RU2534682C1 - Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions) - Google Patents
Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions) Download PDFInfo
- Publication number
- RU2534682C1 RU2534682C1 RU2013132123/03A RU2013132123A RU2534682C1 RU 2534682 C1 RU2534682 C1 RU 2534682C1 RU 2013132123/03 A RU2013132123/03 A RU 2013132123/03A RU 2013132123 A RU2013132123 A RU 2013132123A RU 2534682 C1 RU2534682 C1 RU 2534682C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- melt
- melting
- metal
- slag
- stage
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 136
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 109
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 59
- 239000011707 mineral Substances 0.000 title claims abstract description 59
- 239000004568 cement Substances 0.000 title abstract description 8
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims abstract description 155
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 110
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 106
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 106
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 99
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 99
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 79
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 79
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 79
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims abstract description 63
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 59
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 52
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 38
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 33
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 28
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 23
- 239000011398 Portland cement Substances 0.000 claims abstract description 14
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims abstract description 14
- BCAARMUWIRURQS-UHFFFAOYSA-N dicalcium;oxocalcium;silicate Chemical compound [Ca+2].[Ca+2].[Ca]=O.[O-][Si]([O-])([O-])[O-] BCAARMUWIRURQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 229910021534 tricalcium silicate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 235000019976 tricalcium silicate Nutrition 0.000 claims abstract description 10
- 230000008719 thickening Effects 0.000 claims abstract description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 80
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 69
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 52
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 37
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 30
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 29
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 25
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 23
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 22
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 20
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 20
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 17
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 claims description 16
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 14
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 14
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 claims description 9
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 7
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 6
- 239000004927 clay Substances 0.000 claims description 6
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 2
- 229910052755 nonmetal Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 2
- 239000000289 melt material Substances 0.000 claims 1
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract description 35
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 abstract description 27
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 34
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 25
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 24
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 21
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 20
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 17
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 15
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 15
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 15
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 14
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 13
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 12
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 11
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 10
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 9
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 9
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 8
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Substances [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 8
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 7
- 239000003077 lignite Substances 0.000 description 7
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 6
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 6
- 210000003739 neck Anatomy 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 5
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 5
- 239000002923 metal particle Substances 0.000 description 5
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 4
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 4
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 3
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 3
- 230000006698 induction Effects 0.000 description 3
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000009471 action Effects 0.000 description 2
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 2
- 238000005262 decarbonization Methods 0.000 description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 2
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 2
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- -1 mill scale Substances 0.000 description 2
- JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N phencyclidine Chemical class C1CCCCN1C1(C=2C=CC=CC=2)CCCCC1 JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 2
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 2
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000004484 Briquette Substances 0.000 description 1
- 229910001111 Fine metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910010413 TiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004887 air purification Methods 0.000 description 1
- AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N alumane Chemical group [AlH3] AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 239000011230 binding agent Substances 0.000 description 1
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 1
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 1
- 239000011538 cleaning material Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000002817 coal dust Substances 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005202 decontamination Methods 0.000 description 1
- 230000003588 decontaminative effect Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000004880 explosion Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000005243 fluidization Methods 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000670 limiting effect Effects 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 229940029985 mineral supplement Drugs 0.000 description 1
- 235000020786 mineral supplement Nutrition 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 1
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 description 1
- 230000000452 restraining effect Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 238000009423 ventilation Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Curing Cements, Concrete, And Artificial Stone (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Description
Настоящее изобретение относится к получению плавленых минеральных компонентов, в частности клинкера и активной минеральной добавки, для производства шлакопортландцемента из огненно-жидкого металлургического шлака. Способ может быть использован в металлургическом производстве для получения металла посредством восстановления соответствующих оксидов, содержащихся в шлаке и рудном концентрате. Кроме этого, способ может быть использован для переработки отходов металлургического производства, таких как: отвальные шлаки, прокатная окалина, пыли системы воздухоочистки, старая футеровка, отсев извести, отсев известняка и т.д.The present invention relates to the production of fused mineral components, in particular clinker and active mineral additives, for the production of slag Portland cement from fire-liquid metallurgical slag. The method can be used in metallurgical production to produce metal by reducing the corresponding oxides contained in slag and ore concentrate. In addition, the method can be used for the processing of metallurgical waste, such as: waste slag, mill scale, dust from the air cleaning system, old lining, screening of lime, screening of limestone, etc.
Известен способ получения активной минеральной добавки для шлакопортландцемента, включающий получение в результате восстановительного доменного процесса огненно-жидкого шлака и его ускоренное охлаждение (грануляцию) [1]. Данный способ имеет следующие недостатки. Во-первых, в способе используются только шлаки доменного производства. Во-вторых, в процессе доменного производства очень сложно получить оптимальный химический состав активной минеральной добавки, так как химия материалов, поступающих в доменную печь, регулируется в рамках других производств (кокс, агломерат и т.д.).A known method of producing an active mineral additive for slag Portland cement, including obtaining as a result of the recovery blast furnace process of fire-liquid slag and its accelerated cooling (granulation) [1]. This method has the following disadvantages. Firstly, the method uses only blast furnace slags. Secondly, in the process of blast furnace production it is very difficult to obtain the optimal chemical composition of the active mineral additive, since the chemistry of the materials entering the blast furnace is regulated in other industries (coke, sinter, etc.).
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту к заявляемому способу в обоих вариантах является способ получения плавленого цементного клинкера из огненно-жидкого доменного шлака [2], включающий восстановительный этап плавки огненно-жидкого шлака (в результате доменного производства), окислительный этап плавки (плавка ведется на воздухе), где в расплав вводят материалы, формирующие заданный химический состав клинкера и ускоренное охлаждение продукта на заключительном этапе.The closest in technical essence and the achieved effect to the claimed method in both cases is a method for producing a fused cement clinker from a fire-liquid blast furnace slag [2], which includes the recovery step of melting the fire-liquid slag (as a result of blast furnace production), the oxidative stage of melting (melting is conducted in air), where materials are formed into the melt that form the specified chemical composition of clinker and accelerated cooling of the product at the final stage.
Данный способ имеет недостатки. Во-первых, чтобы обеспечить выпуск клинкера (СаО (61-64)%) из конвертера, необходимо расплав нагревать до температур (1900-2000)°С. Это обстоятельство значительно усложняет реализацию способа, так как требует использования кислорода при сжигании топлива, снижает стойкость футеровки плавильной камеры и усложняет задачу ускоренного охлаждения расплава. Во-вторых, в прототипе используются только металлургические шлаки, полученные в результате восстановительного (доменного) процесса. Это вызвано тем, что шлаки, полученные в результате окислительных металлургических процессов, содержат в своем составе значительное количество металла. Так, например, сталеплавильные шлаки могут содержать в своем составе до 40% FеОсум, при том что содержание оксида железа в клинкере должно быть не больше 4%. Очевидно, что с таким содержанием железа в сырьевую смесь можно внести не более (9-10)% шлака. Между тем металлургические шлаки могут содержать оксиды Mn, Ni, Co и т.д. Возвращение этих металлов в металлургическое производство позволит значительно повысить не только экономическую эффективность способа, но и эффективность металлургических процессов. В связи с этим, к недостаткам прототипа следует отнести отсутствие мероприятий, направленных на восстановление оксидов металла, находящихся в металлургических шлаках. В-третьих, в способе не предусмотрены операции, направленные на извлечение металлической составляющей из клинкера. Как известно, основным фактором, сдерживающим использование металлургических шлаков в производстве строительных материалов, является наличие в них металла. В процессе плавки и разливки частицы металла (корольки) оседают в шлаке и выносятся вместе с ним из плавильного агрегата. Объем этих потерь зависит от вязкости шлака, технологии ведения плавки и т.д. Например, при производстве чугуна содержание металлических включений в шлаке составляет (1-4)%, а при производстве стали может достигать 20% по массе. Таким образом, при производстве строительных материалов из металлургических шлаков необходимо производить чистку продукта от металлических включений.This method has disadvantages. First, in order to ensure the release of clinker (CaO (61-64)%) from the converter, it is necessary to heat the melt to temperatures (1900-2000) ° С. This circumstance greatly complicates the implementation of the method, since it requires the use of oxygen when burning fuel, reduces the durability of the lining of the melting chamber and complicates the task of accelerated cooling of the melt. Secondly, the prototype uses only metallurgical slags obtained as a result of the recovery (blast furnace) process. This is due to the fact that slags obtained as a result of oxidative metallurgical processes contain a significant amount of metal. For example, steelmaking slags can contain up to 40% FeO sum , while the content of iron oxide in the clinker should be no more than 4%. Obviously, with such an iron content, no more than (9-10)% of slag can be added to the raw material mixture. Meanwhile, metallurgical slag may contain oxides of Mn, Ni, Co, etc. The return of these metals to metallurgical production will significantly increase not only the economic efficiency of the method, but also the efficiency of metallurgical processes. In this regard, the disadvantages of the prototype include the lack of measures aimed at the restoration of metal oxides in metallurgical slag. Thirdly, the method does not provide for operations aimed at removing the metal component from the clinker. As you know, the main factor restraining the use of metallurgical slag in the production of building materials is the presence of metal in them. In the process of melting and casting, metal particles (kings) settle in the slag and are carried out together with it from the melting unit. The volume of these losses depends on slag viscosity, smelting technology, etc. For example, in the production of pig iron, the content of metal inclusions in the slag is (1-4)%, and in the production of steel it can reach 20% by weight. Thus, in the production of building materials from metallurgical slag, it is necessary to clean the product from metal inclusions.
Задачей изобретения является разработка способа получения из огненно-жидкого металлургического шлака плавленых минеральных компонентов для производства шлакопортландцемента, который обеспечивал бы устранение недостатков, присущих известным способам, а именно: обеспечивал бы снижение затрат на реализацию способа; расширение сырьевой базы способа за счет вовлечения в производство шлаков, полученных в процессе окислительных металлургических процессов, а также других продуктов металлургического производства; повышение качества минеральных компонентов для производства шлакопортландцемента, в частности клинкера и активной минеральной добавки, в связи с их очисткой от металлических включений; повышение экономической эффективности способа за счет возвращения в металлургическое производство восстановленного металла, а также за счет получения из отходов производства нового товарного продукта - шлакопортландцемента, включающего в себя минеральные компоненты - клинкер и активную минеральную добавку, получаемые данным способом.The objective of the invention is to develop a method for producing from fired liquid metallurgical slag fused mineral components for the production of slag Portland cement, which would eliminate the disadvantages inherent in known methods, namely: would reduce the cost of implementing the method; the expansion of the raw material base of the method due to the involvement in the production of slags obtained in the process of oxidative metallurgical processes, as well as other products of metallurgical production; improving the quality of mineral components for the production of slag Portland cement, in particular clinker and active mineral additives, in connection with their cleaning from metal inclusions; increasing the economic efficiency of the method by returning the reduced metal to metallurgical production, as well as by obtaining from the production waste a new marketable product - slag Portland cement, which includes mineral components - clinker and an active mineral additive obtained by this method.
Поставленная задача решается заявляемым способом получения из огненно-жидкого металлургического шлака плавленых минеральных компонентов для шлакопортландцемента, включающим восстановительный этап плавки, окислительный этап плавки и ускоренное охлаждение продукта с получением целевого минерального компонента. В первом варианте исполнения поставленная задача решается тем, что дополнительно проводят этап насыщения расплава известью. На каждом этапе плавки нагрев расплава совмещают с его перемешиванием. При проведении восстановительного и окислительного этапов плавки температуру расплава и состав вводимых материалов регулируют таким образом, чтобы вязкость расплава находилась в диапазоне (0,1-0,9) Па·с, а насыщение расплава известью проводят при густеющем расплаве в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката. Кроме этого, продукт плавки очищают от металлических включений путем избирательного измельчения неметаллической составляющей и извлечения ее из смеси воздушным потоком с получением клинкера в качестве целевого минерального компонента.The problem is solved by the claimed method of producing fused mineral components for slag Portland cement from a fire-liquid metallurgical slag, including a reduction melting step, an oxidative melting step and accelerated product cooling to obtain the target mineral component. In the first embodiment, the task is solved in that they additionally carry out the stage of saturation of the melt with lime. At each stage of melting, the heating of the melt is combined with its mixing. During the reduction and oxidation stages of the smelting, the melt temperature and the composition of the input materials are controlled so that the melt viscosity is in the range (0.1-0.9) Pa · s, and the melt is saturated with lime during the thickening melt in the temperature range of the formation of tricalcium silicate . In addition, the melting product is cleaned of metal inclusions by selective grinding of the non-metallic component and extracting it from the mixture by air flow to obtain clinker as the target mineral component.
Во втором варианте исполнения поставленная задача решается тем, что на каждом этапе плавки нагрев расплава совмещают с его перемешиванием, а температуру расплава и состав вводимых материалов регулируют таким образом, чтобы вязкость расплава находилась в диапазоне (0,1-0,9) Па·с. Кроме этого, продукт плавки очищают от металлических включений путем избирательного измельчения неметаллической составляющей и извлечения ее из смеси воздушным потоком с получением активной минеральной добавки в качестве целевого минерального компонента.In the second embodiment, the task is solved by the fact that at each stage of melting, the heating of the melt is combined with its mixing, and the melt temperature and the composition of the introduced materials are controlled so that the melt viscosity is in the range (0.1-0.9) Pa · s . In addition, the melting product is cleaned of metal inclusions by selective grinding of the non-metallic component and extracting it from the mixture by air flow to obtain an active mineral additive as the target mineral component.
В частных формах реализации способа восстановительный этап плавки проводят в процессе металлургического производства.In private forms of implementing the method, the recovery phase of the smelting is carried out in the process of metallurgical production.
В частных формах реализации способа восстановительный и окислительный этапы плавки повторяют, по меньшей мере, два раза, вводя на восстановительном этапе в расплав материалы, содержащие металл в виде оксидов и металлических включений, причем после восстановительного этапа восстановленный металл частично или полностью выпускают (сливают), а после окислительного этапа частично или полностью выпускают расплав шлака.In particular forms of the process, the reduction and oxidation stages of melting are repeated at least two times, introducing materials containing metal in the form of oxides and metal inclusions into the melt at the recovery stage, and after the recovery stage, the reduced metal is partially or completely released (drained), and after the oxidation step, the slag melt is partially or completely released.
В частных формах реализации способа восстановительный этап плавки последовательно повторяют, по меньшей мере, два раза, причем после каждого восстановительного этапа восстановленный металл частично или полностью выпускают, а расплав шлака частично или полностью оставляют на следующий восстановительный этап.In particular forms of the process, the reduction recovery step is sequentially repeated at least two times, moreover, after each recovery step, the reduced metal is partially or completely released, and the slag melt is partially or completely left to the next recovery step.
В частных формах реализации способа, в первом варианте исполнения (при производстве клинкера), окислительный этап плавки проводят одновременно с этапом насыщения расплава известью.In private forms of implementing the method, in the first embodiment (in the production of clinker), the oxidative stage of smelting is carried out simultaneously with the stage of saturation of the melt with lime.
В частных формах реализации способа перед заливкой шлака проводят подготовительный этап плавки, в процессе которого в плавильной камере производят предварительную обработку (обжиг, сушку, прокаливание и т.д.) сырьевых материалов.In private forms of implementing the method, a preparatory melting stage is carried out before pouring slag, during which preliminary processing (firing, drying, calcining, etc.) of raw materials is carried out in the melting chamber.
В частных формах реализации способа в одной плавке используют огненно-жидкие шлаки разных металлургических процессов, которые вводят в расплав на определенных этапах плавки в зависимости от их химического состава.In particular forms of implementing the method, fire-liquid slags of various metallurgical processes are used in one smelting, which are introduced into the melt at certain stages of the smelting, depending on their chemical composition.
В частных формах реализации способа, в первом варианте исполнения (при производстве клинкера), обжиг извести для насыщения расплава проводят непосредственно в камере насыщения за счет теплосодержания камеры после выпуска продукта с предыдущего технологического цикла.In private forms of implementing the method, in the first embodiment (during the production of clinker), lime is fired to saturate the melt directly in the saturation chamber due to the heat content of the chamber after the product is released from the previous process cycle.
В частных формах реализации способа ускоренное охлаждение и очистку продукта от металлических включений проводят одновременно.In private forms of implementing the method, accelerated cooling and purification of the product from metal inclusions is carried out simultaneously.
В частных формах реализации способа материалы, содержащие металл в виде оксидов и металлических включений перед введением в расплав обогащают путем избирательного измельчения и удаления из материала неметаллической составляющей, которую дополнительно подвергают сепарации с выделением из нее металлосодержащих компонентов.In particular forms of implementing the method, materials containing metal in the form of oxides and metal inclusions are enriched before being introduced into the melt by selective grinding and removal of a non-metallic component from the material, which is further subjected to separation with the release of metal-containing components from it.
Сущность изобретения заключается в следующем. Огненно-жидкий шлак, полученный в результате различных металлургических производств, приводят к заданному составу портландцементного клинкера или активной минеральной добавки посредством восстановления содержащихся в нем оксидов металла и введения в него недостающих компонентов. Чтобы обеспечить температурный режим проходящих в расплаве процессов, производят его разогрев, который совмещают с перемешиванием. Перемешивание является важным условием плавки шлака. Разогрев без перемешивания из-за низкой теплопроводности шлака приводит лишь к локальному перегреву областей, непосредственно примыкающих к источнику тепла. Затраты энергии на перемешивание определяются вязкостью расплава. Вязкость (свойство, обратное текучести) - способность расплава сопротивляться сдвигу. Вязкость расплава зависит от его химического состава и температуры. При проведении восстановительного и окислительного этапов плавки вязкость удерживают в диапазоне (0,1-0,9) Па·с. При вязкости расплава более 0,9 (Па·с) расплав недостаточно подвижен для нормального перемешивания. При вязкости ниже 0,1 (Па·с) расплав обладает хорошей текучестью, но поддержание такой вязкости требует неоправданно больших затрат энергии на разогрев расплава. В известных способах производства клинкера с использованием огненно-жидких шлаков для достижения приемлемой вязкости насыщенный известью расплав приходится нагревать до температуры (1900-2000)°С. Между тем известно, что ненасыщенные известью расплавы имеют хорошую жидкотекучесть при температурах (1500-1600)°С, например, доменные или сталеплавильные шлаки. Очевидно, что вязкость расплава при заданной температуре зависит от содержания СаО. В связи с этим, в предлагаемом способе, при производстве клинкера, основной объем извести (более 50% расчетного количества) вводят на заключительном этапе плавки (на этапе насыщения расплава известью). Такой подход позволяет снизить максимальную температуру плавки клинкера с 2000°С до 1600°С.The invention consists in the following. Flame-liquid slag, obtained as a result of various metallurgical industries, leads to a given composition of Portland cement clinker or an active mineral additive by reducing the metal oxides contained in it and introducing the missing components into it. To ensure the temperature regime of the processes taking place in the melt, it is heated, which is combined with mixing. Mixing is an important condition for the melting of slag. Heating without stirring due to the low thermal conductivity of the slag leads only to local overheating of the areas directly adjacent to the heat source. The energy consumption for mixing is determined by the viscosity of the melt. Viscosity (a property opposite to fluidity) is the ability of a melt to resist shear. The viscosity of the melt depends on its chemical composition and temperature. When carrying out the reduction and oxidative stages of melting, the viscosity is kept in the range (0.1-0.9) Pa · s. When the melt viscosity is more than 0.9 (Pa · s), the melt is not sufficiently mobile for normal mixing. At a viscosity below 0.1 (Pa · s), the melt has good fluidity, but maintaining such a viscosity requires unreasonably high energy costs for heating the melt. In known methods for the production of clinker using fire-liquid slag to achieve an acceptable viscosity, lime-saturated melt must be heated to a temperature of (1900-2000) ° C. Meanwhile, it is known that unsaturated lime melts have good fluidity at temperatures (1500-1600) ° C, for example, blast furnace or steelmaking slag. It is obvious that the viscosity of the melt at a given temperature depends on the CaO content. In this regard, in the proposed method, in the production of clinker, the main volume of lime (more than 50% of the calculated amount) is introduced at the final stage of smelting (at the stage of saturation of the melt with lime). This approach allows to reduce the maximum clinker melting temperature from 2000 ° C to 1600 ° C.
Основным сырьевым компонентом способа является огненно-жидкий шлак. Шлак - важный вспомогательный продукт металлургического производства. Изменяя химический состав шлака, металлурги влияют на ход технологических процессов в плавильном агрегате. Химия шлака зависит от состава шихты и изменяется от плавки к плавке. В связи с этим, основная задача восстановительного и окислительного этапов плавки в предлагаемом способе - приведение огненно-жидких металлургических шлаков, поступающих на переработку, к заданному химическому составу.The main raw material component of the method is fire-liquid slag. Slag is an important auxiliary product of metallurgical production. Changing the chemical composition of the slag, metallurgists affect the course of technological processes in the smelter. The chemistry of slag depends on the composition of the charge and varies from smelting to smelting. In this regard, the main task of the reduction and oxidation stages of smelting in the proposed method is to bring the fiery-liquid metallurgical slag coming to the processing to a predetermined chemical composition.
На восстановительном этапе плавки в металлическую фазу переводят оксиды металла, находящиеся в шлаке. Для этого в разогретый и перемешиваемый расплав вводят восстановители и корректирующие добавки, позволяющие сохранить его жидкотекучесть на приемлемом уровне. При этом стараются в качестве восстановителей использовать материалы, зола которых может выступать в роли корректирующей добавки. Формируя состав вводимых добавок, учитывают, что неметаллическая составляющая расплава выступает не только в роли продукта, химический состав которого формируют, но и по своему прежнему назначению, в качестве металлургического шлака, который связывает поступающую в расплав серу и другие вредные для восстанавливаемого металла компоненты. Химический состав неметаллической фазы расплава изменяется из-за перехода части элементов в металл и газовую фазу. Таким образом, в результате восстановительного этапа плавки получают металл заданного химического состава и шлак, химический состав которого обеспечил заданную химию металла. Если после восстановления металл в расплаве занимает значительный объем, и его присутствие оказывает негативное влияние на дальнейшее проведение плавки, то его частично или полностью выпускают из плавильного агрегата. Перед выпуском перемешивание расплава прекращают, чтобы произошло разделение фаз. Более плотный металл опускается вниз, а шлак остается сверху. Если объем восстановленного металла незначителен или присутствие жидкой металлической фазы оказывает положительное влияние на ход проведения плавки, улучшает перемешивание или разогрев (например, при индукционном нагреве), то его оставляют в расплаве, а выпуск производят на последующих этапах производства.At the recovery stage of smelting, metal oxides in the slag are transferred to the metal phase. To do this, reducing agents and corrective additives are introduced into the heated and stirred melt, which allows maintaining its fluidity at an acceptable level. At the same time, they try to use materials, the ash of which can act as a corrective additive, as reducing agents. Forming the composition of the introduced additives, it is taken into account that the nonmetallic component of the melt acts not only as a product whose chemical composition is formed, but also in its previous purpose, as metallurgical slag that binds sulfur and other components harmful to the metal being recovered. The chemical composition of the non-metallic phase of the melt changes due to the transition of some elements to the metal and gas phase. Thus, as a result of the recovery phase of smelting, a metal of a given chemical composition and slag are obtained, the chemical composition of which ensured a given metal chemistry. If, after reduction, the metal in the melt occupies a significant volume, and its presence has a negative effect on the further conduct of melting, then it is partially or completely released from the melting unit. Before release, melt mixing is stopped so that phase separation occurs. More dense metal falls down, and the slag remains on top. If the volume of the reduced metal is insignificant or the presence of a liquid metal phase has a positive effect on the course of the smelting, improves mixing or heating (for example, by induction heating), then it is left in the melt, and the release is carried out at subsequent stages of production.
На окислительном этапе плавки в расплав вводят материалы, формирующие заданный химический состав клинкера или активной минеральной добавки. При этом окислительная атмосфера этапа позволяет перевести образовавшийся в процессе восстановительного этапа двухвалентный оксид железа FeO, в трехвалентное состояние Fе2O3.At the oxidative stage of smelting, materials are introduced into the melt that form the specified chemical composition of clinker or active mineral additive. Moreover, the oxidizing atmosphere of the stage allows the ferrous oxide FeO formed during the reduction phase to be transferred to the trivalent state of Fe 2 O 3 .
При производстве клинкера с заданными показателями KH, n, р, на окислительном этапе в расплав вносят весь недостающий состав SiO2, Аl2О3, Fе2О3, рассчитанный традиционным способом, и часть расчетного состава СаО. Объем вносимой извести не должен увеличить вязкость расплава на столько, чтобы она явилась препятствием для его перемешивания и выпуска. Предельное содержание извести в расплаве после окислительного этапа плавки определяют, исходя из условий проведения плавки и состава материалов, в которых она содержится.In the production of clinker with the specified parameters KH, n, p, at the oxidation stage, the entire missing composition of SiO 2 , Al 2 O 3 , Fe 2 O 3 calculated in the traditional way, and part of the calculated composition of CaO are introduced into the melt. The amount of lime added should not increase the viscosity of the melt by so much that it is an obstacle to its mixing and release. The limiting content of lime in the melt after the oxidative stage of smelting is determined based on the conditions of the smelting and the composition of the materials in which it is contained.
При производстве активной минеральной добавки на окислительном этапе плавки в расплав вводят материалы, содержащие оксиды, количественный состав которых определяют, исходя из известного коэффициента качества [3]. Для расчета состава активной минеральной добавки с содержанием Mg0<10% коэффициент качества находят по формуле K=(%CaO+%Al2O3+%MgO)/(%SiO2+%TiO2). В соответствии с действующими требованиями для активной минеральной добавки первого сорта K≥1,65, содержание Аl2O3≥8%, а содержание MgO<15%. В связи с этим, преимущество предлагаемого способа производства активной минеральной добавки заключается в том, что он позволяет более точно корректировать химический состав расплава, получая оптимальные параметры продукта.In the production of an active mineral additive at the oxidative stage of smelting, materials containing oxides are introduced into the melt, the quantitative composition of which is determined based on the known quality factor [3]. For calculation of the composition of active mineral additives with a content of Mg0 <10% quality factor is given by K = (% CaO +% Al 2 O 3 +% MgO) / (% SiO 2 +% TiO 2). In accordance with the current requirements for an active mineral additive of the first grade, K≥1.65, Al 2 O 3 content ≥8%, and MgO content <15%. In this regard, the advantage of the proposed method for the production of active mineral additives is that it allows you to more accurately adjust the chemical composition of the melt, obtaining the optimal parameters of the product.
Насыщение расплава известью является заключительным этапом плавки при получении клинкера, на котором в расплав вводят недостающий объем СаО, чтобы обеспечить заданный коэффициент насыщения KH. Как известно, процесс образования клинкерных минералов сопровождается выделением тепла, что приводит к дополнительному разогреву клинкерной смеси. В связи с этим, удержание расплава в заданном диапазоне температур происходит, главным образом, за счет сохранения уже имеющегося тепла футеровкой камеры насыщения. Важным технологическим параметром этапа насыщения является начальная температура смеси - Тcм. Данная температура зависит от теплосодержания компонентов и теплотехнических характеристик камеры насыщения. Если после смешивания расплава с известью начальная температура смеси ниже определенного опытным путем значения, то смесь разогревают, чтобы начался процесс образования трехкальциевого силиката. Если начальная температура смеси значительно выше заданного значения, то принимают меры, чтобы ее снизить. В этом случае в смесь вводят гранулы металла, которые позднее удаляют в процессе очистки клинкера. Таким образом, увеличивая или уменьшая начальную температуру смеси, регулируют температуру на этапе насыщения. Для насыщения расплава известью температуру в камере насыщения удерживают в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката (1250-1600)°С. Разогрев смеси выше 1600°С нецелесообразен, поскольку усложняет процесс ускоренного охлаждения клинкера, а снижение температуры ниже 1250°С приводит к распаду трехкальциевого силиката.Saturation of the melt with lime is the final stage of smelting upon receipt of clinker, in which the missing volume of CaO is introduced into the melt in order to provide a given saturation coefficient KH. As is known, the formation of clinker minerals is accompanied by heat, which leads to additional heating of the clinker mixture. In this regard, the retention of the melt in a given temperature range occurs mainly due to the conservation of existing heat by lining the saturation chamber. An important technological parameter of the saturation stage is the initial temperature of the mixture - T cm . This temperature depends on the heat content of the components and the thermal characteristics of the saturation chamber. If, after mixing the melt with lime, the initial temperature of the mixture is lower than the value determined experimentally, then the mixture is heated to begin the formation of tricalcium silicate. If the initial temperature of the mixture is significantly higher than the set value, then measures are taken to reduce it. In this case, metal granules are introduced into the mixture, which are later removed during the clinker cleaning process. Thus, increasing or decreasing the initial temperature of the mixture, regulate the temperature at the saturation stage. To saturate the melt with lime, the temperature in the saturation chamber is kept in the temperature range of the formation of tricalcium silicate (1250-1600) ° С. Heating the mixture above 1600 ° C is impractical because it complicates the process of accelerated cooling of the clinker, and lowering the temperature below 1250 ° C leads to the decomposition of tricalcium silicate.
Насыщение расплава известью проводят в агрегатах, которые позволяют организовать перемешивание густеющего расплава с известью и удержать температуру в диапазоне указанных значений. Такой агрегат может быть выполнен в виде термоса, корпус которого имеет форму полого цилиндра с торцевыми крышками. Внутренняя поверхность термоса имеет теплоизоляционное покрытие. В термос загружают рассчитанный объем извести и заливают определенный объем расплава после окислительного этапа плавки. Пред тем как закрыть термос, регулируют начальную температуру смеси. Для этого, в случае необходимости, в него вводят фурму и в течение нескольких минут разогревают содержимое, поднимая начальную температуру смеси до заданного значения. После закрытия торцевой крышки термос перекатывают по направляющим от места разливки к месту выгрузки. При этом материал в термосе интенсивно перемешивается, находясь в диапазоне температур, при которых образуется трехкальциевый силикат. В результате, в термосе происходят экзотермические реакции образования клинкерных минералов, при этом футеровка термоса сохраняет тепло, не позволяя температуре смеси опуститься ниже 1250°С. Время, в течение которого происходит насыщение клинкеpa известью, определяют опытным путем, исходя из объема заполнения термоса и его теплотехнических характеристик. Выгрузку клинкера из термоса производят толкателем, предварительно сняв торцевые крышки.Saturation of the melt with lime is carried out in units that allow you to organize the mixing of the thickening melt with lime and keep the temperature in the range of these values. Such an assembly can be made in the form of a thermos, the body of which has the form of a hollow cylinder with end caps. The inner surface of the thermos has a heat-insulating coating. The calculated volume of lime is loaded into a thermos and a certain volume of the melt is poured after the oxidative stage of melting. Before closing the thermos, adjust the initial temperature of the mixture. To do this, if necessary, a lance is introduced into it and the contents are heated for several minutes, raising the initial temperature of the mixture to a predetermined value. After closing the end cap, the thermos is rolled along the guides from the place of casting to the place of unloading. In this case, the material in the thermos is intensively mixed, being in the temperature range at which tricalcium silicate is formed. As a result, exothermic reactions of the formation of clinker minerals occur in the thermos, while the lining of the thermos retains heat, not allowing the temperature of the mixture to drop below 1250 ° C. The time during which the clinker is saturated with lime is determined empirically, based on the volume of filling of the thermos and its thermotechnical characteristics. Clinker is unloaded from a thermos using a pusher, having previously removed the end caps.
Процесс охлаждения продукта является важной технологической операцией, как при производстве клинкера, так и при производстве активной минеральной добавки. В зависимости от того, с какой скоростью мы производим охлаждение материала, формируется тот или иной минералогический и кристаллический состав продукта. В связи с этим, оптимальную скорость охлаждения клинкера и активной минеральной добавки определяют опытным путем. При выборе способа охлаждения предпочтение отдают тому способу, который позволяет использовать отводимое тепло для сушки и обжига сырьевых компонентов.The product cooling process is an important technological operation, both in the production of clinker and in the production of active mineral additives. Depending on how fast we are cooling the material, this or that mineralogical and crystalline composition of the product is formed. In this regard, the optimal cooling rate of clinker and active mineral additives is determined empirically. When choosing a cooling method, preference is given to the method that allows the use of the heat removed for drying and firing the raw materials.
На заключительной стадии способа полученный продукт очищают от металлических включений, которые появляются в нем как в процессе металлургического производства, так и в процессе плавки. Для очистки и клинкер, и активную минеральную добавку подвергают избирательному измельчению, в процессе которого неметаллическая составляющая смеси измельчается, в то время как металлические включения способствуют размолу, выступая в роли концентраторов напряжений. Измельченный до заданного дисперсного состояния продукт извлекают из смеси воздушным потоком в систему аспирации, где происходит его накопление. Избирательное измельчение и воздушную сепарацию проводят как последовательно, так и одновременно. Кроме этого, в зависимости от состава используемого оборудования, процесс очистки могут разбивать на стадии, каждая из которых включает в себя избирательное измельчение и воздушную сепарацию. Цель очистки - перевод всей неметаллической составляющей в пылевидную фракцию и извлечение ее из смеси воздушным потоком. В предлагаемом способе чистку клинкера и активной минеральной добавки проводят как по отдельности, так и совместно в составе шлакопортландцементной смеси.At the final stage of the method, the resulting product is purified from metal inclusions that appear in it both in the process of metallurgical production and in the smelting process. For cleaning, both the clinker and the active mineral additive are subjected to selective grinding, during which the non-metallic component of the mixture is crushed, while metal inclusions contribute to grinding, acting as stress concentrators. The product ground to a predetermined dispersed state is extracted from the mixture by air flow into the aspiration system, where it accumulates. Selective grinding and air separation are carried out both sequentially and simultaneously. In addition, depending on the composition of the equipment used, the cleaning process can be divided into stages, each of which includes selective grinding and air separation. The purpose of the cleaning is to transfer the entire non-metallic component to the dust fraction and extract it from the mixture by air flow. In the proposed method, the clinker and the active mineral additive are cleaned both individually and together as part of a slag Portland cement mixture.
В частных формах реализации способа восстановительный этап плавки проводят в процессе металлургического производства. Если огненно-жидкий шлак, используемый в способе, образуется в результате восстановительного металлургического процесса, то нет необходимости еще раз проводить восстановительный этап плавки. В связи с этим, при переработке доменного шлака восстановительный этап не проводят, так как весь металл, содержащийся в шлаке, уже восстановлен - переведен в металл (чугун), и в шлаке FеОсум обычно содержится всего (0,2-1)%. В этом случае, на окислительном этапе плавки в расплав дополнительно вводят Fе2О3, так как его содержание в клинкере должно находиться в диапазоне (2-4)%.In private forms of implementing the method, the recovery phase of the smelting is carried out in the process of metallurgical production. If the fiery liquid slag used in the method is formed as a result of the reduction metallurgical process, then there is no need to once again carry out the recovery melting step. In this regard, during the processing of blast furnace slag, the recovery step is not carried out, since all the metal contained in the slag has already been reduced - converted to metal (cast iron), and in the FeO slag the sum usually contains only (0.2-1)%. In this case, the oxidative smelting step additionally introduced into the melt of Fe 2 O 3 as its content in the clinker should be in the range (2-4)%.
В частных формах реализации способа восстановительный и окислительный этапы плавки повторяют. После проведения первого восстановительного этапа плавки образовавшийся металл частично или полностью сливают. Проводят первый окислительный этап плавки, после чего подготовленный для дальнейшей переработки шлак частично или полностью сливают, освобождая место в плавильной камере для нового продукта. На втором восстановительном этапе в оставшийся расплав (расплав металла или расплав шлака) вводят металлосодержащие материалы, восстановитель и корректирующие добавки, обеспечивающие приемлемую вязкость расплава и заданную химию восстанавливаемого металла. По окончании этапа восстановленный металл полностью или частично сливают. Оставшийся в плавильной камере расплав в процессе второго окислительного этапа приводят к заданному химическому составу. Восстановительный и окислительный этапы повторяют несколько раз, в зависимости от производственной необходимости. В процессе проведения плавки регулируют температуру и вязкость расплава. При этом для нагрева расходуют определенное количество энергии, а для охлаждения в плавильную камеру вводят новые компоненты или гранулы металла. Данный способ позволяет вернуть в металлургическое производство металл, содержащийся в таких побочных продуктах металлургического производства, как пыль воздухоочистки, прокатная окалина, продукты переработки отвалов и т.д.In particular forms of the method, the reduction and oxidation stages of the smelting are repeated. After the first reduction stage of the smelting, the formed metal is partially or completely drained. The first oxidative melting stage is carried out, after which the slag prepared for further processing is partially or completely drained, freeing up space in the melting chamber for a new product. At the second reduction stage, metal-containing materials, a reducing agent, and corrective additives are introduced into the remaining melt (metal melt or slag melt), which provide an acceptable melt viscosity and a predetermined chemistry of the reduced metal. At the end of the stage, the reduced metal is completely or partially drained. The melt remaining in the melting chamber during the second oxidation step leads to a predetermined chemical composition. The reduction and oxidation steps are repeated several times, depending on the production need. During the smelting process, the temperature and viscosity of the melt are controlled. In this case, a certain amount of energy is consumed for heating, and new components or granules of metal are introduced into the melting chamber for cooling. This method allows you to return to metallurgical production the metal contained in such by-products of metallurgical production, such as air cleaning dust, mill scale, waste products, etc.
В частных случаях реализации способа в расплав для восстановления вводят не побочные продукты металлургического производства с относительно небольшим содержанием металла, а обогащенную металлосодержащую руду (концентрат). В этом случае проводят затяжной восстановительный этап плавки, который включает в себя один или несколько последовательных повторов восстановительного этапа. В процессе каждого повтора в расплав, кроме концентрата, вводят восстановитель и корректирующие добавки, обеспечивающие приемлемый диапазон вязкости расплава и заданную химию восстанавливаемого металла. После каждого повтора восстановленный металл (частично или полностью) сливают, освобождая место для нового материала, а расплав шлака (частично или полностью) оставляют в плавильной камере. В этом случае окислительный этап плавки (приведение расплава к заданному составу) проводят после заключительного повтора, а в случае выпуска расплава окислительный этап проводят в другом агрегате или при разливке.In special cases of the method implementation, not by-products of metallurgical production with a relatively low metal content are introduced into the melt for recovery, but enriched metal-containing ore (concentrate). In this case, a protracted recovery melting step is carried out, which includes one or more successive repetitions of the recovery step. In the process of each repetition, in addition to the concentrate, a reducing agent and corrective additives are introduced into the melt, which provide an acceptable range of melt viscosity and a given chemistry of the reduced metal. After each repetition, the reduced metal (partially or completely) is drained, making room for new material, and the slag melt (partially or completely) is left in the melting chamber. In this case, the oxidative stage of melting (bringing the melt to a predetermined composition) is carried out after the final repeat, and in the case of the release of the melt, the oxidative stage is carried out in another unit or during casting.
В частных случаях реализации способа для повышения его производительности восстановительный этап плавки проводят в отдельном плавильном агрегате, в который непрерывно или периодически вводят металлосодержащие материалы (шлак, рудный концентрат и т.д.), восстановитель и корректирующие добавки. В процессе восстановительной плавки непрерывно или периодически производят выпуск металлической (чугун) и неметаллической (восстановленный шлак) фазы расплава. При этом металл возвращают в металлургическое производство, а восстановленный шлак направляют на окислительный этап плавки. Данную форму реализации способа используют, в частности, для целенаправленного восстановления металла из железорудного концентрата.In particular cases of implementing the method to increase its productivity, the recovery stage of the smelting is carried out in a separate melting unit, into which metal-containing materials (slag, ore concentrate, etc.), a reducing agent, and corrective additives are continuously or periodically introduced. During the reduction smelting process, the metal (cast iron) and non-metal (reduced slag) phases of the melt are continuously or periodically produced. In this case, the metal is returned to metallurgical production, and the recovered slag is sent to the oxidative stage of smelting. This form of implementation of the method is used, in particular, for targeted recovery of metal from iron ore concentrate.
В частных случаях реализации способа, материалы, содержащие металл в виде оксидов и металлических включений, перед введением в расплав обогащают. В процессе их обогащения производят перевод всей неметаллической составляющей материала в пылевидную фракцию с последующим извлечением ее из смеси воздушным потоком. Полученный таким образом металлический концентрат вводят в расплав на восстановительном этапе плавки. Образующаяся в процессе обогащения металла пылевоздушная смесь также содержит в своем составе мелкие частицы металла и оксиды. Для их выделения проводят дополнительную сепарацию материала. Сепарацию проводят в одном или нескольких последовательно расположенных сепараторах, причем, в зависимости от свойств извлекаемых материалов используют воздушные, магнитные или иные сепараторы. Полученные в процессе обогащения материалы вводят в плавильную камеру таким образом, чтобы минимизировать их унос в систему воздухоочистки.In special cases of the method, materials containing metal in the form of oxides and metal inclusions are enriched before being introduced into the melt. In the process of their enrichment, the entire non-metallic component of the material is transferred to the pulverulent fraction, followed by its extraction from the mixture by air flow. Thus obtained metal concentrate is introduced into the melt at the recovery stage of smelting. The dusty air mixture formed during metal enrichment also contains fine metal particles and oxides. To isolate them, additional material is separated. The separation is carried out in one or more sequentially located separators, and, depending on the properties of the extracted materials, air, magnetic or other separators are used. The materials obtained during the enrichment process are introduced into the melting chamber in such a way as to minimize their entrainment into the air purification system.
В частных формах реализации способа при производстве клинкера окислительный этап плавки проводят одновременно с насыщением расплава известью. Совмещение этапов плавки проводят как в термосах, так и в печи насыщения. В отличие от термоса печь насыщения позволяет в процессе плавки корректировать как состав смеси, так и температурный режим насыщения. Печь насыщения включает в себя вращающуюся вокруг горизонтальной оси плавильную камеру и две одинаковые системы отопления с воздухонагревателем регенеративного типа, которые нагревают плавильную камеру через правую и левую горловину. Корпус плавильной камеры состоит из нескольких симметрично расположенных участков. Центральный цилиндрический участок имеет наибольший диаметр. На нем расположен загрузочный люк с механизмом его фиксации. С обеих сторон от центрального участка расположены конические участки камеры, которые переходят в цилиндрические участки меньшего диаметра. На цилиндрических участках расположены бандажи опор качения и приводные венцы зубчатых передач. Внутренняя поверхность плавильной камеры имеет футеровку, позволяющую минимизировать потери тепла через корпус печи. Система отопления печи реверсивного действия, в которой направление движения газов периодически меняют, чтобы использовать тепло отходящих газов для подогрева воздуха топлива. Плавку в печи насыщения производят следующим образом: предварительно разогретую плавильную камеру устанавливают загрузочным люком вверх и через него загружают твердые и жидкие компоненты плавки. Люк закрывают и надежно фиксируют. Оператор печи, поочередно включая правое и левое вращение, раскачивает печь, не опуская загрузочный люк ниже уровня горизонта. Удержание жидкотекучего расплава на противоположной от загрузочного люка стороне камеры позволяет исключить затекания еще жидкого расплава в возможные щели люка. В процессе качания камеры происходит перемешивание твердых компонентов плавки с расплавом. Смесь густеет и становится однородной, что позволяет снизить унос материала в процессе возможного разогрева печи. После определения начальной температуры смеси принимают решение на ее разогрев или охлаждение. Если начальная температура смеси соответствует заданной, то разогрев печи не производят, так как тепла клинкерообразования будет достаточно, чтобы удержать сырьевую смесь в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката (см. выше). Время проведения плавки определяют опытным путем в соответствии с составом компонентов и теплотехническими характеристиками печи. Для выгрузки клинкера плавильную камеру устанавливают загрузочным люком вверх и снимают крышку люка. После этого оператор поворачивает плавильную камеру люком вниз и посредством раскачивания камеры выгружает ее содержимое в приемник.In private forms of implementing the method in the production of clinker, the oxidative stage of smelting is carried out simultaneously with the saturation of the melt with lime. The combination of the melting stages is carried out both in thermoses and in a saturation furnace. Unlike a thermos, the saturation furnace allows you to adjust both the composition of the mixture and the temperature mode of saturation during the melting process. The saturation furnace includes a melting chamber rotating around a horizontal axis and two identical heating systems with a regenerative type air heater that heat the melting chamber through the right and left necks. The body of the melting chamber consists of several symmetrically located sections. The central cylindrical section has the largest diameter. It has a loading hatch with a mechanism for fixing it. Conical sections of the chamber are located on both sides of the central section, which pass into cylindrical sections of smaller diameter. On the cylindrical sections are located the bandages of the rolling bearings and the drive crowns of the gears. The inner surface of the melting chamber is lined to minimize heat loss through the furnace body. The heating system is a reversible furnace, in which the direction of gas movement is periodically changed in order to use the heat of the exhaust gases to heat the fuel air. Melting in a saturation furnace is carried out as follows: a preheated melting chamber is installed upward with the loading hatch and solid and liquid melting components are loaded through it. The hatch is closed and securely fixed. The furnace operator, alternating between the right and left rotation, swings the furnace, not lowering the loading hatch below the horizon. The retention of fluid melt on the side of the chamber opposite to the loading hatch makes it possible to prevent leakage of still liquid melt into possible slots of the hatch. In the process of rocking the chamber, the solid components of the melt are mixed with the melt. The mixture thickens and becomes homogeneous, which allows to reduce the entrainment of the material during the possible heating of the furnace. After determining the initial temperature of the mixture, a decision is made on its heating or cooling. If the initial temperature of the mixture corresponds to the set, then the furnace is not heated, since the heat of clinker formation will be sufficient to keep the raw material mixture in the temperature range of the formation of tricalcium silicate (see above). The melting time is determined empirically in accordance with the composition of the components and the thermal characteristics of the furnace. To unload the clinker, the melting chamber is installed with the loading hatch up and the hatch cover is removed. After that, the operator turns the melting chamber with the hatch down and by swinging the chamber unloads its contents into the receiver.
В частных формах реализации способа, перед восстановительным этапом проводят подготовительный этап. На подготовительном этапе плавки в плавильную камеру вводят сырьевые материалы, которые до взаимодействия с огненно-жидким шлаком должны пройти предварительную подготовку. Это может быть нагрев, сушка, обжиг и так далее. Как правило, на этом этапе вводят материалы, которые по экономическим или технологическим причинам целесообразно вводить раньше расплава. Так, например, экономически нецелесообразно сушить в отдельном агрегате крупные куски глины, отвального шлака, содержащего известняк и скрап. В то же время введение этих материалов в расплав может привести к взрыву из-за активного выделения газа (пара).In private forms of implementing the method, the preparatory phase is carried out before the recovery phase. At the preparatory stage of melting, raw materials are introduced into the melting chamber, which must undergo preliminary preparation before interacting with the fire-liquid slag. This can be heating, drying, firing, and so on. As a rule, at this stage materials are introduced that, for economic or technological reasons, it is advisable to introduce before the melt. So, for example, it is not economically feasible to dry large pieces of clay, dump slag containing limestone and scrap in a separate unit. At the same time, the introduction of these materials into the melt can lead to an explosion due to the active evolution of gas (vapor).
В частных формах реализации способа используют огненно-жидкие шлаки различных металлургических процессов, которые вводят в расплав на определенных этапах плавки в зависимости от их химического состава. Введение в расплав горячих и огненно-жидких шлаков значительно снижает энергозатраты на реализацию способа. При этом химический состав того или иного шлака определяет этап, на котором он может вводиться в расплав. Так, например, сталеплавильный шлак, содержащий 40% Fe2O3, вводят на восстановительном этапе, а шлак, образующийся в процессе внепечной обработки стали, содержащий 58% CaO, 32% SiO2, 2,8% Аl2O3 и 0,8% FeO, вводят на окислительном этапе плавки, а если вязкость расплава не позволяет, то на этапе насыщения известью.In particular forms of implementing the method, fire-liquid slags of various metallurgical processes are used, which are introduced into the melt at certain stages of melting, depending on their chemical composition. The introduction of hot and fire-liquid slag into the melt significantly reduces the energy consumption for the implementation of the method. In this case, the chemical composition of a slag determines the stage at which it can be introduced into the melt. So, for example, steelmaking slag containing 40% Fe 2 O 3 is introduced at the reduction stage, and slag formed during out-of-furnace steel processing containing 58% CaO, 32% SiO 2 , 2.8% Al 2 O 3 and 0 , 8% FeO, is introduced at the oxidative stage of melting, and if the melt viscosity does not allow it, then at the stage of saturation with lime.
В частных формах реализации способа обжиг извести для этапа насыщения (при получении клинкера) проводят непосредственно в камере насыщения, используя для этого теплосодержание камеры после выпуска предыдущей партии клинкера. Как известно, декарбонизация известняка проходит при температуре (600-1000)°С, в то время как температура футеровки термоса или печи насыщения после выгрузки клинкера находится в диапазоне (1200-1400)°С. В связи с этим, при проектировании камеры насыщения материал футеровки выбирают таким образом, чтобы теплоемкость теплоизоляционного слоя позволяла аккумулировать достаточное количество тепла для обжига заданного объема извести. При обжиге СаСО3 в термосах на торцевой крышке предусматривают канал для выхода СО2, а по всему маршруту движения термоса устанавливают вытяжную вентиляцию.In private forms of implementing the method of calcining lime for the saturation stage (upon receipt of clinker) is carried out directly in the saturation chamber, using the heat content of the chamber after the release of the previous batch of clinker. As you know, decarbonization of limestone takes place at a temperature of (600-1000) ° C, while the temperature of the lining of a thermos or saturation furnace after unloading the clinker is in the range (1200-1400) ° C. In this regard, when designing the saturation chamber, the lining material is selected so that the heat capacity of the heat-insulating layer allows accumulating a sufficient amount of heat for burning a given volume of lime. When firing CaCO 3 in thermoses on the end cover, a channel is provided for the release of CO 2 , and exhaust ventilation is installed along the entire route of the thermos movement.
Металлургические предприятия являются крупнейшими потребителями и производителями извести. В их составе действуют цеха по ее обжигу. Но в рамках металлургического производства используется не вся известь, а только фракция +20 мм. При этом так называемый отсев извести и известняка считают побочным продуктом. В предлагаемом способе стараются использовать побочные продукты металлургического производства, причем отсев извести уже готов к использованию, а отсев известняка обжигают, используя отходящие печные газы, образующиеся на этапах плавки, или воздух, нагретый в процессе ускоренного охлаждения клинкера. В связи с этим, при реализации способа, возможны случаи, когда декарбонизация известняка еще не произведена полностью, а поступление тепла прекратилось, в силу завершения соответствующей технологической операции (плавки клинкера, подогрева смеси для насыщения, ускоренного охлаждения клинкера и т.д.). В этом случае неполностью обожженную известь окончательно обжигают в камере насыщения, используя тепло, накопленное футеровкой.Metallurgical enterprises are the largest consumers and producers of lime. They include workshops for its roasting. But in the framework of metallurgical production, not all lime is used, but only a fraction of +20 mm. At the same time, the so-called screening of lime and limestone is considered a by-product. In the proposed method, they try to use by-products of metallurgical production, and the sifting out of lime is already ready for use, and the sifting out of limestone is fired using the exhaust furnace gases generated at the smelting stages, or air heated in the process of accelerated cooling of the clinker. In this regard, when implementing the method, there may be cases when the decarbonization of limestone has not yet been completely completed, and the heat supply has ceased due to the completion of the corresponding technological operation (smelting clinker, heating the mixture to saturate, accelerated cooling of the clinker, etc.). In this case, incompletely calcined lime is finally calcined in the saturation chamber using the heat accumulated by the lining.
В частных формах реализации способа ускоренное охлаждение материала проводят одновременно с его чисткой от металлических включений. Данные операции проводят в технологическом комплексе, который включает в себя барабан-охладитель и систему аспирации. Вращающийся вокруг горизонтальной оси пустотелый барабан-охладитель состоит из рабочей части, а также загрузочной и вытяжной цапфы, на которых размещены подшипниковые опоры. Нижняя часть наружной поверхности барабана погружена в резервуар с водой. В барабан загружают охлаждающе-измельчающие (рабочие) тела. Это могут быть стальные шары, стержни и т.д. Расплав охлаждаемого материала заливают по желобу в барабан со стороны загрузочной цапфы, где он попадает на перемещающуюся массу рабочих тел. Имея большую удельную поверхность и высокую теплопроводность, рабочие тела интенсивно отводят тепло от расплава, при этом они охлаждаются, соприкасаясь между собой и охлаждаемым водой корпусом барабана. Кроме этого, в результате движения рабочей среды происходит избирательное измельчение неметаллической составляющей расплава и воздушная сепарация измельченного продукта. Воздух для воздушной сепарации захватывается из цеха через загрузочную цапфу, проходит через рабочую часть барабана и выходит в систему аспирации через вытяжную цапфу. В процессе вращения барабана измельченный материал поднимается гребнем стальной футеровки барабана и перемешивается с воздушным потоком, проходящим через рабочую часть барабана. Воздушный поток регулируют таким образом, чтобы в систему аспирации отводилась неметаллическая составляющая расплава заданной фракции. Таким образом, охлажденный и очищенный от металлических включений продукт извлекается из воздушного потока и накапливается в системе аспирации.In private forms of implementing the method, accelerated cooling of the material is carried out simultaneously with its cleaning from metal inclusions. These operations are carried out in a technological complex, which includes a drum cooler and an aspiration system. A hollow drum cooler rotating around a horizontal axis consists of a working part, as well as a loading and exhaust pin, on which bearing bearings are placed. The lower part of the outer surface of the drum is immersed in a tank of water. Cooling and grinding (working) bodies are loaded into the drum. It can be steel balls, rods, etc. The melt of the cooled material is poured through the chute into the drum from the side of the loading pin, where it enters the moving mass of the working fluid. Having a large specific surface and high thermal conductivity, the working fluid intensively removes heat from the melt, while they are cooled, touching each other and the drum body being cooled by water. In addition, as a result of the movement of the working medium, selective grinding of the nonmetallic component of the melt and air separation of the crushed product occur. Air for air separation is taken from the workshop through the loading pin, passes through the working part of the drum and enters the aspiration system through the exhaust pin. During the rotation of the drum, the crushed material is lifted by the crest of the steel lining of the drum and is mixed with the air flow passing through the working part of the drum. The air flow is regulated so that the non-metallic component of the melt of the specified fraction is discharged into the aspiration system. Thus, the product cooled and purified from metal inclusions is extracted from the air stream and accumulates in the aspiration system.
По мере извлечения из барабана неметаллической составляющей в корпусе охладителя накапливается металлический скрап, включающий изношенные шары и металлические включения, содержащиеся в расплаве. Присутствие дополнительного металла в барабане не ухудшает его работы, однако, периодически (в зависимости от режима эксплуатации), производят извлечение металлического скрапа из барабана. Для облегчения этой операции барабан футеруется стальной броней, выполненной в виде пластин с косым гребнем. Футеровка укладывается таким образом, чтобы при вращении барабана по часовой стрелке рабочие тела отгребались от загрузочной цапфы и закрепленного на ней шароподъемника, а при вращении против часовой стрелки наоборот, все содержимое перемещалось к шароподъемнику и выгружалось им из барабана. Таким образом, для чистки барабана оператор задает вращение «на выгрузку рабочих тел», при этом все содержимое барабана посредством шароподъемника выгружается на решетку. Те шары, которые имеют допустимый диаметр, скатываются по решетке в бункер, а весь извлеченный из расплава металл и изношенные шары проходят через решетку и попадают в скрап. Загрузку пополненного комплекта рабочих тел производят посредством желоба через загрузочную цапфу.As the non-metallic component is removed from the drum, metal scrap accumulates in the cooler body, including worn balls and metallic inclusions contained in the melt. The presence of additional metal in the drum does not impair its operation, however, periodically (depending on the operating mode), metal scrap is removed from the drum. To facilitate this operation, the drum is lined with steel armor made in the form of plates with an oblique crest. The lining is laid in such a way that when the drum rotates clockwise, the working bodies are cut off from the loading pin and the ball hoop fixed to it, and when counterclockwise rotated, on the contrary, all contents moved to the ball hoist and unloaded from the drum. Thus, to clean the drum, the operator sets the rotation "to unload the working fluid", while the entire contents of the drum by means of a ball lifter are unloaded onto the grill. Those balls that have an allowable diameter roll down the grate into the hopper, and all the metal extracted from the melt and worn balls go through the grate and fall into the scrap. The loading of the replenished set of working fluids is carried out by means of a trough through the loading pin.
В качестве рабочих тел могут быть использованы стальные шары, изготавливаемые на шаропрокатных станах. При этом отдают предпочтение мелким шарам (10-40) мм, так как мелкие шары имеют более высокую удельную поверхность, чем крупные, при одинаковой массе. Кроме того, крупные шары заметно увеличивают износ брони и усложняют эксплуатацию комплекса.As working bodies, steel balls made on ball rolling mills can be used. In this case, preference is given to small balls (10-40) mm, since small balls have a higher specific surface area than large ones with the same mass. In addition, large balls significantly increase the wear of the armor and complicate the operation of the complex.
Количество загружаемых в барабан тел определяют относительным показателем φ=Vp/V, где φ - относительное заполнение охладителя рабочими телами в долях единицы, Vp - объем рабочих тел в м3, V - объем рабочей части барабана охладителя в м3. Относительное заполнение барабана рабочими телами находится в диапазоне φ=(0,1-0,4). φ<0,1 не используют, так как из-за небольшого количества шаров материал начинает прилипать к футеровке барабана, образуя грильяж, который снижает эффективность работы установки. Использовать загрузку φ>0,4 не выгодно, так как это приводит к повышенному расходу энергии и оборудования.The number of bodies loaded into the drum is determined by the relative parameter φ = Vp / V, where φ is the relative filling of the cooler with working bodies in fractions of a unit, Vp is the volume of working bodies in m 3 , V is the volume of the working part of the cooler drum in m 3 . The relative filling of the drum with working bodies is in the range φ = (0.1-0.4). φ <0.1 is not used, because due to the small number of balls, the material begins to adhere to the lining of the drum, forming a grill, which reduces the efficiency of the installation. Using a load of φ> 0.4 is not profitable, as this leads to increased energy and equipment consumption.
Частоту вращения барабана определяют, исходя из относительной частоты вращения, которую находят из формулы Ψ=n/nкр, где Ψ - относительная частота вращения барабана в долях единицы, n - фактическая частота вращения барабана (об/мин), nкр - критическая частота вращения барабана, при которой центробежная сила, действующая на рабочие тела, равна его силе тяжести (об/мин). Относительную частоту вращения барабана выбирают, исходя из массы заливаемого расплава и состава рабочих тел. Обычно относительная частота вращения находится в диапазоне Ψ=(0,2…0,9)nкр. Уменьшение частоты вращения ниже указанного диапазона нецелесообразно, так как это неоправданно снижает производительность процесса, а превышение указанного диапазона приводит к прекращению измельчения в связи с действием центробежных сил на рабочие тела.The drum rotation frequency is determined based on the relative rotation frequency, which is found from the formula Ψ = n / n cr , where Ψ is the relative rotation frequency of the drum in fractions of a unit, n is the actual frequency of rotation of the drum (rpm), n cr is the critical frequency rotation of the drum, at which the centrifugal force acting on the working fluid is equal to its gravity (r / min). The relative frequency of rotation of the drum is selected based on the mass of the melt being poured and the composition of the working fluid. Typically, the relative speed is in the range Ψ = (0.2 ... 0.9) n cr . Reducing the speed below the specified range is impractical, since this unreasonably reduces the productivity of the process, and exceeding the specified range leads to the termination of grinding due to the action of centrifugal forces on the working fluid.
Расход воздуха при охлаждении и чистке материала находится в диапазоне Qв=(0,1-6,0) кубических метров на килограмм перерабатываемого материала. Уменьшение расхода воздуха ниже указанного диапазона приводит к неоправданному снижению производительности процесса. Увеличение расхода воздуха выше указанного диапазона приводит к повышенному абразивному износу оборудования системы аспирации. Скорость воздушного потока в барабане определяют, исходя из скорости витания частиц металла, попадание которых в пылевоздушный поток приведет к снижению потребительских свойств конечного продукта.Air consumption during cooling and cleaning of the material is in the range of Q in = (0.1-6.0) cubic meters per kilogram of processed material. Reducing the air flow below the specified range leads to an unjustified decrease in the productivity of the process. An increase in air flow above the specified range leads to increased abrasive wear of the equipment of the suction system. The speed of the air flow in the drum is determined based on the speed of the soaring of metal particles, the ingress of which into the dusty air stream will lead to a decrease in the consumer properties of the final product.
ПримерыExamples
Пример 1Example 1
Производство клинкераClinker production
Для проведения восстановительного и окислительного этапа плавки используют конвертер цилиндрической формы с конической горловиной, которая в процессе работы закрывается крышкой. Крышку конвертера монтируют на поворотной стойке, внутри которой имеется канал для отходящих печных газов. В нижней части корпуса конвертера расположена летка для выпуска металла и шлака. Для подачи в плавильную камеру восстановителя и корректирующих добавок используют пневмотранспорт горячего воздуха и загрузочные фурмы, расположенные выше летки. Окисление восстановителя является основным источником тепла на восстановительном этапе плавки. Дополнительный разогрев расплава на восстановительном этапе плавки и основной разогрев на окислительном этапе производят посредством сжигания топливной смеси с горячим воздухом в топливных фурмах, которые располагают на одном уровне с загрузочными. Уходящие из конвертера газы дожигают и направляют в воздухонагреватели регенеративного типа для подогрева воздуха топлива и пневмотранспорта. Излишек печных газов идет на обжиг известняка. Отходящие после воздухонагревателей продукты горения подогревают посредством сжигания природного газа и также направляют на обжиг извести и сушку сырьевых компонентов.To carry out the reduction and oxidation stages of smelting, a cylindrical converter with a conical neck is used, which is closed by a lid during operation. The converter cover is mounted on a rotary column, inside of which there is a channel for exhaust furnace gases. In the lower part of the converter housing there is a notch for the release of metal and slag. To supply a reducing agent and corrective additives to the melting chamber, hot air pneumotransport and loading lances located above the notch are used. The oxidation of the reducing agent is the main source of heat in the recovery phase of the smelting. Additional heating of the melt at the recovery stage of melting and the main heating at the oxidizing stage are carried out by burning the fuel mixture with hot air in the fuel lances, which are located on the same level as the loading ones. The gases leaving the converter are burned up and sent to regenerative-type air heaters for heating fuel air and pneumatic conveying. Excess furnace gases are used for calcining limestone. The combustion products leaving the air heaters are heated by burning natural gas and also sent to lime burning and drying of raw materials.
Восстановительный этап плавки. 28000 кг огненно-жидкого электросталеплавильного шлака снимают с печи при температуре 1600°С, ковшом доставляют на участок переработки и заливают в плавильную камеру через горловину. Конвертер закрывают крышкой. В качестве восстановителя используют измельченный до фракции (0-1) мм бурый уголь. В таблице 1 приведен химический состав золы восстановителя, а также химический состав сырьевых материалов, используемых в способе. Для создания в плавильной камере восстановительной атмосферы 2328 кг угольной пыли вдувают в расплав через загрузочные фурмы. Восстановление оксидов железа шлака идет по следующим реакциям FeO+C=Fe+CO - прямое восстановление и FеО+СО=Fе+СО2 - косвенное восстановление. Кроме этого, восстановитель науглероживает чугун, восстанавливает часть кремния и окисляется воздухом транспорта. Суммарный коэффициент расхода воздуха на восстановительном этапе плавки α=0,8. Данный коэффициент включает воздух, вдуваемый для горения восстановителя, воздух пневмотранспорта и кислород (его воздушный эквивалент), образующийся в результате восстановления Fe и Si. В результате прохождения продуктов горения через расплав происходит его перемешивание. Химический состав расплава в процессе восстановительного этапа плавки меняется в сторону увеличения содержания извести. Это приводит к увеличению вязкости расплава. Для ее удержания в диапазоне (0,1-0,9) Па·с в расплав через транспортную фурму вводят кремниевый компонент (прокаленный песок) в объеме 1624 кг.Recovery stage of melting. 28,000 kg of fire-liquid electric steel-smelting slag is removed from the furnace at a temperature of 1600 ° C, delivered to the processing site with a ladle and poured into the melting chamber through the neck. The converter is closed with a lid. As a reducing agent, brown coal, crushed to a fraction of (0-1) mm, is used. Table 1 shows the chemical composition of the reducing agent ash, as well as the chemical composition of the raw materials used in the method. To create a reducing atmosphere in the melting chamber, 2328 kg of coal dust is blown into the melt through loading tuyeres. The reduction of iron oxides of slag proceeds according to the following reactions FeO + C = Fe + CO - direct reduction and FeO + CO = Fe + CO 2 - indirect reduction. In addition, the reducing agent carburizes cast iron, restores part of silicon and is oxidized by transport air. The total coefficient of air flow at the recovery stage of melting α = 0,8. This coefficient includes air injected for the combustion of the reducing agent, pneumatic conveying air, and oxygen (its air equivalent) resulting from the reduction of Fe and Si. As a result of the passage of combustion products through the melt, it is mixed. The chemical composition of the melt during the recovery phase of the smelting changes in the direction of increasing lime content. This leads to an increase in melt viscosity. To keep it in the range (0.1-0.9) Pa · s, a silicon component (calcined sand) is introduced into the melt through a transport lance in a volume of 1624 kg.
Таким образом, в процессе восстановительного этапа плавки состав исходного шлака изменяется в результате восстановления железа, внесения в расплав золы топлива и кремниевого компонента. В таблице 2 показан химический состав расплава на основных этапах плавки клинкера и активной минеральной добавки.Thus, during the recovery phase of the smelting, the composition of the initial slag changes as a result of the reduction of iron, introduction of fuel and a silicon component into the melt of ash. Table 2 shows the chemical composition of the melt at the main stages of clinker smelting and active mineral additives.
В результате восстановительного этапа плавки получают 17860 кг восстановленного шлака и 9495 кг чугуна с содержанием углерода и кремния соответственно 3,3% и 4%. Время восстановительного этапа плавки - 30 минут. Температура расплава к концу плавки - 1600°С. Полученный чугун полностью выпускают из плавильной камеры на разливочную машину и разливают в чушку.As a result of the recovery stage of smelting, 17860 kg of reduced slag and 9495 kg of pig iron with carbon and silicon contents of 3.3% and 4%, respectively, are obtained. The recovery phase of the smelting is 30 minutes. The melt temperature at the end of the smelting is 1600 ° C. The resulting cast iron is completely discharged from the melting chamber to a filling machine and poured into ingot.
Окислительный этап плавки клинкера. На окислительном этапе плавки при производстве клинкера в расплав вводят следующие компоненты: 1092 кг - алюмотермического шлака, образующегося в процессе литейного производства деталей из алюминия, 1181 кг - огарков (содержимое воздушных фильтров сталеплавильного производства) и 138 кг - кремниевого компонента (песок). Для компенсации потерь энергии на нагрев вводимых компонентов и потерь тепла через стенки плавильной камеры сжигают 360 м3 природного газа с коэффициентом расхода воздуха α=1,2. Воздух подогревают до температуры 800°С. В результате прохождения продуктов горения через расплав происходит его перемешивание. После окислительного этапа плавки клинкера получают 20271 кг расплава, который направляют на насыщение (см. таблицу 2). Температура расплава на выходе 1600°С. Продолжительность окислительного этапа плавки - 20 минут.The oxidative stage of clinker smelting. At the oxidizing stage of smelting during the production of clinker, the following components are introduced into the melt: 1092 kg of aluminum-thermal slag formed during the foundry production of aluminum parts, 1181 kg of cinder (contents of steelmaking air filters) and 138 kg of silicon component (sand). To compensate for energy losses due to heating of the introduced components and heat losses through the walls of the melting chamber, 360 m 3 of natural gas is burned with an air flow coefficient α = 1.2. The air is heated to a temperature of 800 ° C. As a result of the passage of combustion products through the melt, it is mixed. After the oxidative stage of clinker melting, 20,271 kg of melt are obtained, which is sent for saturation (see table 2). The melt temperature at the outlet is 1600 ° C. The duration of the oxidative stage of melting is 20 minutes.
Насыщение расплава известью. Насыщение расплава известью производят в термосах. Термос представляет собой полый цилиндр с наружным диаметром 1420 мм, закрывающийся с обеих сторон торцевыми крышками. Длина термоса -12 м. Внутреннюю поверхность термоса футеруют шамотным кирпичом. Массу кладки рассчитывают таким образом, чтобы при температуре кладки 1300°С теплосодержание термоса перекрывало потери тепла на обжиг 2500 кг известняка. При этом в торцевой крышке, расположенной с загрузочной стороны термоса, предусмотрен канал для выхода СО2, образующегося в результате обжига известняка. Наружная поверхность термоса имеет опорные бандажи с профилем направляющих, по которым его перекатывают от места разливки к месту выгрузки клинкера.Saturation of the melt with lime. Saturation of the melt with lime is produced in thermoses. Thermos is a hollow cylinder with an outer diameter of 1420 mm, which is closed on both sides by end caps. The length of the thermos is 12 m. The inner surface of the thermos is lined with fireclay bricks. The mass of masonry is calculated so that at a masonry temperature of 1300 ° C the heat content of the thermos overlaps the heat loss for firing 2500 kg of limestone. At the same time, in the end cover located on the loading side of the thermos, a channel is provided for the release of CO 2 formed as a result of calcination of limestone. The outer surface of the thermos has supporting bandages with a guide profile along which it is rolled from the place of casting to the place of unloading of clinker.
Для получения клинкера с параметрами KH=0,87, n=1,9, р=1,8 в расплав после окислительного этапа плавки вносят 6620 кг извести. Для этой цели используют 5 термосов, три из которых заправляют известью по 1324 кг в каждый, а два - известняком по 2263 кг в каждый. Термос под загрузку извести (известняка) поступает после выгрузки клинкера с температурой футеровки 1300°С. Если термос используется первый раз, то его предварительно нагревают до указанной температуры. После загрузки извести и известняка в термос робот-манипулятор закрывает крышку, и термос перекатывают к месту разливки расплава. В процессе движения термоса происходит нагрев извести и декарбонизация известняка с удалением углекислого газа через канал в торцевой крышке. Для введения расплава термос устанавливают под углом 4° к горизонту и снимают одну торцевую крышку. В каждый термос заливают 4054 кг расплава. После перемешивания расплава с известью определяют начальную температуру смеси. В термосах с известью начальная температура смеси составляет 1280°С, а в термосах с известняком начальная температура смеси составляет 1190°С. Чтобы активизировать процесс клинкерообразования, в термосе производят разогрев смеси. Для этого, не закрывая крышки, термос перекатывают к фурме, которая в течение 5-10 минут разогревает содержимое термоса до 1350°С. Для разогрева термоса, заправленного известью, расходуют 82 м3 природного газа, а для термоса, заправленного известняком - 356 м3. Топливо сжигают с коэффициентом расхода воздуха α=1,2 при температуре воздуха 400°С. Разогретый термос закрывают крышкой и перекатывают по направляющим к месту его выгрузки. В течение 30 минут в термосе происходит интенсивное перемешивание густеющего расплава в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката. В результате экзотермических реакций образования клинкерных минералов смесь разогревается до температуры 1400°С. Для выгрузки клинкера робот-манипулятор снимает торцевые крышки. Толкателем выгружают содержимое в приемный бункер для отправки на ускоренное охлаждение. При обратном ходе толкателя в термос загружают очередную партию извести или известняка. Торцевые крышки закрывают и перекатывают термос к месту заправки расплавом. В результате насыщения расплава известью получают 26890 кг портландцементного клинкера с параметрами KH=0,87, n=1,9, р=1,8.To obtain clinker with parameters KH = 0.87, n = 1.9, p = 1.8, 6,620 kg of lime are added to the melt after the oxidative stage of melting. For this purpose, use 5 thermoses, three of which are seasoned with lime at 1324 kg each, and two with limestone at 2263 kg each. A thermos for loading lime (limestone) comes after the clinker is unloaded with a lining temperature of 1300 ° C. If the thermos is used for the first time, then it is preheated to the specified temperature. After loading lime and limestone into a thermos, the robotic arm closes the lid, and the thermos is rolled to the place of casting of the melt. During the movement of the thermos, lime is heated and limestone decarbonizes with the removal of carbon dioxide through the channel in the end cap. To introduce the melt, a thermos is set at an angle of 4 ° to the horizontal and one end cover is removed. 4054 kg of melt are poured into each thermos. After mixing the melt with lime, the initial temperature of the mixture is determined. In thermoses with lime, the initial temperature of the mixture is 1280 ° С, and in thermoses with limestone the initial temperature of the mixture is 1190 ° С. To activate the clinker formation process, a mixture is heated in a thermos. To do this, without closing the lid, the thermos is rolled to the tuyere, which within 5-10 minutes heats the contents of the thermos to 1350 ° C. To warm up a thermos filled with lime, 82 m 3 of natural gas is consumed, and for a thermos filled with lime, 356 m 3 . Fuel is burned with an air flow coefficient of α = 1.2 at an air temperature of 400 ° C. The heated thermos is closed with a lid and rolled along the guides to the place of its unloading. Intensive mixing of the thickening melt takes place in a thermos for 30 minutes in the temperature range of formation of tricalcium silicate. As a result of exothermic reactions of the formation of clinker minerals, the mixture is heated to a temperature of 1400 ° C. To unload the clinker, the robot arm removes the end caps. The pusher unloads the contents in the receiving hopper for shipment for accelerated cooling. During the reverse stroke of the pusher, the next batch of lime or limestone is loaded into the thermos. The end caps close and roll the thermos to the place of filling with the melt. As a result of saturation of the melt with lime, 26890 kg of Portland cement clinker with the parameters KH = 0.87, n = 1.9, p = 1.8 are obtained.
Ускоренное охлаждение клинкера производят в кипящем (псевдоожиженном) слое. Охлаждаемый материал имеет температуру (1300-1400)°С и представляет собой гранулы диаметром (3-20) мм. Клинкер бункером перевозят к месту охлаждения и выгружают на газораспределительную решетку. Решетку закрывают колпаком, который соединен с системой аспирации. Под газораспределительную решетку вентилятором подают воздух температурой (20-30)°С. Расход воздуха устанавливают такой, чтобы произошло псевдоожижение слоя материала. Продувку ведут в течение (10-20) минут, пока температура клинкера не опустится до (40-60)°С. Нагретый в результате охлаждения клинкера воздух после удаления пыли поступает подготовительный участок, где его используют для сушки измельченных сырьевых компонентов. Для выгрузки материала из холодильника газораспределительную решетку наклоняют и подают под нее воздух. Псевдоожиженный материал перетекает в приемный бункер отводящего конвейера.The accelerated cooling of the clinker is carried out in a fluidized bed. The cooled material has a temperature of (1300-1400) ° C and represents granules with a diameter of (3-20) mm. The clinker is transported by the hopper to the cooling place and unloaded onto the gas distribution grid. The grill is covered with a cap that is connected to an aspiration system. Under the gas distribution grill, the fan supplies air with a temperature of (20-30) ° С. The air flow rate is set such that fluidization of the material layer occurs. Purge is carried out for (10-20) minutes, until the clinker temperature drops to (40-60) ° C. The air heated as a result of clinker cooling after dust removal enters the preparatory section, where it is used to dry the crushed raw materials. To unload material from the refrigerator, the gas distribution grill is tilted and air is supplied under it. Fluidized material flows into the receiving hopper of the discharge conveyor.
Чистка материала от металлических включений. Чистку клинкера от металлических включений производят в несколько стадий, каждая из которых включает в себя избирательное измельчение и воздушную сепарацию.Cleaning material from metal inclusions. Clinker is cleaned of metal inclusions in several stages, each of which includes selective grinding and air separation.
Материал после охлаждения подают на первую стадию очистки. Избирательное измельчение материала фракции (3-20) мм проводят в конусной инерционной дробилке, где в очаге деформации происходит разрушение неметаллической составляющей смеси. Размольный агрегат настраивается таким образом, чтобы выход пылевидной фракции был максимальным. После измельчения материал направляют в барабанный сепаратор. В процессе вращения барабана вокруг горизонтальной оси, лопатки, размещенные на внутренней стенке сепаратора, перемешивают материал с регулируемым потоком воздуха, проходящим через сепаратор. Воздушный поток настраивают таким образом, чтобы в систему аспирации удалить очищенный от металлических включений клинкер фракции (0-0,08) мм. Оставшийся в барабане материал попадает на разделительную решетку, где происходит его сортировка по крупности. Мелкая фракция подается на следующую стадию очистки, а надрешетная фракция после магнитной сепарации и отбора металла возвращается на повторное измельчение. На следующий этап очистки поступает клинкер фракции (0-10) мм. На этом этапе избирательное измельчение проводят в валковом прессе в слое материала. На выходе из пресса получают плотный, но не прочный брикет материала, который разрушают в процессе воздушной сепарации. Расход воздуха в сепараторе регулируют таким образом, чтобы очищенный от металлических включений клинкер фракцией (0-0,08) мм уносился в систему аспирации, а металлическая составляющая задерживалась в бункере сепаратора. Очищенный от металлических включений клинкер накапливают в системе аспирации и направляют в цементное отделение для смешивания с активной минеральной добавкой.After cooling, the material is fed to the first stage of purification. Selective grinding of the material fraction (3-20) mm is carried out in an inertial cone crusher, where the non-metallic component of the mixture is destroyed in the deformation zone. The grinding unit is adjusted so that the output of the pulverulent fraction is maximum. After grinding, the material is sent to a drum separator. During the rotation of the drum around the horizontal axis, the blades placed on the inner wall of the separator mix the material with an adjustable air flow passing through the separator. The air flow is adjusted so that in the aspiration system remove the clinker fraction (0-0.08) mm, purified from metal inclusions. The material remaining in the drum enters the separation grid, where it is sorted by size. The fine fraction is fed to the next stage of purification, and the oversize fraction after magnetic separation and metal selection is returned to re-grinding. The clinker fraction (0-10) mm enters the next stage of cleaning. At this stage, selective grinding is carried out in a roller press in a layer of material. At the exit of the press get a dense, but not durable briquette of material that is destroyed in the process of air separation. The air flow in the separator is controlled so that the clinker, cleaned of metal inclusions, with a fraction of (0-0.08) mm is carried away into the aspiration system, and the metal component is retained in the separator hopper. Clinker purified from metal inclusions is accumulated in the aspiration system and sent to the cement compartment for mixing with the active mineral additive.
Производство активной минеральной добавкиProduction of active mineral supplements
Восстановительный этап плавки. Восстановительный этап плавки при производстве активной минеральной добавки такой же, как при производстве клинкера.Recovery stage of melting. The recovery phase of smelting in the production of active mineral additives is the same as in the production of clinker.
Окислительный этап плавки. Состав вводимых компонентов на окислительном этапе плавки активной минеральной добавки рассчитывают, исходя из получения коэффициента качества добавки K=1,67 и содержания Аl2О3=10%. В соответствии с расчетом, в расплав (17860 кг) вводят следующие компоненты: 2144 кг - алюмотермического шлака, 1014 кг - огарков и 3951 кг - кремниевого компонента (песок). Для компенсации потерь энергии на нагрев вводимых компонентов и потерь тепла через стенки плавильной камеры сжигают 1175 м природного газа с коэффициентом расхода воздуха α=1,2. Воздух подогревают до температуры 800°С. В результате окислительного этапа плавки получают 24969 кг расплава активной минеральной добавки (см. таблицу 2). Температура расплава на выходе 1500°С. Продолжительность окислительного этапа плавки - 20 минут.The oxidative stage of melting. The composition of the introduced components at the oxidative stage of smelting of the active mineral additive is calculated based on obtaining the quality factor of the additive K = 1.67 and the content of Al 2 O 3 = 10%. In accordance with the calculation, the following components are introduced into the melt (17860 kg): 2144 kg of aluminum-thermal slag, 1014 kg of cinder, and 3951 kg of silicon component (sand). To compensate for energy losses due to heating of the introduced components and heat losses through the walls of the melting chamber, 1175 m of natural gas is burned with an air flow coefficient α = 1.2. The air is heated to a temperature of 800 ° C. As a result of the oxidative stage of smelting, 24969 kg of melt of the active mineral additive are obtained (see table 2). The melt temperature at the outlet is 1500 ° C. The duration of the oxidative stage of melting is 20 minutes.
Ускоренное охлаждение и очистка от металлических включенийFaster cooling and metal decontamination
Ускоренное охлаждение и очистку активной минеральной добавки от металлических включений проводят одновременно в технологическом комплексе, включающем барабан-охладитель и систему аспирации. В барабан-охладитель диаметром рабочей части 3,6 м и длиной 4,65 м загружают шары диаметром 40 мм. Относительное заполнение барабана рабочими телами φ=0,24, а относительная частота вращения барабана Ψ=0,75nкр (n=18 об/мин). Расход воздуха Qв=0,8 м3/на кг расплава. Наружная поверхность рабочей части барабана погружена в воду. Уровень воды совпадает с уровнем рабочих тел внутри барабана.Accelerated cooling and purification of the active mineral additive from metal inclusions is carried out simultaneously in the technological complex, including a drum cooler and an aspiration system. Balls with a diameter of 40 mm are loaded into a cooler drum with a diameter of the working part of 3.6 m and a length of 4.65 m. The relative filling of the drum with working fluids is φ = 0.24, and the relative frequency of rotation of the drum is Ψ = 0.75n cr (n = 18 rpm). Air consumption Q in = 0.8 m 3 / kg of melt. The outer surface of the working part of the drum is immersed in water. The water level coincides with the level of the working fluid inside the drum.
Расплав активной минеральной добавки после окислительной плавки ковшом подают к месту переработки (24969 кг). По желобу 13000 кг расплава заливают во вращающийся барабан. Охлаждение и очистка порции материала от металлических включений занимает 20 минут. Оставшийся в ковше расплав заливают в барабан-охладитель после выгрузки из циклонов системы аспирации 60-70% материала первой порции. Баланс материала, составленный в процессе переработки, показывает, что в барабане после очистки всей партии продукта остается примерно 16% материала, при этом 1% - металл и 15% - неметаллическая составляющая, которая выходит из барабана при переработке следующей партии.The melt of the active mineral additive after oxidative melting by the ladle is fed to the processing site (24969 kg). 13000 kg of the melt are poured into a rotating drum through a trough. Cooling and cleaning a portion of the material from metal inclusions takes 20 minutes. The melt remaining in the bucket is poured into the cooler drum after unloading from the cyclones of the aspiration system 60-70% of the material of the first portion. The balance of the material compiled during processing shows that after cleaning the entire batch of the product, approximately 16% of the material remains in the drum, with 1% being metal and 15% being a nonmetallic component that leaves the drum during processing of the next batch.
Охлажденный и очищенный от металлических включений материал, выгружаемый из циклонов и фильтров системы аспирации, представляет собой сухой сыпучий порошок фракции (0-0,08) мм и температурой 50°С. Данный продукт накапливают в силосах и направляют в цементное отделение для смешивания с клинкером.The material cooled and purified from metal inclusions, discharged from cyclones and filters of the aspiration system, is a dry, loose powder of a fraction (0-0.08) mm and a temperature of 50 ° C. This product is accumulated in silos and sent to the cement compartment for mixing with clinker.
Пример 2Example 2
При производстве клинкера и активной минеральной добавки из доменного шлака восстановительный этап плавки не проводят, так как шлак получен в результате восстановительного металлургического процесса и содержит всего 0,2% Fе2О3. Для проведения окислительного этапа плавки при производстве кличкера используют индукционную тигельную печь. Чтобы повысить коэффициент полезного действия агрегата при работе с расплавом шлака, оптимизируют геометрические размеры тигля, в зависимости от электропроводности расплава и частоты используемого тока. При рабочей частоте тока индуктора 3000 Гц используют тигель диаметром 4 м и высотой 1 м. Рабочую емкость печи закрывают крышкой с горловиной для загрузки расплава и компонентов. Выпуск расплава производят через летку, которая расположена в нижней части тигля. Для проведения более интенсивного перемешивания расплава в печи предусмотрен второй индуктор, который используют дополнительно, в случае если энергии основного индуктора будет недостаточно для перемешивания расплава.In the production of clinker and active mineral additives from blast furnace slag, the recovery stage of the smelting is not carried out, since the slag is obtained as a result of the reduction metallurgical process and contains only 0.2% Fe 2 O 3 . To carry out the oxidative melting stage in the production of Klitschker use an induction crucible. To increase the efficiency of the unit when working with slag melt, the geometric dimensions of the crucible are optimized, depending on the conductivity of the melt and the frequency of the current used. At a working frequency of the inductor current of 3000 Hz, a crucible with a diameter of 4 m and a height of 1 m is used. The working capacity of the furnace is closed with a lid with a neck for loading the melt and components. The melt is produced through a notch, which is located in the lower part of the crucible. To carry out more intensive mixing of the melt, a second inductor is provided in the furnace, which is used additionally if the energy of the main inductor is not enough to mix the melt.
Для производства портландцементного клинкера 20430 кг огненно-жидкого доменного шлака с температурой 1500°С ковшом доставляют к месту переработки и заливают в тигель индукционной печи. В процессе проведения окислительного этапа плавки в расплав вводят следующие компоненты (см. таблицу 1): известь - 9232 кг (46% от расчетной массы извести), алюмотермический шлак - 435 кг, огарки - 1680 кг, кремниевый компонент - 223 кг. Ввод указанных компонентов сопровождается разогревом и перемешиванием расплава, который производят посредством создания в тигле переменного магнитного поля. Время окислительного этапа плавки - 15 минут. Температура расплава на выходе составляет 1600°С. Удельный расход электроэнергии - 150 кВт·ч/т. В результате окислительного этапа плавки получают 32000 кг расплава, который выпускают из тигля и направляют на участок насыщения известью.For the production of Portland cement clinker, 20,430 kg of fiery-liquid blast furnace slag with a temperature of 1500 ° C are delivered to the processing site by a ladle and poured into the crucible of an induction furnace. In the process of carrying out the oxidation phase of smelting, the following components are introduced into the melt (see table 1): lime - 9232 kg (46% of the calculated mass of lime), aluminothermic slag - 435 kg, cinder - 1680 kg, silicon component - 223 kg. The introduction of these components is accompanied by heating and mixing of the melt, which is produced by creating an alternating magnetic field in the crucible. The time of the oxidative stage of melting is 15 minutes. The temperature of the melt at the outlet is 1600 ° C. The specific energy consumption is 150 kWh / t. As a result of the oxidative stage of smelting, 32,000 kg of melt are obtained, which is released from the crucible and sent to the lime saturation section.
Насыщение расплава известью проводят в термосах (см. пример 1). В процессе насыщения в расплав вводят оставшуюся расчетную массу извести 10840 кг (54% от расчетной массы извести). Для насыщения расплава используют 10 термосов. При смешивании в каждом находится 1084 кг извести и 3200 кг расплава. Для разогрева термоса, заправленного известью, расходуют 74 м3 природного газа, а для термоса, заправленного известняком, - 300 м3. Топливо сжигают с коэффициентом расхода воздуха α=1,2, при температуре воздуха 400°С. В результате реализации способа получают 42840 кг клинкера с параметрами KH=0,87, n=1,9, р=1,8. В таблице 3 показан химический состав исходного доменного шлака, химический состав расплава после окислительного этапа плавки и химический состав клинкера после этапа насыщения известью.The saturation of the melt with lime is carried out in thermoses (see example 1). In the process of saturation, the remaining calculated lime mass of 10840 kg (54% of the calculated lime mass) is introduced into the melt. 10 thermoses are used to saturate the melt. When mixed, each contains 1084 kg of lime and 3200 kg of melt. To warm up a thermos filled with lime, 74 m 3 of natural gas is consumed, and for a thermos filled with lime, 300 m 3 . Fuel is burned with a coefficient of air flow α = 1.2, at an air temperature of 400 ° C. As a result of the implementation of the method, 42840 kg of clinker are obtained with parameters KH = 0.87, n = 1.9, p = 1.8. Table 3 shows the chemical composition of the initial blast furnace slag, the chemical composition of the melt after the oxidative smelting stage, and the chemical composition of clinker after the lime saturation stage.
Окислительный этап плавки при производстве активной минеральной добавки из доменного шлака проводят в ковше при выпуске шлака из печи. На стадии подготовки разливочного ковша, в него вводят следующие компоненты (см. таблицу 1): известь - 541 кг (или 925 кг известняка), алюмотермический шлак - 125 кг, кремниевый компонент - 50 кг. Вводимые компоненты вместе с ковшом разогревают посредством сжигания топлива до температуры 1500°С. При этом, если в качестве компонента использовали известняк, то в процессе нагрева происходит его обжиг. В подготовленный таким образов ковш из доменной печи заливают 30004 кг огненно-жидкого доменного шлака с температурой 1500°С. В процессе заполнения ковша происходит активное перемешивание расплава и вводимых компонентов. В результате проведения окислительного этапа плавки повышают качество активной минеральной добавки. Исходный доменный шлак в соответствии с действующими требованиями имел коэффициент качества K=1,61 (2 сорт), в то время как продукт, полученный в результате окислительного этапа плавки, имеет коэффициент качества K=1,65 (1 сорт). В таблице 3 показан химический состав исходного доменного шлака и основных продуктов плавки.The oxidizing step of smelting in the production of an active mineral additive from blast furnace slag is carried out in a ladle when slag is discharged from the furnace. At the stage of preparation of the casting ladle, the following components are introduced into it (see table 1): lime - 541 kg (or 925 kg of limestone), aluminothermic slag - 125 kg, silicon component - 50 kg. The introduced components together with the bucket are heated by burning fuel to a temperature of 1500 ° C. At the same time, if limestone was used as a component, then it is fired during heating. 30004 kg of fiery-liquid blast furnace slag with a temperature of 1500 ° C are poured into a ladle prepared from such a blast furnace. In the process of filling the bucket, the melt and the introduced components are actively mixed. As a result of the oxidative stage of smelting, the quality of the active mineral additive is improved. The initial blast furnace slag, in accordance with the applicable requirements, had a quality factor K = 1.61 (grade 2), while the product obtained as a result of the oxidative melting step had a quality factor of K = 1.65 (grade 1). Table 3 shows the chemical composition of the original blast furnace slag and the main smelting products.
Дальнейшую переработку продуктов плавки проводят в соответствии с примером 1.Further processing of the smelting products is carried out in accordance with example 1.
Пример 3Example 3
После проведения восстановительного и окислительного этапа плавки клинкера (см. пример 1) расплав шлака (20271 кг) частично сливают, оставляя в конвертере 7250 кг расплава. Используя пневмотранспорт и загрузочные фурмы, в конвертер под расплав подают 20000 кг измельченного конвертерного шлака с никелевого производства (см. таблицу 1). Для создания восстановительной атмосферы вместе со шлаком в расплав вдувают 2326 кг бурого угля. Чтобы обеспечить заданную вязкость расплава, дополнительно сжигают 930 м3 природного газа. Суммарный коэффициент расхода воздуха α=0,8. В результате второго восстановительного этапа плавки получают 15120 кг восстановленного расплава и 9779 кг чугуна с содержанием углерода и кремния соответственно 3,3% и 4%. Время второго восстановительного этапа плавки - 30 минут. Температура продуктов плавки 1600°С. Важно отметить, что полученный чугун содержит 3% Ni и 1,6% Со, так как в составе используемого шлака данные металлы присутствуют, как потери никелевого производства. После восстановительного этапа металл сливают полностью.After the reduction and oxidation stages of clinker melting (see Example 1), the slag melt (20271 kg) is partially drained, leaving 7250 kg of melt in the converter. Using pneumatic conveying and loading tuyeres, 20,000 kg of chopped converter slag from nickel production are fed into the melt converter (see table 1). To create a reducing atmosphere, together with slag, 2326 kg of brown coal are blown into the melt. In order to ensure a given melt viscosity, 930 m 3 of natural gas is additionally burned. The total coefficient of air flow α = 0,8. As a result of the second recovery stage of melting, 15120 kg of recovered melt and 9779 kg of cast iron with carbon and silicon contents of 3.3% and 4%, respectively, are obtained. The time of the second recovery phase of the smelting is 30 minutes. The temperature of the smelting products is 1600 ° C. It is important to note that the cast iron obtained contains 3% Ni and 1.6% Co, since these metals are present in the composition of the slag used, as is the loss of nickel production. After the recovery phase, the metal is completely drained.
На втором окислительном этапе плавки клинкера в расплав через загрузочные фурмы вводят следующие компоненты (см. таблицу 1): известь - 7095 кг (46% от расчетной массы), алюмотермический шлак - 981 кг, огарки - 1331 кг, кремниевый компонент - 171 кг. Ввод указанных добавок сопровождают разогревом расплава посредством сжигания 270 м3 природного газа с коэффициентом расхода воздуха α=1,2. Воздух топливной смеси подогревают до температуры 800°С. В результате второго окислительного этапа плавки получают 24698 кг расплава с температурой 1600°С, который выпускают из конвертера и направляют на этап насыщения известью. Время второго окислительного этапа плавки - 20 минут.At the second oxidation stage of clinker smelting, the following components are introduced into the melt through loading tuyeres (see table 1): lime - 7095 kg (46% of the calculated mass), aluminothermic slag - 981 kg, cinder - 1331 kg, silicon component - 171 kg. The introduction of these additives is accompanied by heating of the melt by burning 270 m 3 of natural gas with an air flow coefficient of α = 1.2. The air of the fuel mixture is heated to a temperature of 800 ° C. As a result of the second oxidative stage of smelting, 24698 kg of melt with a temperature of 1600 ° C are obtained, which is released from the converter and sent to the lime saturation stage. The time of the second oxidative stage of melting is 20 minutes.
Насыщение расплава известью проводят в термосах (см. пример 1). В процессе насыщения в расплав вводят оставшуюся расчетную массу извести 8328 кг (54% от расчетной массы). Для насыщения расплава используют 8 термосов, в каждом из которых на момент смешивания находится 1041 кг извести и 3088 кг расплава. Для разогрева термоса, заправленного известью, расходуют 72 м3 природного газа, а термоса, заправленного известняком - 290 м3. Топливо сжигают с коэффициентом расхода воздуха α=1,2, при этом воздух топливной смеси разогревают до температуры 400°С. В результате насыщения расплава известью получают 33032 кг клинкера с параметрами KH=0,87, n=1,9, р=1,8. В таблице 4 показан химический состав исходного конвертерного шлака никелевого производства и химический состав расплава после основных этапов плавки.The saturation of the melt with lime is carried out in thermoses (see example 1). In the process of saturation, the remaining calculated lime mass of 8328 kg (54% of the calculated mass) is introduced into the melt. To saturate the melt, 8 thermoses are used, each of which at the time of mixing contains 1041 kg of lime and 3088 kg of melt. To warm up a thermos filled with lime, 72 m 3 of natural gas is consumed, and a thermos filled with lime - 290 m 3 . Fuel is burned with an air flow coefficient α = 1.2, while the air of the fuel mixture is heated to a temperature of 400 ° C. As a result of saturation of the melt with lime, 33032 kg of clinker are obtained with parameters KH = 0.87, n = 1.9, p = 1.8. Table 4 shows the chemical composition of the initial converter slag of nickel production and the chemical composition of the melt after the main stages of smelting.
Последующую переработку расплава клинкера проводят в соответствии с примером 1.Subsequent processing of clinker melt is carried out in accordance with example 1.
Пример 4Example 4
Для проведения восстановительного этапа плавки загружают 2948 кг глины в конвертер через горловину и производят разогрев плавильной камеры с глиной. После прокаливания в конвертере остается 2602 кг глины. В конвертер заливают 28000 кг огненно-жидкого электросталеплавильного шлака. Для создания восстановительной атмосферы в конвертер через загрузочные фурмы подают 2277 кг бурого угля, фракции (0-1) мм. Углерод угля используют в качестве восстановителя, а залу в качестве корректирующей добавки для регулировки вязкости. Химический состав используемых материалов приведен в таблице 1. Чтобы обеспечить заданную вязкость расплава, кроме этого, дополнительно сжигают 100 м3 природного газа с нагретым до температуры 800°С воздухом. Суммарный коэффициент расхода воздуха на восстановительном этапе плавки α=0,8. В результате восстановительного этапа плавки получают 18730 кг расплава и 9571 кг чугуна с содержанием углерода и кремния соответственно 3,3% и 4%. Время восстановительного этапа плавки - 30 минут. Температура расплава в конце этапа составляет 1600°С. Полученный чугун полностью выпускают из плавильной камеры.To carry out the recovery phase of melting, 2948 kg of clay are loaded into the converter through the neck and the melting chamber with clay is heated. After calcination, 2602 kg of clay remains in the converter. 28,000 kg of fiery liquid electric steel melting slag are poured into the converter. To create a reducing atmosphere, 2277 kg of brown coal, fractions (0-1) mm, are fed into the converter through loading tuyeres. Coal carbon is used as a reducing agent, and to the hall as a corrective additive for adjusting viscosity. The chemical composition of the materials used is shown in Table 1. In order to ensure the given melt viscosity, in addition, 100 m 3 of natural gas with air heated to a temperature of 800 ° C is additionally burned. The total coefficient of air flow at the recovery stage of melting α = 0,8. As a result of the recovery stage of smelting, 18730 kg of melt and 9571 kg of cast iron with a carbon and silicon content of 3.3% and 4%, respectively, are obtained. The recovery phase of the smelting is 30 minutes. The melt temperature at the end of the stage is 1600 ° C. The resulting cast iron is completely released from the melting chamber.
Перед окислительным этапом плавки клинкера крышку конвертера открывают и в расплав вводят следующие компоненты: 2866 кг огненно-жидкого шлака после внепечной обработки стали (ковшовый шлак), 578 кг смеси измельченной старой футеровки, 1140 кг огарков и 29 кг песка. Химический состав используемых компонентов приведен в таблице 1. Чтобы компенсировать потерю тепла на нагрев внесенных материалов и обеспечить заданную вязкость расплава сжигают 170 м3 природного газа с коэффициентом расхода воздуха α=1,2. В результате окислительного этапа плавки получают 23343 кг расплава, который выпускают из конвертера и направляют для насыщения известью. Время окислительного этапа - 20 минут. Температура расплава после окислительного этапа плавки составляет 1600°С.Before the oxidation step of clinker smelting, the converter cover is opened and the following components are introduced into the melt: 2866 kg of fire-liquid slag after out-of-furnace steel treatment (ladle slag), 578 kg of the mixture of crushed old lining, 1140 kg of cinder and 29 kg of sand. The chemical composition of the components used is shown in Table 1. To compensate for the heat loss due to heating of the introduced materials and to provide the desired melt viscosity, 170 m 3 of natural gas is burned with an air flow coefficient of α = 1.2. As a result of the oxidative stage of smelting, 23343 kg of melt are obtained, which is discharged from the converter and sent for saturation with lime. The time of the oxidative phase is 20 minutes. The temperature of the melt after the oxidative stage of melting is 1600 ° C.
Насыщение расплава известью проводят в термосах (см. пример 1). В процессе насыщения в расплав вводят 9435 кг извести. Для насыщения расплава используют 8 термосов, в каждом из которых на момент смешивания находится 1179 кг извести и 2918 кг расплава. Для разогрева термоса, заправленного известью, расходуют 96 м3 природного газа, а для термоса, заправленного известняком - 340 м3. Топливо сжигают с коэффициентом расхода воздуха α=1,2, при этом воздух топливной смеси имеет температуру 400°С. В результате насыщения расплава известью получают 32776 кг клинкера с параметрами KH=0,91, n=2,3, p=1,78. В таблице 5 показан химический состав расплава после основных этапов плавки.The saturation of the melt with lime is carried out in thermoses (see example 1). During saturation, 9435 kg of lime is introduced into the melt. To saturate the melt, 8 thermoses are used, each of which at the time of mixing contains 1179 kg of lime and 2918 kg of melt. To warm up a thermos filled with lime, 96 m 3 of natural gas is consumed, and for a thermos filled with lime, 340 m 3 . Fuel is burned with a coefficient of air flow α = 1.2, while the air of the fuel mixture has a temperature of 400 ° C. As a result of saturation of the melt with lime, 32776 kg of clinker are obtained with parameters KH = 0.91, n = 2.3, p = 1.78. Table 5 shows the chemical composition of the melt after the main stages of melting.
Дальнейшую переработку расплава клинкера проводят в соответствии с примером 1.Further processing of the clinker melt is carried out in accordance with example 1.
Пример 5Example 5
В предварительно разогретую до 1400°С печь насыщения загружают 20778 кг известняка. Оператор печи, поочередно включая правое и левое вращение, раскачивает плавильную камеру. Не опуская открытый загрузочный люк ниже линии горизонта, производит обжиг известняка, используя теплосодержание кладки печи. После удаления СO2 в печи остается 12155 кг извести. В печь загружают 552 кг измельченной смеси старой футеровки, 968 кг огарок и 130 кг песка. После прогрева и перемешивания компонентов в печь заливают 11195 кг доменного шлака, определяют начальную температуру смеси и закрывают загрузочный люк. Разогрев клинкерной смеси производят поочередно через правую или левую горловину камеры. Для нагрева смеси сжигают 3000 м3 природного газа, поднимая температуру смеси до 1350°С. Топливо сжигают с коэффициентом расхода воздуха α=1,2, при температуре воздуха 800°С. В процессе вращения плавильной камеры происходит интенсивное перемешивание клинкерной смеси в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката. В результате экзотермических реакций образования клинкерных минералов смесь разогревается до температуры 1400°С. Время окислительного этапа плавки и этапа насыщения - 40 минут. В результате получают 25000 кг клинкера с параметрами KH=0,87, n=1,9, р=1,8. В таблице 6 показан химический состав исходного доменного шлака и клинкера после совмещенного окислительного этапа и этапа насыщения известью.20778 kg of limestone are loaded into a saturation furnace preheated to 1400 ° C. The furnace operator, alternating between right and left rotation, swings the melting chamber. Without lowering the open loading hatch below the horizon, it calcines the limestone using the heat content of the furnace masonry. After the removal of CO 2 , 12155 kg of lime remains in the furnace. 552 kg of crushed mixture of the old lining, 968 kg of cinder and 130 kg of sand are loaded into the furnace. After heating and mixing the components, 11195 kg of blast furnace slag is poured into the furnace, the initial temperature of the mixture is determined, and the loading hatch is closed. Clinker mixture is heated alternately through the right or left neck of the chamber. To heat the mixture, 3000 m 3 of natural gas is burned, raising the temperature of the mixture to 1350 ° C. Fuel is burned with an air flow coefficient of α = 1.2, at an air temperature of 800 ° C. During the rotation of the melting chamber, the clinker mixture is intensively mixed in the temperature range of the formation of tricalcium silicate. As a result of exothermic reactions of the formation of clinker minerals, the mixture is heated to a temperature of 1400 ° C. The time of the oxidative stage of melting and the stage of saturation is 40 minutes. The result is 25,000 kg of clinker with parameters KH = 0.87, n = 1.9, p = 1.8. Table 6 shows the chemical composition of the original blast furnace slag and clinker after the combined oxidation stage and the stage of lime saturation.
Дальнейшую переработку клинкера проводят в соответствии с примером 1.Further processing of clinker is carried out in accordance with example 1.
Пример 6Example 6
Для получения чугуна из железорудного концентрата восстановительный и окислительный этап плавки периодически повторяют, выпуская из плавильной камеры образовавшиеся продукты. Для производства используют конвертер (см. пример 1) с двумя летками. Летка для выпуска металла расположена у пода конвертера (как в примере 1), а летка для выпуска шлака находится выше уровня фурм.To obtain cast iron from iron ore concentrate, the reduction and oxidation stages of melting are periodically repeated, releasing the products formed from the melting chamber. For production use a converter (see example 1) with two tap holes. A notch for the release of metal is located at the bottom of the converter (as in Example 1), and a notch for the release of slag is above the tuyere level.
Для проведения первого восстановительного этапа 28000 кг огненно-жидкого электросталеплавильного шлака снимают с печи и ковшом заливают в конвертер. В качестве восстановителя используют бурый уголь - 2268 кг. Для корректировки вязкости расплава вводят песок - 1624 кг. Химический состав используемых материалов - в таблице 1. Суммарный коэффициент расхода воздуха на восстановительном этапе плавки α=0,8. Данный коэффициент включает воздух, вдуваемый для горения восстановителя, воздух пневмотранспорта и кислород (его воздушный эквивалент), образующийся в результате восстановления Fe и Si. После проведения восстановительного этапа плавки через шлаковую летку выпускают 10918 кг восстановленного шлака (оставляют оборотный шлак - 7252 кг) и 9242 кг чугуна с содержанием углерода и кремния соответственно 3,3% и 4%. Время восстановительного этапа плавки - 30 минут. Температура продуктов плавки 1600°С. Полученный чугун заливают в миксер для дальнейшей отправки в сталеплавильное отделение, а восстановленный шлак направляют на окислительный этап и насыщение, которые проводят совместно в печи насыщения (см. пример 5). В результате получают 20592 кг клинкера KH=0,87, n=1,9, р=1,8.For the first recovery phase, 28,000 kg of fiery liquid electric steelmaking slag is removed from the furnace and poured into a converter with a ladle. As a reducing agent, brown coal is used - 2268 kg. To adjust the viscosity of the melt, sand is introduced - 1624 kg. The chemical composition of the materials used is shown in table 1. The total coefficient of air flow at the recovery stage of smelting is α = 0.8. This coefficient includes air injected for the combustion of the reducing agent, pneumatic conveying air, and oxygen (its air equivalent) resulting from the reduction of Fe and Si. After the recovery phase of the smelting, 10918 kg of recovered slag is released through a slag notch (leaving recycled slag - 7252 kg) and 9242 kg of cast iron with carbon and silicon contents of 3.3% and 4%, respectively. The recovery phase of the smelting is 30 minutes. The temperature of the melting products is 1600 ° C. The resulting cast iron is poured into the mixer for further shipment to the steelmaking department, and the recovered slag is sent to the oxidation stage and saturation, which are carried out together in a saturation furnace (see example 5). The result is 20592 kg of clinker KH = 0.87, n = 1.9, p = 1.8.
Для проведения второго повтора восстановительного этапа в конвертер под оборотный шлак вдувают 30000 кг железорудного концентрата фракцией (0-0,07) мм (см. таблицу 1). Для создания восстановительной атмосферы вместе с концентратом в расплав вдувают 4137 кг бурого угля. Чтобы обеспечить выход чугуна с заданным содержанием серы в расплав вдувают 1940 кг извести. Для удержания вязкости расплава в допустимых пределах дополнительно сжигают 1520 м3 природного газа. Суммарный коэффициент расхода воздуха на восстановительном этапе α=0,8. Время восстановительного этапа - 40 минут. После выпуска чугуна проводят окислительный этап плавки с целью получения активной минеральной добавки. В связи с тем что химический состав расплава уже соответствует действующим требованиям (коэффициент качества K>1,65, Аl2O3>8%, MgO<15%), сырьевые компоненты не вводят, но в плавильной камере создают окислительную атмосферу посредством сжигания природного газа с коэффициентом расхода воздуха α=3. В течение двухминутного окислительного этапа плавки переводят FeO, оставшийся после восстановительного этапа, в Fе2O3. Окисленный расплав выпускают, оставляя в конвертере оборотный шлак (7252 кг) для проведения следующего восстановительного этапа. Таким образом, в результате второго восстановительно-окислительного цикла из конвертера выпускают 17460 кг чугуна и 10288 кг огненно-жидкой активной минеральной добавки, которую ковшом перевозят на участок ускоренного охлаждения и очистки от металла (см. пример 1).To conduct the second repetition of the recovery phase, 30,000 kg of iron ore concentrate are blown into the converter under the circulating slag with a fraction of (0-0.07) mm (see table 1). To create a reducing atmosphere, together with the concentrate, 4137 kg of brown coal are blown into the melt. To ensure the output of cast iron with a given sulfur content, 1940 kg of lime is blown into the melt. To keep the viscosity of the melt within acceptable limits, an additional 1520 m 3 of natural gas is burned. The total coefficient of air flow during the recovery phase α = 0.8. The recovery phase is 40 minutes. After the release of cast iron, the oxidative stage of smelting is carried out in order to obtain an active mineral additive. Due to the fact that the chemical composition of the melt already complies with the applicable requirements (quality factor K> 1.65, Al 2 O 3 > 8%, MgO <15%), the raw materials are not introduced, but an oxidizing atmosphere is created in the melting chamber by burning natural gas with air flow coefficient α = 3. During the two-minute oxidation phase of the melt, the FeO remaining after the reduction stage is converted to Fe 2 O 3 . The oxidized melt is released, leaving a circulating slag (7252 kg) in the converter for the next recovery stage. Thus, as a result of the second reduction-oxidation cycle, 17460 kg of pig iron and 10288 kg of fiery liquid active mineral additives are released from the converter, which are transported by ladle to the section for accelerated cooling and metal cleaning (see Example 1).
Для проведения третьего повтора восстановительного этапа под оборотный шлак вводят 30000 кг железорудного концентрата, 4138 кг бурого угля и 2880 кг извести. Дополнительно сжигают 1560 м3 природного газа. После проведения восстановительного этапа плавки выпускают 17460 кг чугуна, а после окислительного - 11218 кг огненно-жидкой активной минеральной добавки. В конвертере оставляют 7252 кг оборотного шлака.For the third repetition of the recovery phase, 30,000 kg of iron ore concentrate, 4,138 kg of brown coal and 2,880 kg of lime are introduced under the circulating slag. Additionally burn 1,560 m 3 of natural gas. After the recovery phase of the smelting, 17,460 kg of cast iron are produced, and after the oxidative stage, 11,218 kg of fiery-liquid active mineral additives are produced. 7252 kg of recycled slag are left in the converter.
В таблице 7 показан химический состав оборотного шлака после первых трех повторов. Количество повторов определяют, исходя из производственной необходимости и текущего состава оборотного шлака, который меняется от повтора к повтору. Данные изменения регулируют введением корректирующих добавок. При их введении достигают следующих целей: обеспечивают достаточное содержание СаО в расплаве, чтобы минимизировать попадание серы в чугун, приемлемую вязкость расплава и заданный химический состав активной минеральной добавки. В приведенном примере на первом повторе в качестве корректирующей добавки вводили песок, а на втором и третьем повторах - известь.Table 7 shows the chemical composition of recycled slag after the first three repetitions. The number of repetitions is determined on the basis of production necessity and the current composition of the circulating slag, which varies from repetition to repetition. These changes are regulated by the introduction of corrective additives. With their introduction, the following goals are achieved: they provide a sufficient CaO content in the melt in order to minimize the ingress of sulfur into the cast iron, an acceptable melt viscosity and a given chemical composition of the active mineral additive. In the above example, sand was added as a corrective additive in the first repetition, and lime was added in the second and third repetitions.
Пример 7Example 7
Железорудный концентрат для получения чугуна и плавленых минеральных добавок получают в результате обогащения отвальных сталеплавильных шлаков. Шлак фракции (0-5) мм подвергают избирательному измельчению в валковом прессе. Диаметр валков пресса 500 мм. Раствор валков 15 мм. Под действием нормальных и касательных напряжений, возникающих в очаге деформации, происходит избирательное измельчение неметаллической составляющей шлака. Образующаяся на выходе из валков полоса толщиной 15 мм попадает в воздушный сепаратор, где происходит ее разрушение и смешивание с регулируемым воздушным потоком. Воздушный поток настраивают таким образом, чтобы частицы металла крупнее 0,5 мм задерживались в сепараторе. Образующийся в процессе воздушной сепарации пылевоздушный поток направляют в бункер-осадитель, где он уменьшает скорость и меняет направление. В результате этого происходит расслоение пылевоздушного потока с выделением частиц металла фракции (0,1-0,5) мм. Для извлечения в концентрат всего оставшегося в воздушном потоке металла и части, содержащихся в нем оксидов, воздушный поток пропускают через магнитный сепаратор. После магнитной сепарации пылевоздушный поток направляют в систему аспирации, где производят извлечение материала из воздушного потока. В таблице 8 показан состав продуктов, получаемых в процессе воздушно-гравитационного обогащения отвального сталеплавильного шлака.Iron ore concentrate for producing cast iron and fused mineral additives is obtained by enrichment of dump steelmaking slags. The slag fraction (0-5) mm is subjected to selective grinding in a roller press. The diameter of the press rolls is 500 mm. Solution rolls 15 mm. Under the action of normal and tangential stresses arising in the deformation zone, selective non-metallic slag component grinding occurs. A strip of 15 mm thick formed at the exit of the rolls enters the air separator, where it is destroyed and mixed with an adjustable air flow. The air flow is adjusted so that metal particles larger than 0.5 mm are retained in the separator. The dusty air stream formed during the air separation process is sent to the precipitating hopper, where it reduces speed and changes direction. As a result of this, the separation of the dust-air flow occurs with the release of particles of the metal fraction (0.1-0.5) mm. To extract into the concentrate all the metal remaining in the air stream and the part of the oxides contained in it, the air stream is passed through a magnetic separator. After magnetic separation, the dusty air stream is sent to an aspiration system, where material is extracted from the air stream. Table 8 shows the composition of the products obtained in the process of air-gravity enrichment dump steelmaking slag.
Обедненный шлак направляют на производство строительных материалов, а металл и магнитный концентрат используют при производстве чугуна и плавленых минеральных добавок для шлакопортландцемента (см. пример 6). Чтобы минимизировать унос материала из плавильного агрегата, обогащенный концентрат фракции (0-0,5) мм вдувают под расплав вместе с восстановителем и корректирующими добавками, а металл фракции (0,5-5) мм вводят в расплав через наклонный загрузочный ввод, который входит в плавильную камеру выше уровня шлака.Lean slag is sent to the production of building materials, and metal and magnetic concentrate are used in the production of cast iron and fused mineral additives for slag Portland cement (see example 6). To minimize the entrainment of material from the smelter, the enriched concentrate of the fraction (0-0.5) mm is blown into the melt along with the reducing agent and corrective additives, and the metal of the fraction (0.5-5) mm is introduced into the melt through an inclined loading inlet, which is included into the melting chamber above the level of slag.
Первый восстановительный этап плавки проводят также, как в примере 6.The first recovery phase of the smelting is carried out as in example 6.
Для проведения второго повтора восстановительного этапа в конвертер под оборотный шлак вдувают 32400 кг обогащенного отвального сталеплавильного шлака фракции (0-0,5) мм. Кроме этого, через наклонный ввод в расплав вводят 9600 кг металла фракции (0,5-5) мм (см. таблицу 8). Для создания восстановительной атмосферы вместе с концентратом в расплав вдувают 4152 кг бурого угля. Для удержания вязкости расплава в допустимых пределах в расплав вводят 3000 кг песка и дополнительно сжигают 2010 м3 природного газа. Суммарный коэффициент расхода воздуха на восстановительном этапе α=0,8. Время восстановительного этапа - 40 минут. После проведения второго восстановительного этапа плавки через шлаковую летку выпускают 11268 кг восстановленного шлака (оставляют оборотный шлак - 7252 кг), а через нижнюю летку - 29520 кг чугуна. Температура продуктов плавки - 1600°С. Чугун отправляют к электросталеплавильной печи, а восстановленный шлак - на окислительный этап плавки, который совмещают с насыщением расплава известью (см. пример 5). В результате этого получают 18491 кг клинкера KH=0,9, n=2,2, р=1,8.To carry out the second repetition of the recovery phase, 32,400 kg of enriched dump steelmaking slag of the fraction (0-0.5) mm are blown into the converter under the circulating slag. In addition, through an inclined entry into the melt, 9600 kg of metal of the fraction (0.5-5) mm is introduced (see table 8). To create a reducing atmosphere, together with the concentrate, 4152 kg of brown coal are blown into the melt. To keep the melt viscosity in the acceptable range is introduced into the melt 3000 kg sand and further combusted 2,010 m 3 natural gas. The total coefficient of air flow during the recovery phase α = 0.8. The recovery phase is 40 minutes. After the second recovery stage of smelting, 11,268 kg of recovered slag is released through a slag recess (7252 kg of recycled slag is left), and 29,520 kg of cast iron through the bottom recess. The temperature of the smelting products is 1600 ° C. Cast iron is sent to an electric steel-smelting furnace, and reduced slag is sent to the oxidative melting stage, which is combined with lime saturation of the melt (see Example 5). As a result of this, 18,491 kg of clinker are obtained KH = 0.9, n = 2.2, p = 1.8.
Третий восстановительный этап проводят аналогично второму, но после выпуска чугуна проводят окислительный этап плавки с целью получения активной минеральной добавки. В связи с тем что химический состав расплава уже соответствует действующим требованиям для активной минеральной добавки (коэффициент качества K=2,65, Аl2O3=9,1%, MgO=7,4%), сырьевые компоненты не вводят, но в плавильной камере создают окислительную атмосферу посредством сжигания природного газа с коэффициентом расхода воздуха α=3. В течение двухминутного окислительного этапа плавки переводят FeO, оставшийся после восстановительного этапа, в Fе2O3. Окисленный расплав выпускают, оставляя в конвертере оборотный шлак (7252 кг) для проведения следующего восстановительного этапа. Таким образом, в результате третьего восстановительно-окислительного цикла из конвертера выпускают 29520 кг чугуна и 11268 кг огненно-жидкой активной минеральной добавки, которую направляют на участок ускоренного охлаждения и очистки от металла (см. пример 1).The third recovery stage is carried out similarly to the second, but after the release of cast iron, the oxidative melting stage is carried out in order to obtain an active mineral additive. Due to the fact that the chemical composition of the melt already complies with the current requirements for an active mineral additive (quality factor K = 2.65, Al 2 O 3 = 9.1%, MgO = 7.4%), the raw materials are not introduced, but the melting chamber creates an oxidizing atmosphere by burning natural gas with an air flow coefficient of α = 3. Within two minutes the oxidative smelting step is converted FeO, remaining after the reducing step, in Fe 2 O 3. The oxidized melt is released, leaving a circulating slag (7252 kg) in the converter for the next recovery stage. Thus, as a result of the third reduction-oxidation cycle, 29520 kg of pig iron and 11268 kg of fiery-liquid active mineral additives are released from the converter, which is sent to the section for accelerated cooling and purification of metal (see example 1).
В таблице 9 показан химический состав оборотного шлака после первых трех повторов. Количество повторов определяют, исходя из производственной необходимости и текущего состава оборотного шлака, который меняется от повтора к повтору. Данные изменения регулируют введением корректирующих добавок. В приведенном примере в качестве корректирующей добавки вводят песок.Table 9 shows the chemical composition of recycled slag after the first three repetitions. The number of repetitions is determined on the basis of production necessity and the current composition of the circulating slag, which varies from repetition to repetition. These changes are regulated by the introduction of corrective additives. In the above example, sand is added as a corrective additive.
ЛитератураLiterature
1. Волженский А.В., Буров Ю.С., Колокольников B.C. «Минеральные вяжущие вещества». - М.: Стройиздат, 1979 г.1. Volzhensky A.V., Burov Yu.S., Kolokolnikov B.C. "Mineral binders." - M .: Stroyizdat, 1979
2. Крылов В.Ф., Помян В.К. «Получение плавленых цементов по способу В.В. Серова», Журнал «Цемент», №2, 1960 г.2. Krylov V.F., Pomyan V.K. "Obtaining fused cements according to the method of V.V. Serova ", the journal" Cement ", No. 2, 1960
3. ГОСТ 3476-74. «Шлаки доменные и электротермофосфорные гранулированные для производства цементов».3. GOST 3476-74. "Granulated blast furnace and electrothermophosphoric slags for the production of cements."
Claims (18)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013132123/03A RU2534682C1 (en) | 2013-07-11 | 2013-07-11 | Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions) |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013132123/03A RU2534682C1 (en) | 2013-07-11 | 2013-07-11 | Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions) |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2534682C1 true RU2534682C1 (en) | 2014-12-10 |
Family
ID=53285595
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013132123/03A RU2534682C1 (en) | 2013-07-11 | 2013-07-11 | Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions) |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2534682C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2667940C1 (en) * | 2017-04-15 | 2018-09-25 | Общество с ограниченной ответственностью "Малое инновационное предприятие "Модификация цементных систем" | Method for ash and slag wastes of thermal power plants processing for production of construction equipment |
| CN110241277A (en) * | 2019-07-29 | 2019-09-17 | 广东韶钢松山股份有限公司 | Aluminous slag viscosity-adjusting agent method under the conditions of a kind of low agglomerate ratio of blast furnace |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1994017214A1 (en) * | 1993-01-26 | 1994-08-04 | 'holderbank' Financière Glarus Ag | Process for producing pig iron and cement clinker |
| RU2127765C1 (en) * | 1993-09-07 | 1999-03-20 | "Хольдербанк" Финансьер Гларус АГ | Method of producing steel and hydraulically active binders from slags |
| RU2261846C2 (en) * | 2001-02-02 | 2005-10-10 | Лафарж | Method of oxidative treatment of steel-casting slag for production of cement materials |
-
2013
- 2013-07-11 RU RU2013132123/03A patent/RU2534682C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1994017214A1 (en) * | 1993-01-26 | 1994-08-04 | 'holderbank' Financière Glarus Ag | Process for producing pig iron and cement clinker |
| RU2127765C1 (en) * | 1993-09-07 | 1999-03-20 | "Хольдербанк" Финансьер Гларус АГ | Method of producing steel and hydraulically active binders from slags |
| RU2261846C2 (en) * | 2001-02-02 | 2005-10-10 | Лафарж | Method of oxidative treatment of steel-casting slag for production of cement materials |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| КРЫЛОВ В.Ф. и др. Получение плавленых цементов по способу В.В. Серова, Журнал "Цемент", N2, 1960г. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2667940C1 (en) * | 2017-04-15 | 2018-09-25 | Общество с ограниченной ответственностью "Малое инновационное предприятие "Модификация цементных систем" | Method for ash and slag wastes of thermal power plants processing for production of construction equipment |
| CN110241277A (en) * | 2019-07-29 | 2019-09-17 | 广东韶钢松山股份有限公司 | Aluminous slag viscosity-adjusting agent method under the conditions of a kind of low agglomerate ratio of blast furnace |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103757152B (en) | Method and device for treating steel slag | |
| BG60921B2 (en) | METHOD AND DEVICE FOR PERMANENT STEEL PRODUCTION | |
| WO1999016913A1 (en) | Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace | |
| CN101555549B (en) | Smelting process for rich manganese and equipment thereof | |
| EP2216419B1 (en) | The technology of refining metallic wastes containing zinc in a rotary furnace | |
| AU2022200483B1 (en) | Method for recovering valuable metal from high-zinc and high-lead smelting slag | |
| JP4499306B2 (en) | Method for dezincing zinc-containing iron oxide using a rotary kiln | |
| CN104357655A (en) | Continuous ore reduction and hot-charging steelmaking device | |
| RU2534682C1 (en) | Method for obtaining molten mineral components for portland-slag cement (versions) | |
| US4116678A (en) | Method of producing iron | |
| EP3170909A1 (en) | Rotary hearth furnace | |
| KR20090110832A (en) | Molded body with titanium | |
| US12465973B2 (en) | Use of residual iron within granulated metallic unit production facilities, and associated systems, devices, and methods | |
| MX2007012034A (en) | Method and apparatus for the recovery of the secondary metallurgy (lf) slag and its recycling in the steel production process by means of electric arc furnace. | |
| CN104232826B (en) | With method and the equipment thereof of Low-grade and hard-to-separate iron ore ironmaking | |
| RU2674048C2 (en) | Method for production of steel and portland cement in single process and technological chamber for implementing method | |
| RU2761998C1 (en) | Lime-magnesia flux and method for its production | |
| CN104593530A (en) | High-temperature tempering and curing method of liquid slag and equipment system of method | |
| RU2131929C1 (en) | Method of producing pig iron with use of blast-furnace process at metallurgical enterprise | |
| RU2775976C1 (en) | Method for producing steel, electricity, and portland cement | |
| CN210620907U (en) | Rotary reduction furnace | |
| RU2692532C1 (en) | Roll-chamber for thermochemical processes implementation | |
| US4147334A (en) | Method and apparatus of producing iron | |
| RU2492151C1 (en) | Method of processing steel-smelting slags with production of cement clinker and iron | |
| RU2768304C1 (en) | Method of producing ferroalloys and portland cement |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180712 |