RU2629415C2 - Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace - Google Patents
Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace Download PDFInfo
- Publication number
- RU2629415C2 RU2629415C2 RU2015157284A RU2015157284A RU2629415C2 RU 2629415 C2 RU2629415 C2 RU 2629415C2 RU 2015157284 A RU2015157284 A RU 2015157284A RU 2015157284 A RU2015157284 A RU 2015157284A RU 2629415 C2 RU2629415 C2 RU 2629415C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- furnace
- silicon
- ore
- slag
- technical
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
- C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
- C01B33/02—Silicon
- C01B33/021—Preparation
- C01B33/023—Preparation by reduction of silica or free silica-containing material
- C01B33/025—Preparation by reduction of silica or free silica-containing material with carbon or a solid carbonaceous material, i.e. carbo-thermal process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22C—ALLOYS
- C22C33/00—Making ferrous alloys
Landscapes
- Silicon Compounds (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, а именно к получению металлов и сплавов в руднотермических электропечах, и может быть использовано в производстве технического кремния и кремнистых ферросплавов: ферросилиция, силикохрома, силикомарганца.The invention relates to the field of metallurgy, in particular to the production of metals and alloys in ore-thermal electric furnaces, and can be used in the production of industrial silicon and silicon ferroalloys: ferrosilicon, silicochrome, silicomanganese.
Известен способ получения технического кремния, включающий в себя дозирование кварца или кварцита, углеродистых восстановителей, загрузку их в электрическую печь, карботермическое восстановление кремния, выпуск его из печи (Венгин С.И., Чистяков А.С. Технический кремний. М., Металлургия, 1972, 206 с.).A known method of producing technical silicon, including dosing of quartz or quartzite, carbon reducing agents, loading them into an electric furnace, carbothermic reduction of silicon, its release from the furnace (Vengin S.I., Chistyakov A.S. Technical silicon. M., Metallurgy , 1972, 206 p.).
Известен способ получения кремнистых ферросплавов, включающий в себя дозирование рудной части и углеродистых восстановителей и стальной стружки, загрузку их в руднотермическую электропечь, карботермическое восстановление и выпуск расплава из печи. (Рысс М.А. Производство ферросплавов. М., Металлургия, 1985, с.33-58).A known method of producing silicon ferroalloys, which includes dosing the ore part and carbonaceous reducing agents and steel chips, loading them into an ore-thermal electric furnace, carbothermic reduction, and discharging the melt from the furnace. (Ryss M.A. Production of ferroalloys. M., Metallurgy, 1985, p. 33-58).
В процессе производства технического кремния и кремнистых ферросплавов часть оксидов металлов, вносимых рудой и золой восстановителей, восстанавливается не полностью и образует шлак, который частично выходит из печи в процессе выпуска продуктов плавки, частично остается в печи, образуя гарнисаж ванны печи. Кроме того, в состав шлаков входят промежуточные продукты восстановления, такие как карбид кремния. В период остановки печей на планово-предупредительные ремонты и разогрева после проведения ремонтов в ванне печи снижается температура, что уменьшает степень восстановления оксидов и увеличивает количество шлака в печи. До набора оптимальной температуры для ведения восстановительного процесса шлак препятствует выходу расплава целевого продукта из печи. Печь снижает производительность, увеличивается расход сырья и электроэнергии.During the production of industrial silicon and silicon ferroalloys, part of the metal oxides introduced by the ore and ash of reducing agents is not completely restored and forms slag, which partially leaves the furnace in the process of melting products release, partially remains in the furnace, forming a skull of the furnace bath. In addition, the composition of the slag includes intermediate recovery products, such as silicon carbide. During the period when the furnaces stop for preventive maintenance and heating after repairs in the furnace bath, the temperature decreases, which reduces the degree of reduction of oxides and increases the amount of slag in the furnace. To set the optimum temperature for conducting the recovery process, the slag prevents the melt of the target product from leaving the furnace. The furnace reduces productivity, increases the consumption of raw materials and electricity.
В основу изобретения положена задача - увеличение производительности печи.The basis of the invention is the task of increasing the productivity of the furnace.
Техническим результатом является повышение технико-экономических показателей восстановительной плавки за счет уменьшения количества шлака в печи.The technical result is to increase the technical and economic indicators of reduction smelting by reducing the amount of slag in the furnace.
Технический результат достигается тем, что в способе ведения восстановительной плавки, включающем дозирование рудной части и углеродистых восстановителей, загрузку их в руднотермическую электрическую печь, карботермическое восстановление, выпуск расплава из печи, согласно заявляемому изобретению в период снижения производительности печи в печь одновременно с ведением восстановительной плавки загружают мелкие фракции продуктов восстановительной плавки размером 0-40 мм в количестве 0,5-15,0 кг на 1 МВТ активной мощности печи.The technical result is achieved by the fact that in the method of conducting reducing smelting, which includes dosing the ore part and carbonaceous reducing agents, loading them into an ore-thermal electric furnace, carbothermic reduction, releasing the melt from the furnace, according to the claimed invention, during reduction of furnace productivity into the furnace simultaneously with conducting reduction smelting load small fractions of products of reducing smelting with a size of 0-40 mm in an amount of 0.5-15.0 kg per 1 MW of active power of the furnace.
Предлагаемый способ дополняет частный отличительный признак, способствующий достижению указанного технического результата. В качестве продуктов восстановительной плавки могут использовать технический кремний или кремнистые ферросплавы.The proposed method complements a particular distinguishing feature, contributing to the achievement of the specified technical result. As products of reducing smelting can use technical silicon or silicon ferroalloys.
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
Мелкие фракции продуктов восстановительной плавки (кремнистые ферросплавы или технического кремния) расплавляются в электрической печи одновременно с ведением восстановительной плавки. Расплавленный кремний готового продукта вступает во взаимодействие с кремнеземистыми шлаками по реакцииFine fractions of the products of reducing melting (silicon ferroalloys or technical silicon) are melted in an electric furnace simultaneously with conducting reducing melting. The molten silicon of the finished product interacts with siliceous slag by reaction
Образовавшийся монооксид кремния (SiO) вступает во взаимодействие с карбидом кремния шлака по реакцииThe resulting silicon monoxide (SiO) reacts with silicon carbide slag by reaction
Таким образом, загружаемый в печь дополнительно технический кремний готовой продукции разрушает оксиды и карбиды кремния, находящиеся в шлаке, уменьшая количество шлака за счет перевода кремнезема шлака в газообразное состояние, с последующим переводом шлаковой составляющей в готовую продукцию. Это повышает степень извлечения кремния и ведет, в итоге, к увеличению производительности печи.Thus, the additional technical silicon of the finished product loaded into the furnace destroys the silicon oxides and carbides in the slag, reducing the amount of slag due to the conversion of slag silica to a gaseous state, followed by the conversion of the slag component into the finished product. This increases the degree of extraction of silicon and ultimately leads to an increase in the productivity of the furnace.
Технический кремний готовой продукции, загруженной на колошник печи, по мере расплавления, при достижении высоких температур, может испаряться, что ведет к потере ведущего элемента. Для предотвращения испарения кремния готовой продукции, после загрузки ее на колошник закрывают углеродистым восстановителем. Дополнительный углерод связывает газообразный кремний в карбид по реакции:Technical silicon of finished products loaded onto the furnace top, as it melts, when high temperatures are reached, it can evaporate, which leads to the loss of the leading element. To prevent evaporation of silicon of the finished product, after loading it on the top, close the carbonaceous reducing agent. Additional carbon binds gaseous silicon to carbide by the reaction:
Это увеличивает степень перехода загруженного технического кремния готовой продукции в расплав.This increases the degree of transition of the loaded technical silicon of the finished product into the melt.
Разрушение шлака, содержащего кремнезем и карбид кремния, с помощью технического кремния готовой продукции в руднотермической электропечи одновременно с ведением восстановительной плавки является новизной технического решения и обладает признаками «существенное отличие».The destruction of slag containing silica and silicon carbide, using technical silicon of finished products in an ore-thermal electric furnace simultaneously with conducting reduction smelting, is a novelty of the technical solution and has the signs of a “significant difference”.
В руднотермической электропечи мощностью 16,5 MBА, выплавляющую технический кремний, при разогреве ее после проведения плано-предупредительного ремонта, проводили разрушение шлаков, который препятствовал выходу расплава из печи. На колошник печи дополнительно к кварциту и углеродистым восстановителям загружали готовую продукцию (технический кремний) различных фракций. Контролировали количество загруженных в печь кварцита, углеродистых восстановителей и кремния, определяли производительность печи и степень усвоения загруженного кремния.In an ore-thermal electric furnace with a capacity of 16.5 MBA, melting technical silicon, when it was heated after a preventive repair, slag was destroyed, which prevented the melt from leaving the furnace. In addition to quartzite and carbon reducing agents, finished products (technical silicon) of various fractions were loaded onto the furnace top. The number of quartzite, carbon reducing agents and silicon loaded into the furnace was controlled, furnace productivity and the degree of assimilation of the loaded silicon were determined.
Пример 1. В печь кроме кварцита и углеродистых восстановителей, в период снижения производительности до 860 кг в час, по причине вязких шлаков, загружали технический кремний мелких фракций 0-40 мм в количестве 0,25 кг на 1 МВт активной мощности печи. Производительность печи в этот период составила 862 кг в час.Example 1. In the furnace, in addition to quartzite and carbon reducing agents, during the period when the productivity decreased to 860 kg per hour, due to viscous slags, technical silicon of small fractions 0-40 mm was loaded in the amount of 0.25 kg per 1 MW of active furnace power. The productivity of the furnace during this period was 862 kg per hour.
Печь в стабильный период работы работала с производительностью 870 кг в час.The furnace in a stable period of work worked with a capacity of 870 kg per hour.
Пример 2. В печь продолжили загрузку технического кремния мелкой фракции в количестве 0,5 кг на 1 МВт мощности. Вязкость шлаков уменьшилась. Производительность печи составила 867 кг в час.Example 2. The furnace continued to load technical silicon fines in the amount of 0.5 kg per 1 MW of power. Slag viscosity decreased. The furnace capacity was 867 kg per hour.
Пример 3. Загрузку мелкой фракции технического кремния увеличили до 5 кг на 1 МВт мощности печи. Производительность печи увеличилась до 878 кг в час.Example 3. The loading of fine fractions of technical silicon was increased to 5 kg per 1 MW of furnace capacity. The productivity of the furnace increased to 878 kg per hour.
Пример 4. В печь продолжили загрузку кремния мелкой фракции в количестве 10 кг на 1 МВт мощности. Вязкость и количество шлаков значительно уменьшилась. Производительность печи составила 882 кг в час.Example 4. The furnace continued to load silicon fines in the amount of 10 kg per 1 MW of power. The viscosity and amount of slag is significantly reduced. The furnace capacity was 882 kg per hour.
Пример 5. Загрузку мелкой фракции технического кремния увеличили до 15 кг на 1 МВт мощности. Производительность печи составила 894 кг в час. Шлак перестал препятствовать выходу расплава из печи.Example 5. The loading of a fine fraction of technical silicon was increased to 15 kg per 1 MW of power. The productivity of the furnace was 894 kg per hour. Slag ceased to impede the exit of the melt from the furnace.
Пример 6. Загрузку технического кремния мелкой фракции увеличили до 17 кг на 1 МВт мощности. Производительность печи составила 895 кг в час.Example 6. The load of industrial silicon fine fraction was increased to 17 kg per 1 MW of power. The furnace capacity was 895 kg per hour.
Пример 7. Производили загрузку технического кремния фракции более 40 мм в количестве 15 кг на 1 МВт мощности. Производительность печи составила 881 кг в час. Уменьшение производительности вызвано затратами электроэнергии на расплавление кремния.Example 7. Produced loading technical silicon fractions of more than 40 mm in the amount of 15 kg per 1 MW of power. The furnace capacity was 881 kg per hour. The decrease in productivity is caused by the cost of electricity for the melting of silicon.
Пример 8. Производили загрузку кремнистого ферросплава мелкой фракции 0-40 мм в количестве 10 кг на 1 МВт мощности. Производительность печи увеличилась в 1205 кг в час до 1224 кг в час. Шлак в печи перестал мешать выпуску расплава.Example 8. Produced loading siliceous ferroalloy fine fraction of 0-40 mm in the amount of 10 kg per 1 MW of power. The productivity of the furnace increased at 1205 kg per hour to 1224 kg per hour. Slag in the furnace ceased to interfere with the release of the melt.
Пример 9. Производили загрузку кремнистых ферросплавов фракции 0-40 мм в количестве 20 кг на 1 МВт мощности. Производительность печи составила 1208 кг в час. Производительность печи не на много превысило производительность при технологическом расстройстве. Это вызвано испарением продукта при затруднениях при выпуске расплава и дополнительным расходом электроэнергии на расплавление загруженного продукта.Example 9. Produced loading siliceous ferroalloys fraction 0-40 mm in the amount of 20 kg per 1 MW of power. The productivity of the furnace was 1208 kg per hour. The productivity of the furnace was not much higher than that of a technological breakdown. This is caused by evaporation of the product in case of difficulties in the release of the melt and additional energy consumption for the melting of the loaded product.
При затруднениях с выпуском расплава во время ведения плавки технического кремния загрузка вместе с шихтой технического кремния или керемнистого ферросплава мелких фракцией 0-40 мм в количестве 0,5-15,0 кг на 1 МВт активной мощности печи является оптимальным. Количество загруженного кремния менее 0,5 кг и более 15 кг на 1 МВт не дает увеличения производительности печи. Незначительно возрастает производительность и при использовании более крупных классов кремния (более 40 мм).In case of difficulties with the release of the melt during the smelting of technical silicon, loading with a mixture of technical silicon or sintered ferroalloy in small fractions of 0-40 mm in an amount of 0.5-15.0 kg per 1 MW of active furnace power is optimal. The amount of loaded silicon less than 0.5 kg and more than 15 kg per 1 MW does not increase the productivity of the furnace. Performance also increases slightly when using larger classes of silicon (more than 40 mm).
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2015157284A RU2629415C2 (en) | 2015-12-30 | 2015-12-30 | Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2015157284A RU2629415C2 (en) | 2015-12-30 | 2015-12-30 | Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2015157284A RU2015157284A (en) | 2017-07-05 |
RU2629415C2 true RU2629415C2 (en) | 2017-08-29 |
Family
ID=59309170
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2015157284A RU2629415C2 (en) | 2015-12-30 | 2015-12-30 | Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2629415C2 (en) |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS616112A (en) * | 1984-06-20 | 1986-01-11 | Kawasaki Steel Corp | Manufacture of metallic silicon |
DE3439550A1 (en) * | 1984-10-29 | 1986-04-30 | Siemens Ag | Process for producing silicon for solar cells |
RU2121967C1 (en) * | 1994-03-28 | 1998-11-20 | Братский алюминиевый завод | Method of smelting crystalline silicon |
RU2570153C1 (en) * | 2014-08-29 | 2015-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of technical silicon melting |
-
2015
- 2015-12-30 RU RU2015157284A patent/RU2629415C2/en active IP Right Revival
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS616112A (en) * | 1984-06-20 | 1986-01-11 | Kawasaki Steel Corp | Manufacture of metallic silicon |
DE3439550A1 (en) * | 1984-10-29 | 1986-04-30 | Siemens Ag | Process for producing silicon for solar cells |
RU2121967C1 (en) * | 1994-03-28 | 1998-11-20 | Братский алюминиевый завод | Method of smelting crystalline silicon |
RU2570153C1 (en) * | 2014-08-29 | 2015-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of technical silicon melting |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2015157284A (en) | 2017-07-05 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
WO2014003123A1 (en) | Steel slag reduction method | |
ITUA20163986A1 (en) | METHOD AND EQUIPMENT FOR THE PRODUCTION OF CAST IRON, CAST IRON PRODUCED ACCORDING TO THAT METHOD | |
JP6230531B2 (en) | Method for producing metallic chromium | |
CN102051492A (en) | Method for removing iron impurity from magnesium alloy by using Al-B intermediate alloy | |
CN104178684A (en) | Smelting method of chromium-molybdenum-copper-nickel-tin-antimony low-alloy wear-resistant cast iron | |
CN104195469A (en) | Alloy steel for automobile brake disc and manufacturing method for alloy steel | |
CN105940120B (en) | The method and electric arc furnaces of steel processed in electric arc furnaces | |
RU2629415C2 (en) | Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace | |
CN104975139B (en) | A kind of method that Fe-based perovskite-like oxide is produced with scrap iron | |
CN102974771A (en) | Casting forming preparation method of pressure reducing valve body | |
CN104561835A (en) | High-strength wear-resisting alloy steel and preparation method thereof | |
CN102747231A (en) | Method for treating copper dross by induction electric furnace | |
CN105274350A (en) | Electroslag remelting arc initiating agent, device for preparing electroslag remelting arc initiating agent and using method of device for preparing electroslag remelting arc initiating agent | |
RU2347836C1 (en) | Method of alloy production on base of nickel and magnesium | |
KR20220098213A (en) | Molten Steel Manufacturing Method | |
CN101191172A (en) | Producing method for preventing aluminum-manganese-iron alloy pulverizing | |
CN108441595A (en) | A kind of fluxing agent of the fast fast thawing of vanadium slag point useless absolutely, preparation method and molten divide method | |
Amelin et al. | Characteristic Features of the Gas Injection Process in Oxygen Converters That Use Iron-Containing Slag Produced During Steel Smelting | |
Makhambetov et al. | Smelting of vanadium-containing alloys with using non-standard reducing agents | |
JP3700184B2 (en) | Method of charging scrap into the blast furnace | |
RU2756057C2 (en) | Method for obtaining vanadium cast iron from iron-vanadium raw materials | |
JP4686659B2 (en) | Operation method of copper converter | |
WO2012002897A4 (en) | Process for making a steel melt containing carbide forming elements from iron based raw material and a mineral containing the carbide forming element, an mixture for alloying steel and use of a mineral containing carbide forming elements for alloying a steel melt | |
US20170130284A1 (en) | Products and processes for producing steel alloys using an electric arc furnace | |
RU2716906C1 (en) | Method of silicon and ferrosilicon melting |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20181231 |
|
NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20210903 |