RU2196116C2 - Molten cement clinker manufacture process - Google Patents
Molten cement clinker manufacture process Download PDFInfo
- 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
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 35
- 239000004568 cement Substances 0.000 title claims abstract description 8
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title abstract description 7
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 35
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 29
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 29
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 25
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 24
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 24
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 24
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims abstract description 22
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000000446 fuel Substances 0.000 claims abstract description 15
- 238000010309 melting process Methods 0.000 claims abstract description 12
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 10
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims abstract 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 38
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 9
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 7
- 238000013021 overheating Methods 0.000 claims description 5
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 4
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000004566 building material Substances 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 7
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 6
- 238000005262 decarbonization Methods 0.000 description 4
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 4
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 3
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 2
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 2
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011398 Portland cement Substances 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 1
- 230000000007 visual effect Effects 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C04—CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
- C04B—LIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
- C04B7/00—Hydraulic cements
- C04B7/36—Manufacture of hydraulic cements in general
- C04B7/43—Heat treatment, e.g. precalcining, burning, melting; Cooling
- C04B7/44—Burning; Melting
- C04B7/4484—Non-electric melting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C04—CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
- C04B—LIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
- C04B2/00—Lime, magnesia or dolomite
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C04—CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
- C04B—LIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
- C04B2/00—Lime, magnesia or dolomite
- C04B2/10—Preheating, burning calcining or cooling
- C04B2/108—Treatment or selection of the fuel therefor
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C04—CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
- C04B—LIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
- C04B7/00—Hydraulic cements
- C04B7/14—Cements containing slag
- C04B7/147—Metallurgical slag
- C04B7/153—Mixtures thereof with other inorganic cementitious materials or other activators
- C04B7/17—Mixtures thereof with other inorganic cementitious materials or other activators with calcium oxide containing activators
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C04—CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
- C04B—LIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
- C04B7/00—Hydraulic cements
- C04B7/36—Manufacture of hydraulic cements in general
- C04B7/38—Preparing or treating the raw materials individually or as batches, e.g. mixing with fuel
- C04B7/42—Active ingredients added before, or during, the burning process
- C04B7/421—Inorganic materials
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C04—CEMENTS; CONCRETE; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES
- C04B—LIME, MAGNESIA; SLAG; CEMENTS; COMPOSITIONS THEREOF, e.g. MORTARS, CONCRETE OR LIKE BUILDING MATERIALS; ARTIFICIAL STONE; CERAMICS; REFRACTORIES; TREATMENT OF NATURAL STONE
- C04B7/00—Hydraulic cements
- C04B7/36—Manufacture of hydraulic cements in general
- C04B7/43—Heat treatment, e.g. precalcining, burning, melting; Cooling
- C04B7/44—Burning; Melting
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P40/00—Technologies relating to the processing of minerals
- Y02P40/10—Production 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
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
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
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
Шихту 4 с коэффициентом насыщения 0,98 плавили аналогично шихте 2 и 3. Но режим набора температуры несколько изменили. The
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
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)
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)
| 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)
| 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 |
-
2000
- 2000-07-11 RU RU2000118106/03A patent/RU2196116C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| 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)
| 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 |