RU2629415C2 - Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace - Google Patents

Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace Download PDF

Info

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
Application number
RU2015157284A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2015157284A (en
Inventor
Дмитрий Константинович Ёлкин
Сергей Валентинович Кошкин
Константин Сергеевич Ёлкин
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр"
Priority to RU2015157284A priority Critical patent/RU2629415C2/en
Publication of RU2015157284A publication Critical patent/RU2015157284A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2629415C2 publication Critical patent/RU2629415C2/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01BNON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B33/00Silicon; Compounds thereof
    • C01B33/02Silicon
    • C01B33/021Preparation
    • C01B33/023Preparation by reduction of silica or free silica-containing material
    • C01B33/025Preparation by reduction of silica or free silica-containing material with carbon or a solid carbonaceous material, i.e. carbo-thermal process
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22CALLOYS
    • C22C33/00Making ferrous alloys

Landscapes

  • Silicon Compounds (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method includes the metering of the charging material, containing the ore part and the carbonaceous reductants, charging material loading into the furnace, carbothermic reduction to form the slug, containing the silicon carbide and silica, and the melt and the mentioned slug discharge from the furnace. Simultaneously with the reduction melting introduction, the slug viscosity is reduced by the combined loading with the charging material of the technical silicon or siliceous ferroalloys fine fractions of sizes 0-40 mm in the amount of 0.5-15.0 kg for 1 MW of the furnace active capacity.
EFFECT: invention allows to increase the technical and economic parameters of the reduction melting by reducing the slug amount in the furnace.
9 ex

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

Figure 00000001
Figure 00000001

Образовавшийся монооксид кремния (SiO) вступает во взаимодействие с карбидом кремния шлака по реакцииThe resulting silicon monoxide (SiO) reacts with silicon carbide slag by reaction

Figure 00000002
Figure 00000002

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:

Figure 00000003
Figure 00000003

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)

Способ ведения восстановительной плавки в руднотермической электрической печи, включающий дозирование шихты, содержащей рудную часть и углеродистые восстановители, загрузку шихты в печь, карботермическое восстановление с образованием шлака, содержащего карбид кремния и кремнезем, и выпуск расплава и упомянутого шлака из печи, отличающийся тем, что одновременно с ведением восстановительной плавки снижают вязкость шлака путем совместной загрузки с шихтой мелких фракций технического кремния или кремнистых ферросплавов размером 0-40 мм в количестве 0,5-15,0 кг на 1 МВт активной мощности печи.A method of conducting reduction smelting in an ore-thermal electric furnace, comprising dosing a charge containing an ore part and carbonaceous reducing agents, loading the charge into the furnace, carbothermic reduction to form slag containing silicon carbide and silica, and discharging the melt and said slag from the furnace, characterized in that at the same time as reducing melting is carried out, the slag viscosity is reduced by co-loading fine fractions of industrial silicon or silicon ferroalloys with a size of 0-40 mm together with a charge an amount of 0,5-15,0 kg per 1 MW oven active power.
RU2015157284A 2015-12-30 2015-12-30 Reduction melting introduction method in ore-thermal electric furnace RU2629415C2 (en)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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