлаком в расплав подается смесь топлива и окислителя через погружные горелки-фурмы и по мере повышения температуры шлака в него вводят известняк или готовую известь, полученную в отдельной печи с отдельным отоплением (Авторское свидетельство СССР 104265, кл. С 04 В 7/44, 1944). Melting is carried out in a converter into which fiery-liquid slag brought in a slag carrier from a blast furnace is periodically poured. After the converter is filled with slag, the mixture of fuel and oxidizer is fed into the melt through lance burners and, as the temperature of the slag increases, limestone or finished lime obtained in a separate furnace with separate heating is introduced into it (USSR Author's Certificate 104265, class C 04 V 7 / 44, 1944).

Недостатки указанного способа следующие: периодический режим работы и по этой причине невысокая производительность, перерасход тепла на нагрев плавильной камеры и остывшего при перевозке шлака, высокие транспортные расходы; высокий дополнительный расход топлива и кислорода в плавильной камере на нагрев и декарбонизацию известняка, т.к. известняк подается в конвертер холодным; локальное застывание расплава клинкера или некондиционного клинкера, который еще не насыщен в достаточной степени известью; плохое перемешивание из-за повышенной вязкости расплава; длительная и практически неуправляемая плавка, что во многих случаях приводит к снижению качества клинкера (его пережегу); большие затруднения при грануляции большой массы расплава клинкера, который выливают из конвертера; трудно регулируемый процесс охлаждения клинкера. The disadvantages of this method are as follows: periodic operation and, for this reason, low productivity, heat overrun to heat the melting chamber and slag cooled during transportation, high transportation costs; high additional fuel and oxygen consumption in the melting chamber for heating and decarbonization of limestone, as limestone is fed into the converter cold; local solidification of the clinker melt or substandard clinker, which is not yet sufficiently saturated with lime; poor mixing due to increased melt viscosity; long and almost uncontrollable melting, which in many cases leads to a decrease in clinker quality (its burning); great difficulty in granulating a large mass of clinker melt, which is poured from the converter; difficultly controlled clinker cooling process.

В основу настоящего изобретения поставлена задача снижения расхода топлива и окислителя на плавление клинкера, повышение выхода готового продукта и его качества. Снижение себестоимости цемента из-за снижения затрат на сырьевые компоненты, топливо и кислород. The basis of the present invention is the task of reducing fuel consumption and oxidizing agent for clinker melting, increasing the yield of the finished product and its quality. Reducing the cost of cement due to lower costs for raw materials, fuel and oxygen.

Согласно настоящему изобретению задача решается тем, что в способе получения плавленого цементного клинкера используют огненно-жидкий металлургический шлак, расплав которого подают в плавильную камеру, в расплав вводят добавку, клинкер перегревают сжиганием в расплаве смеси топлива и воздуха, а на завершающем этапе плавки доводят температуру расплава до жидкотекучего состояния; при этом в качестве добавки используют известь, получаемую при подогреве мелкокускового известняка отходящими газами, образующимися при сжигании в расплаве смеси топлива и кислорода, которую вводят в перегретый расплав шлака, последовательно увеличивая размер зерен извести от начала до завершения процесса плавки, причем процесс плавки ведут непрерывно. При этом расплав шлака перегревают в течение начальных 2-3 мин перед вводом извести от температуры 1350-1500oС до 1600-1700oС, а затем расплав последовательно перегревают при постоянно увеличивающемся насыщении известью до полного завершения процесса насыщения в течение 7-10 мин до температуры 1700-1800oС, в течение 6-8 мин до температуры 1800-1900oС и на завершающем этапе плавки в течение 5-7 мин до температуры 1900-2100oС. Известняк подогревают до температуры 900-1100oС, а размер подаваемых в расплав зерен извести увеличивают по мере прохождения процесса плавки от 0 до 7 мм.According to the present invention, the problem is solved in that a method of producing a fused cement clinker uses fire-liquid metallurgical slag, the melt of which is supplied to the melting chamber, an additive is introduced into the melt, the clinker is overheated by burning a mixture of fuel and air in the melt, and at the final stage of melting, the temperature is brought up melt to a fluid state; at the same time, lime is used as an additive, obtained by heating small-sized limestone with exhaust gases generated when a mixture of fuel and oxygen is burnt in the melt, which is introduced into the superheated slag melt, successively increasing the grain size of lime from the beginning to the end of the melting process, and the melting process is carried out continuously . In this case, the slag melt is overheated during the initial 2-3 minutes before the lime is introduced from a temperature of 1350-1500 o С to 1600-1700 o С, and then the melt is sequentially overheated with constantly increasing lime saturation until the saturation process is completed within 7-10 minutes to a temperature of 1700-1800 o C, within 6-8 minutes to a temperature of 1800-1900 o C and at the final stage of smelting for 5-7 minutes to a temperature of 1900-2100 o C. Limestone is heated to a temperature of 900-1100 o C, and the size of the lime grains supplied to the melt increases as the melting process goes through m 0 to 7 mm.

Существо предлагаемого способа получения плавленого клинкера на основе огненно-жидкого шлака поясняется нижеследующими примерами. The essence of the proposed method for producing fused clinker based on fire-liquid slag is illustrated by the following examples.

Сырьевые материалы: известняк Аккермановского месторождения и застывший металлургический шлак, полученный из опытно-промышленной печи изобретателя Ванюкова при плавке Новокиевской руды на природно-легированный чугун предварительно дробили и просеивали. Фракционный состав обоих компонентов от 0 до 7 мм. Raw materials: limestone of the Akkermanovskoye deposit and hardened metallurgical slag obtained from the pilot industrial furnace of the inventor Vanyukov when smelting Novokievskaya ore on naturally-alloyed cast iron was previously crushed and sieved. The fractional composition of both components is from 0 to 7 mm.

Из просеянного сырьевого материала были приготовлены (взвешены отдельно) четыре пары компонентов для получения двухкомпонентной смеси в расплаве, причем первые две с одинаковым расчетным на сырьевую смесь коэффициентом насыщения, равным 0,93. Одна из них предназначалась для получения плавленого клинкера по прототипу, а вторая по предлагаемому способу. Компоненты смеси 1 (прототип) не разделялись по фракциям, а известняк смеси 2 был рассеян дополнительно на четыре фракционных размера: 0-1 мм; 2-3 мм; 4-5 мм; 5-7 мм. Таким же образом был рассеян известняк, предназначенный для смесей плавки 3 и 4. Отличие смесей последних двух плавок заключалось в том, что коэффициент насыщения в смеси 3 был рассчитан на величину 0,96, а 4 на 0,98 с целью получения клинкера более высокого качества при пониженных (по сравнению с прототипом) затратах тепловой энергии. Химический состав сырьевых материалов приведен в таблице 1. В таблице 2 приведен расчет сырьевых шихт для получения плавленого клинкера в 4 режимах плавки. Four pairs of components were prepared (weighed separately) from the sifted raw material to obtain a two-component mixture in the melt, the first two with the same saturation coefficient calculated for the raw material mixture equal to 0.93. One of them was intended to produce fused clinker according to the prototype, and the second according to the proposed method. The components of mixture 1 (prototype) were not divided into fractions, and the limestone of mixture 2 was additionally dispersed into four fractional sizes: 0-1 mm; 2-3 mm; 4-5 mm; 5-7 mm. In the same way, limestone intended for melting mixtures 3 and 4 was dispersed. The difference between the mixtures of the last two melts was that the saturation coefficient in mixture 3 was calculated to be 0.96, and 4 to 0.98 in order to obtain a higher clinker quality at low (compared with the prototype) the cost of thermal energy. The chemical composition of raw materials is given in table 1. Table 2 shows the calculation of raw materials for producing fused clinker in 4 melting modes.

Плавка осуществлялась следующим образом. Smelting was carried out as follows.

В плавке 1 (прототип) в отдельной камере плавили 45,4 кг шлака до температуры 1350oС, т. е. до жидкотекучего состояния, а затем в течение 1-2 мин переливали его в основную камеру для осуществления плавки нa клинкер, снабженную погружными горелками-фурмами, Основная камера предварительно подогревалась до температуры шлака. После этого в слой расплавленного шлака через фурмы подавалась под давлением смесь газа и технического кислорода, которая, выгорая, поднимала температуру расплава шлака до 1700oС. При этой температуре в расплав шлака в течение 52 мин с помощью дозатора подали 91,5 кг известняка с фракционным составом 1-7 мм, не разделенным на группы фракций.In melting 1 (prototype), in a separate chamber, 45.4 kg of slag was melted to a temperature of 1350 o С, i.e., to a fluid state, and then for 1-2 minutes it was poured into the main chamber for melting on a clinker equipped with submersible lance burners, the main chamber was preheated to the temperature of the slag. After that, a mixture of gas and technical oxygen was fed into the layer of molten slag through lances under pressure, which burned up the temperature of the slag melt to 1700 ° C. At this temperature, 91.5 kg of limestone were fed into the melt of slag for 52 minutes using a batcher fractional composition of 1-7 mm, not divided into groups of fractions.

В результате бурной эндотермической реакции, происходящей при разложении известняка на оксид кальция и углекислый газ, а также процесса разогрева известняка до температуры полной декарбонизации, температура расплава резко снижалась. С целью поддержания температуры увеличивали расход газа и окислителя через фурмы. В процессе подачи холодного и недекарбонизированного известняка поверхность расплава местами застывала, что мешало перемешиванию компонентов. Для устранения этого негативного явления процесс плавки форсировали, что привело к большому расходу топлива и окислителя. As a result of a violent endothermic reaction occurring during the decomposition of limestone into calcium oxide and carbon dioxide, as well as the process of heating the limestone to the temperature of complete decarbonization, the melt temperature sharply decreased. In order to maintain the temperature, the flow of gas and oxidizing agent through the tuyeres was increased. During the supply of cold and non-decarbonized limestone, the melt surface hardened in places, which prevented the mixing of the components. To eliminate this negative phenomenon, the melting process was forced, which led to a large consumption of fuel and oxidizer.

Следует отметить, что форсировка плавильной камеры (т.е. увеличение ее теплового напряжения) возможна до определенных пределов, а далее необходимо увеличивать объем камеры. It should be noted that forcing the melting chamber (i.e., increasing its thermal voltage) is possible up to certain limits, and then it is necessary to increase the volume of the chamber.

После завершения процесса расплавления известняка расплав доводили до температуры 2050oС и выливали его в камеру охлаждения, где он охлаждался на воздухе без принудительного обдува.After completion of the process of melting the limestone, the melt was brought to a temperature of 2050 o C and poured into a cooling chamber, where it was cooled in air without forced blowing.

В процессе плавки 2, где использовался состав шихты, идентичный плавке 1, шлак, предварительно разогретый до 1350oС, постепенно переливали в основную камеру. В процессе перелива его температуру доводили до 1600oС в течение 2 мин. За это время в основную камеру перелилось около 4,6 кг шлака. Затем в течение 7 мин расплав перегревали до 1700oС. Одновременно теплом отходящих газов из плавильной камеры в верхней ее части в кипящем слое на решетке подогревался и декарбонизировался известняк, который в течение тех же 7 мин, превращенный в известь, в количестве 30,4 кг с фракционным составом 0-1 мм подавался в расплав шлака. При этом из-за уже прошедшей в подготовительной части печи эндотермической реакции разложения известняка при температуре 950oС температура расплава незначительно снижалась. В расплаве не появлялись застывшие участки. Барботаж расплава был интенсивным. Далее при прохождении расплава по плавильной камере от входа шлака до выхода клинкера его последовательно перегревали до температуры 1800oС, подавая в расплав дополнительное количество горючей смеси и в течение времени перегрева в 6 мин - известь, полученную от декарбонизации известняка в количестве 30,4 кг при температуре 1000oС с фракционным составом от 1 до 3 мм, а на конечном этапе плавки в течение 5 мин при подаче в расплав оставшейся извести с фракционным составом 4-7 мм температуру расплава доводили до 1950oС, при которой он выливался непрерывной струей в камеру охлаждения. Таким образом процесс завершался за 20 мин.In the process of melting 2, where the composition of the mixture, identical to melting 1, was used, the slag, preheated to 1350 o C, was gradually poured into the main chamber. In the process of overflow, its temperature was brought to 1600 o C for 2 minutes During this time, about 4.6 kg of slag poured into the main chamber. Then, over a period of 7 minutes, the melt was overheated to 1700 ° C. At the same time, limestone was heated and decarbonized in a fluidized bed in the upper part of it in a fluidized bed on a grate, which was converted into lime in the amount of 30.4 at the same time for 7 minutes. kg with a fractional composition of 0-1 mm was fed into the slag melt. Moreover, due to the endothermic decomposition of limestone already occurring in the preparatory part of the furnace at a temperature of 950 ° C, the melt temperature slightly decreased. Frozen areas did not appear in the melt. The melt bubbling was intense. Then, when the melt passed through the melting chamber from the slag inlet to the clinker outlet, it was subsequently overheated to a temperature of 1800 ° C, supplying an additional amount of combustible mixture to the melt and during the overheating time of 6 minutes - lime obtained from limestone decarbonization in the amount of 30.4 kg at 1000 o C with a fractional composition of from 1 to 3 mm, and at the final stage of melting for 5 minutes to melt when applying a fractional remainder lime composition 4-7 mm melt temperature was adjusted to 1950 o C at which it was poured Cont implicit jet into a cooling chamber. Thus, the process was completed in 20 minutes.

Тепловую обработку шихты 3 с коэффициентом насыщения 0,96 проводили аналогично плавке 2, но предварительный разогрев при переливе шлака проводили в течение 3 мин до температуры 1650oС, а фракции 0-1 мм вводили в течение 8 мин, перегревая в этот же промежуток времени расплав до 1750oС. Фракцию 1-3 мм вводили в течение 7 мин, перегревая расплав до 1850oС, а на завершающем этапе вводили фракцию 4-7 мм в течение 6 мин и выводили расплав при температуре 2000oС. При этом известь получали при разогреве известняка более высокими отходящими газами при температуре 1050oС. Таким образом процесс плавки 3 завершался за 24 мин.Heat treatment of charge 3 with a saturation coefficient of 0.96 was carried out similarly to melting 2, but preliminary heating during slag overflow was carried out for 3 min to a temperature of 1650 o C, and fractions 0-1 mm were introduced for 8 min, overheating in the same period of time the melt is up to 1750 o C. The 1-3 mm fraction was introduced for 7 min, overheating the melt to 1850 o С, and at the final stage the 4-7 mm fraction was introduced for 6 min and the melt was removed at a temperature of 2000 o С. obtained by heating limestone with higher exhaust gases at a temperature of 105 0 o C. Thus, the melting process 3 was completed in 24 minutes

Шихту 4 с коэффициентом насыщения 0,98 плавили аналогично шихте 2 и 3. Но режим набора температуры несколько изменили. The charge 4 with a saturation coefficient of 0.98 was melted similarly to the charge 2 and 3. But the temperature set mode was slightly changed.

Так, предварительный нагрев шлака проводили в течение 3 мин до температуры 1700oС с некоторой форсировкой фурм. Затем в течение 10 мин, подавая в расплав фракцию 0-1 мм, перегревали расплав до 1800oС. В течение 8 мин при подаче в расплав фракции 1-3 мм перегревали расплав до 1900oС и в течение 7 мин при подаче в расплав извести фракции 4-7 мм перегревали расплав до температуры 2100oС, при которой он непрерывной струей выливался в камеру охлаждения. Процесс плавки проходил в течение 28 мин.So, the preliminary heating of the slag was carried out for 3 min to a temperature of 1700 o With some force tuyeres. Then, for 10 minutes, feeding a 0-1 mm fraction to the melt, the melt was overheated to 1800 ° C. For 8 minutes, when a 1-3 mm fraction was fed into the melt, the melt was heated to 1900 ° C and for 7 minutes when feeding to the melt lime fractions 4-7 mm overheated the melt to a temperature of 2100 o C, at which it was poured in a continuous stream into the cooling chamber. The melting process took place for 28 minutes.

Процесс охлаждения во всех 4 плавках был идентичен. Разной была лишь начальная температура клинкера. The cooling process in all 4 swimming trunks was identical. Only the initial clinker temperature was different.

Как видно из таблицы 2, количество шихты во всех плавках было практически одинаковым. Изменялось только соотношение шлака и известняка с изменением коэффициента насыщения. As can be seen from table 2, the amount of charge in all heats was almost the same. Only the ratio of slag and limestone with a change in the saturation coefficient changed.

Как видно из описания процессов плавки, по предлагаемому способу в менее разогретый расплав планомерно подавались мелкодисперсные фракции, а в более разогретый - более крупные. Заданный по предлагаемому способу темп подъема температур от 1350 до 1950-2100oC и равномерная по весу подача извести в расплав обеспечили стабилизацию режима плавки с достаточно хорошим усвоением извести.As can be seen from the description of the melting processes, according to the proposed method, finely dispersed fractions were systematically fed into the less heated melt, and larger fractions into the more heated melt. Specified by the proposed method, the rate of temperature rise from 1350 to 1950-2100 o C and uniform weight of lime flow into the melt provided stabilization of the melting mode with a fairly good assimilation of lime.

Визуальные наблюдения и температурные параметры плавок 3 и 4 показали, что расплав не имел на всем протяжении времени перемещения по плавильной камере локальных зон с застывшим на поверхности клинкером. Барботаж расплава был интенсивным, т.е. перемешивание происходило достаточно хорошо, что сказалось на качестве клинкера. С каждой последующей плавкой качество клинкера повышалось (см. таблицу 4). Visual observations and temperature parameters of heats 3 and 4 showed that the melt did not have local zones along the clinker frozen on the surface throughout the time. The melt bubbling was intense, i.e. stirring was good enough, which affected the quality of the clinker. With each subsequent smelting, the quality of the clinker increased (see table 4).

В таблицах 3 и 3а приведены режимные параметры всех 4 процессов плавки и расходные характеристики. По данным таблиц видно, что даже при плавке смеси с КН равным 0,98 расход топлива и кислорода значительно ниже, чем в плавке 1 (по прототипу). Tables 3 and 3a show the operational parameters of all 4 melting processes and flow characteristics. According to the tables it is seen that even when melting a mixture with a KH equal to 0.98, the fuel and oxygen consumption is significantly lower than in melting 1 (according to the prototype).

Последовательное увеличение размера фракций, вводимых в расплав, позволило увеличить их время предварительного нагрева (до ввода и расплав) и довести декарбонизацию практически до 100%. В результате ввода извести при последовательном увеличении температуры расплава в предлагаемом способе удалось достичь стабилизации режима получения клинкера, что всегда при качественной подготовке сырьевых компонентов приводит к повышению качества клинкера и его съема с единицы объема плавильной камеры. The consecutive increase in the size of the fractions introduced into the melt made it possible to increase their preheating time (before entering and melt) and bring decarbonization to almost 100%. As a result of the introduction of lime with a successive increase in the temperature of the melt in the proposed method, it was possible to achieve stabilization of the clinker production mode, which always with high-quality preparation of raw materials leads to an increase in the quality of clinker and its removal from a unit volume of the melting chamber.

Из приведенных данных по 4 плавкам видно, что практически одно и то же количество клинкера было получено за разное время. Так по прототипу (плавка 1) - 960 кг было получено за 60 мин. В плавке 2 990 кг было получено за 20 мин. В плавке 3 985 кг было получено за 24 мин, а в плавке 4 970 кг за 28 мин. Небольшие колебания выхода клинкера связаны с различным пылевыносом мелкодисперсного известняка с отходящими из печи газами. From the data for 4 heats it is seen that almost the same amount of clinker was obtained at different times. So on the prototype (heat 1) - 960 kg was obtained in 60 minutes In the heat, 2,990 kg was obtained in 20 minutes. In smelting, 3,985 kg was obtained in 24 minutes, and in smelting, 4,970 kg in 28 minutes. Small fluctuations in the clinker yield are associated with various dust removal of finely dispersed limestone with exhaust gases from the furnace.

Расчет промышленной печи производительностью 400000 т клинкера в год или 50 т/ч показал, что для получения такого количества клинкера в печи по прототипу объем ее плавильной камеры должен составлять 120 м3, а по предлагаемому способу 48 м3, т.е. съем клинкера с единицы объема в предлагаемом способе будет в 2,5 раза выше, чем в прототипе.The calculation of an industrial kiln with a capacity of 400,000 tons of clinker per year or 50 t / h showed that in order to obtain such an amount of clinker in a furnace according to the prototype, the volume of its melting chamber should be 120 m 3 , and according to the proposed method, 48 m 3 the removal of clinker per unit volume in the proposed method will be 2.5 times higher than in the prototype.

В то же время удельный расход топлива и кислорода в нм3/тонну клинкера составит соответственно 244 нм3 и 496 нм3 (прототип) и 68 нм3 и 140 нм3 по предлагаемому способу.At the same time, the specific fuel and oxygen consumption in nm 3 / ton of clinker will be 244 nm 3 and 496 nm 3 (prototype) and 68 nm 3 and 140 nm 3, respectively, by the proposed method.

Расчетные потери тепла с охлаждением печи по предлагаемому способу практически в два раза ниже, чем потери в печи по способу-прототипу, а это очень существенно, так как для охлаждения стен плавильных камер используется вода. The calculated heat loss with furnace cooling by the proposed method is almost two times lower than the loss in the furnace by the prototype method, and this is very significant, since water is used to cool the walls of the melting chambers.

Более высокие затраты на изготовление и эксплуатацию устройства для осуществления предлагаемого способа окупаются при получении большой экономии. Higher costs for the manufacture and operation of the device for the implementation of the proposed method pays off when receiving large savings.

Таким образом, предлагаемый способ позволяет значительно интенсифицировать и стабилизировать процесс клинкерообразования, повысить выход плавленого клинкера одновременно со снижением удельного расхода топлива и технического кислорода, а также повысить качество клинкера. Thus, the proposed method can significantly intensify and stabilize the process of clinker formation, increase the yield of fused clinker simultaneously with a decrease in specific fuel consumption and technical oxygen, as well as improve the quality of clinker.

Claims (3)

1. Способ получения плавленого цементного клинкера с использованием огненно-жидкого металлургического шлака, включающий подачу расплава шлака в плавильную камеру, введение в расплав добавки, перегрев его сжиганием в расплаве смеси топлива и воздуха, доведение температуры расплава клинкера до жидкотекучего состояния на завершающем этапе, отличающийся тем, что в качестве добавки используют известь, получаемую при подогреве мелкокускового известняка отходящими газами, образующимися при сжигании в расплаве смеси топлива и кислорода, которую вводят в перегретый расплав шлака, последовательно увеличивая размер зерен извести от начала до завершения процесса плавки, причем процесс плавки ведут непрерывно. 1. A method of producing a fused cement clinker using fire-liquid metallurgical slag, comprising feeding the slag melt into the melting chamber, introducing additives into the melt, overheating it by burning a mixture of fuel and air, bringing the clinker melt temperature to a liquid state at the final stage, different the fact that lime is used as an additive, obtained by heating small-sized limestone with exhaust gases generated during the combustion of a mixture of fuel and oxygen in a melt, Rui introduced into the superheated slag melt, sequentially increasing the grain size of the lime from the beginning to the completion of the smelting process, the melting process is carried out continuously. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что расплав шлака перед вводом извести перегревают от 1350÷1500oС до 1600÷1700oС в течение 2÷3 мин, а затем расплав последовательно перегревают при постоянно увеличивающемся насыщении известью до полного завершения процесса насыщения в течение 6÷8 мин до температуры 1800÷1900oС и на завершающем этапе плавки в течение 5÷7 мин до температуры 1900÷2100oС.2. The method according to p. 1, characterized in that the slag melt before entering lime is overheated from 1350 ÷ 1500 o C to 1600 ÷ 1700 o C for 2 ÷ 3 minutes, and then the melt is subsequently overheated with a constantly increasing lime saturation until complete saturation process for 6 ÷ 8 min to a temperature of 1800 ÷ 1900 o С and at the final stage of melting for 5 ÷ 7 min to a temperature of 1900 ÷ 2100 o С. 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что известняк подогревают до температуры 900÷1100oС, а размер подаваемых в расплав зерен извести увеличивают по мере прохождения процесса плавки от 0 до 7 мм.3. The method according to p. 1, characterized in that the limestone is heated to a temperature of 900 ÷ 1100 o C, and the size of the lime grains supplied to the melt is increased as the melting process goes from 0 to 7 mm.
RU2000118106/03A 2000-07-11 2000-07-11 Molten cement clinker manufacture process RU2196116C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2000118106/03A RU2196116C2 (en) 2000-07-11 2000-07-11 Molten cement clinker manufacture process

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2000118106/03A RU2196116C2 (en) 2000-07-11 2000-07-11 Molten cement clinker manufacture process

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2000118106A RU2000118106A (en) 2002-06-10
RU2196116C2 true RU2196116C2 (en) 2003-01-10

Family

ID=20237561

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2000118106/03A RU2196116C2 (en) 2000-07-11 2000-07-11 Molten cement clinker manufacture process

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2196116C2 (en)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2008097123A1 (en) * 2007-02-08 2008-08-14 Sergey Viktorovich Lasankin Method for producing molten cement clinker using flaming slag
RU2347764C2 (en) * 2007-03-12 2009-02-27 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" Method of producing portland cement clinker from industrial wastes
RU2492151C1 (en) * 2012-03-26 2013-09-10 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" Method of processing steel-smelting slags with production of cement clinker and iron

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1206314A (en) * 1968-02-27 1970-09-23 Smidth & Co As F L Manufacture of cement
US4174974A (en) * 1978-04-14 1979-11-20 Standard Oil Company (Indiana) Process for converting coal ash slag into portland cement
US4213791A (en) * 1978-10-02 1980-07-22 Wilson Eddie K Process for producing portland and other hydraulic cements
US5374309A (en) * 1993-02-26 1994-12-20 Blue Circle America, Inc. Process and system for producing cementitious materials from ferrous blast furnace slags
RU2074842C1 (en) * 1993-07-05 1997-03-10 Воробьев Харлампий Сергеевич Method and plant for manufacturing building materials utilizing fuel-containing wastes
RU2111183C1 (en) * 1993-01-26 1998-05-20 Хольдербанк Финансьер Гларус АГ Method for producing cement from metallurgical slags

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1206314A (en) * 1968-02-27 1970-09-23 Smidth & Co As F L Manufacture of cement
US4174974A (en) * 1978-04-14 1979-11-20 Standard Oil Company (Indiana) Process for converting coal ash slag into portland cement
US4213791A (en) * 1978-10-02 1980-07-22 Wilson Eddie K Process for producing portland and other hydraulic cements
RU2111183C1 (en) * 1993-01-26 1998-05-20 Хольдербанк Финансьер Гларус АГ Method for producing cement from metallurgical slags
US5374309A (en) * 1993-02-26 1994-12-20 Blue Circle America, Inc. Process and system for producing cementitious materials from ferrous blast furnace slags
RU2074842C1 (en) * 1993-07-05 1997-03-10 Воробьев Харлампий Сергеевич Method and plant for manufacturing building materials utilizing fuel-containing wastes

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2008097123A1 (en) * 2007-02-08 2008-08-14 Sergey Viktorovich Lasankin Method for producing molten cement clinker using flaming slag
RU2347764C2 (en) * 2007-03-12 2009-02-27 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" Method of producing portland cement clinker from industrial wastes
RU2492151C1 (en) * 2012-03-26 2013-09-10 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" Method of processing steel-smelting slags with production of cement clinker and iron

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JPH0297434A (en) Glass manufacturing method in which batch materials are reacted in advance
CZ281875B6 (en) Process for producing cement from metallurgical slags
RU2238331C2 (en) Method for processing of slag or slag mixture
US5946340A (en) Process for melting of metal materials in a shaft furnace
RU2196116C2 (en) Molten cement clinker manufacture process
CN219653092U (en) Device for producing steelmaking iron-containing auxiliary materials from high-proportion red mud
US4213791A (en) Process for producing portland and other hydraulic cements
JPS62290841A (en) Production method of chromium-containing pig iron
CN106987677B (en) A kind of method that dephosphorization clinker foamed reduces smelting iron loss
US1352580A (en) Manufacture of steel
JP2019151535A (en) Method of producing phosphate slag fertilizer
CA2397539C (en) Method for the treatment of slag from electric steel plants
US3689251A (en) Reduction of solid iron ore to hot metallic iron in a rotary kiln-flash heater-rotary reactor complex
GB2092016A (en) Process for producing granulated catalyst for the synthesis of ammonia
US4379078A (en) Process for producing granulated catalyst for the synthesis of ammonia
SU1257089A1 (en) Method of blast furnacing
RU2111934C1 (en) Method of production of oxide highly refractory materials
SU1043125A1 (en) Method for producing cement clinker
RU2022224C1 (en) Method of setting furnace for burning solid fuel into working regime
JPS6327406B2 (en)
RU2186118C1 (en) Blast smelting method
SU779393A1 (en) Method of complex flux production
US1906748A (en) Method of producing aggregates from earth substances
RU2037526C1 (en) Method to produce steel in converter
RU2178002C1 (en) Converter steelmaking method

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20030712

NF4A Reinstatement of patent
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20090712