RU2488639C1 - Method for silicothermic magnesium production - Google Patents
Method for silicothermic magnesium production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2488639C1 RU2488639C1 RU2012107400/02A RU2012107400A RU2488639C1 RU 2488639 C1 RU2488639 C1 RU 2488639C1 RU 2012107400/02 A RU2012107400/02 A RU 2012107400/02A RU 2012107400 A RU2012107400 A RU 2012107400A RU 2488639 C1 RU2488639 C1 RU 2488639C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- magnesium
- furnace
- dolomite
- temperature
- condensate
- Prior art date
Links
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 53
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 52
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 32
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 15
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 37
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 claims abstract description 37
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 25
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 17
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 17
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 238000009833 condensation Methods 0.000 claims abstract description 6
- 230000005494 condensation Effects 0.000 claims abstract description 6
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 12
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 2
- -1 roasting of dolomite Chemical compound 0.000 claims description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 abstract description 4
- 239000000446 fuel Substances 0.000 abstract description 4
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 238000000137 annealing Methods 0.000 abstract 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 abstract 1
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 15
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 12
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 10
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 9
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical group [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 241000272201 Columbiformes Species 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L calcium carbonate Substances [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 2
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical class [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 235000010216 calcium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002144 chemical decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent 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
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011160 magnesium carbonates Nutrition 0.000 description 1
- 238000009869 magnesium metallurgy Methods 0.000 description 1
- 235000012245 magnesium oxide Nutrition 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области первичной металлургии цветных металлов, в частности к способу силикотермического производства магния.The invention relates to the field of primary metallurgy of non-ferrous metals, in particular to a method for silicothermic production of magnesium.
Известен способ силикотермического производства магния (способ 1), состоящий в обжиге доломита, дроблении обожженного доломита и ферросилиция, совместном их измельчении и брикетировании, восстановлении магния из брикетов в реторте, находящейся в печи. Восстановление магния происходит при температуре 1150-1200°С в вакууме с конденсацией паров магния в твердом виде в холодной зоне реторты. После процесса восстановления плавка магниевого конденсата осуществляется в печи под флюсом при температуре 700-750°С /L.M.Pidgeon, W.A. Alexander. Thermal production of Magnesium-Pilot-plant Studies on the Retort Ferrosilicon Process. New York Meeting: Trans. Am. Inst. Min. Mater.Eng. 1944, 159, 315-352 /. Процесс восстановления ведут в ретортах из нержавеющей стали, в печи восстановления их число достигает 50. Вакуум в ретортах 13-15 Па. Этот способ носит название «способ Пиджена» по фамилии автора Пиджена Ллойда - профессора Канадского исследовательского центра. Тепловой режим в печи обжига, печи восстановления и печи плавки можно создать путем сжигания твердого, жидкого или газообразного топлива. В настоящее время на заводах Китая используют природный или коксовый газ. На заводах Японии в отличие от способа Пиджена для разогрева печей восстановления и плавки применили электроэнергию, что привело к повышению себестоимости магния за счет высокой цены на электроэнергию и, как следствие, остановке этих заводов в 2002 году.A known method of silicothermal production of magnesium (method 1), which consists in roasting dolomite, crushing the calcined dolomite and ferrosilicon, their joint grinding and briquetting, the restoration of magnesium from briquettes in a retort located in the furnace. The reduction of magnesium occurs at a temperature of 1150-1200 ° C in vacuum with the condensation of magnesium vapor in solid form in the cold zone of the retort. After the recovery process, the magnesium condensate is melted in a submerged arc furnace at a temperature of 700-750 ° C / L.M. Pidgeon, W.A. Alexander Thermal production of Magnesium-Pilot-plant Studies on the Retort Ferrosilicon Process. New York Meeting: Trans. Am. Inst. Min. Mater.Eng. 1944, 159, 315-352 /. The recovery process is carried out in stainless steel retorts, in the recovery furnace their number reaches 50. The vacuum in the retorts is 13-15 Pa. This method is called the "Pigeon Method" by the name of the author Pigeon Lloyd - a professor at the Canadian Research Center. Thermal conditions in the kiln, recovery furnace and smelting furnace can be created by burning solid, liquid or gaseous fuels. Currently, China's plants use natural or coke oven gas. In factories of Japan, unlike the Pigeon method, electric energy was used to heat recovery and smelting furnaces, which led to an increase in the cost of magnesium due to the high price of electricity and, as a result, the shutdown of these plants in 2002.
Известен способ силикотермического производства магния (способ 2), состоящий в обжиге доломита, дроблении обожженного доломита и ферросилиция, совместном их измельчении и брикетировании, восстановлении магния из брикетов при температуре 1150-1200°С в вакууме с конденсацией паров магния в твердом виде в холодной зоне, плавке магниевого конденсата в печи под флюсом при температуре 700-750°С /C.Bettanini et al.Soc. Ital. Magnesio, Pat.US 4238223, 4238224, 1980/. Этот способ известен под названием «способ Больцано» в Италии и «способ БразМаг» в Бразилии. Физико-химические основы этого способа полностью идентичны способу Пиджена. Вакуум в зоне восстановления менее 400 Па. Отличие oт способа 1 заключается в том, что процесс восстановления ведут в специальных реакторах, внутри которых имеется конструкция, подобная этажерке, куда помещается брикетированная шихта, а тепловой режим создается с помощью электронагревателей. В реакторе восстановления на производство 1 т магния расходуется около 7000 кВт·ч электроэнергии. Завод в г.Больцано (Италия) был остановлен в 2000 году, не выдержав конкуренции со стороны китайских поставщиков магния из-за высокой стоимости электроэнергии и соответственно себестоимости магния.A known method of silicothermal production of magnesium (method 2), which consists in roasting dolomite, crushing the calcined dolomite and ferrosilicon, their joint grinding and briquetting, the restoration of magnesium from briquettes at a temperature of 1150-1200 ° C in vacuum with the condensation of magnesium vapor in solid form in a cold zone smelting magnesium condensate in a submerged arc furnace at a temperature of 700-750 ° C. / C. Bettanini et al. Soc. Ital. Magnesio, Pat. US 4238223, 4238224, 1980 /. This method is known as the "Bolzano method" in Italy and the "BrazMag method" in Brazil. The physicochemical basis of this method is completely identical to the Pigeon method. Vacuum in the recovery zone is less than 400 Pa. The difference from method 1 is that the recovery process is carried out in special reactors, inside which there is a structure similar to a whatnot, where the briquetted charge is placed, and the thermal regime is created using electric heaters. In the reduction reactor, about 7000 kWh of electricity is consumed for the production of 1 ton of magnesium. The plant in Bolzano (Italy) was shut down in 2000, unable to withstand competition from Chinese magnesium suppliers due to the high cost of electricity and, accordingly, the cost of magnesium.
Известен способ силикотермического производства магния (способ 3), состоящий в обжиге доломита, дроблении обожженного доломита, ферросилиция и боксита (или глинозема) и их загрузке в печь восстановления, восстановлении магния из расплавленной шихты при температуре 1650-1950°С в вакууме 400-670 Па с конденсацией паров магния в жидком виде в холодной зоне, рафинирующей переплавке магниевого конденсата в печи под флюсом при температуре 700-750°С / C.Faure, J.Marchal, Metals, 16(1964) 721/. Печь восстановления представляет собой электродуговую печь с расходом электроэнергии около 9000 кВт·ч на 1 т магния, а боксит или глинозем добавляют в шихту для получения жидкой реакционной массы. Этот способ носит название «способ Магнетерм» и был впервые внедрен в 1963 году на заводе Pechiney Electrometallurgie (Франция), а также North West Alloys (США), Japan Metals and Chemicals (Япония) и Magnohrom (Югославия). Несмотря на то, что способ 3 по сравнению со способом 2 более совершенный в технологическом отношении заводы были остановлены в 2000-2002 годах из-за высокого расхода электроэнергии и, соответственно, более высокой себестоимости магния.A known method of silicothermal production of magnesium (method 3), which consists in roasting dolomite, crushing calcined dolomite, ferrosilicon and bauxite (or alumina) and loading them into a reduction furnace, reducing magnesium from a molten charge at a temperature of 1650-1950 ° C in a vacuum of 400-670 Pa with condensation of magnesium vapor in liquid form in a cold zone, refining remelting of magnesium condensate in a submerged furnace at a temperature of 700-750 ° C / C. Faure, J. Marchal, Metals, 16 (1964) 721 /. The recovery furnace is an electric arc furnace with an electric power consumption of about 9000 kWh per 1 ton of magnesium, and bauxite or alumina is added to the mixture to obtain a liquid reaction mass. This method is called the “Magneterm method” and was first introduced in 1963 at the Pechiney Electrometallurgie plant (France), as well as North West Alloys (USA), Japan Metals and Chemicals (Japan) and Magnohrom (Yugoslavia). Despite the fact that method 3, compared to method 2, technologically more advanced plants were stopped in 2000-2002 due to the high energy consumption and, accordingly, the higher cost of magnesium.
В вышеуказанных источниках отсутствуют сведения о температуре обжига доломита. Однако из литературных данных известно, что она изменяется в достаточно широком интервале 1100-1250°С (Стрелец Х.Л., Тайц А.Ю., Гуляницкий Б.С.Металлургия магния. М., Металлургиздат, 1960, с.45).In the above sources there is no information about the firing temperature of dolomite. However, from literature data it is known that it varies in a rather wide range of 1100-1250 ° C (Strelets Kh.L., Taits A.Yu., Gulyanitsky B.S. Magnesium metallurgy. M., Metallurgizdat, 1960, p. 45) .
Способ 1 взят в качестве прототипа по доминирующему признаку, определяемому тепловыми режимами в каждом из переделов технологической цепочки - в печах обжига, восстановления и плавки. Кроме того, в данном способе для создания тепловых режимов используется тот же энергоноситель, что и в заявляемом.Method 1 is taken as a prototype according to the dominant feature determined by thermal conditions in each of the stages of the technological chain - in kilns of firing, recovery and smelting. In addition, in this method for creating thermal conditions, the same energy source is used as in the claimed one.
Прототип обладает существенным недостатком, который заключается в значительном расходе тепловой энергии, следовательно, и природного газа суммарно и в каждом из переделов технологической цепочки - в печах обжига, восстановления и плавки. При этом все печи имеют свои индивидуальные топливосжигающие агрегаты - форсунки, топливопроводы, компрессоры для воздуха, контрольно-регулирующее оборудование и дутьевые вентиляторы для создания тяги и выброса в атмосферу отходящих газов. Они создают для каждого конкретного передела свой индивидуальный тепловой режим. Кроме того, для эксплуатации технологического оборудования требуется порядка 500 кВт·ч электроэнергии. Материальный баланс всей технологической схемы силикотермического производства магния по способу-прототипу показал, что на производство 1 т магния расходуется 10,9 т доломита, а при его обжиге получается 5,8 т обожженного доломита. Тепло от сжигания топлива идет на предварительный прогрев и обезвоживание исходного доломита (поэтому его техническое название - сырой доломит) до 200°С, на обжиг доломита (химическое разложение карбонатов кальция и магния на оксиды кальция и магния, диоксид углерода), который заканчивается при температуре 950°С и на некоторый «пережог» для гарантированного полного обжига доломита, чтобы в обожженном доломите не было следов карбонат-ионов во избежание нарушения вакуума в реакционной зоне реторты. Поэтому допускается возможное увеличение температуры обжига до 1250°С. На передел обжига доломита требуется 8700 кВт·ч тепла или 940 м3 природного газа. Шихта для брикетирования состоит из 5,8 т обожженного доломита и 1,1 т ферросилиция-75 (содержание кремния 75%). На разогрев печи восстановления с 50 ретортами и на создание теплового режима в интервале 1150-1200°С требуется 15556 кВт·ч или 1600 м3 природного газа из расчета производства 1 т магния. Магний имеет температуру плавления 650°С, в печи плавки должен быть обеспечен перегрев в 50-100°С, соответственно температура в печи под флюсом составляет 700-750°С. Технология плавки конденсата магния включает предварительную загрузку в тигель солевого покровного флюса, например, ВИ-2, его расплавление, куски конденсата магния должны утапливаться в расплавленный флюс, после полного набора необходимого по массе магниевого конденсата и его полного расплавления производится перемешивание и отстаивание в течение 1,0-1,5 часов всего содержимого тигля. После этого производится выпивка металла и его разливка в чушки или другой вид товарной продукции. В этом переделе на плавку 1 т магния требуется порядка 4764 кВт·ч энергии или 490 м природного газа. Как видно из описания способа-прототипа, в печи восстановления поддерживается температура 1150-1200°С и соответственно, отходящие газы на выходе из печи имеют такую же температуру и далее отправляются в дымовую трубу. Таким образом, на производство 1 т магния суммарно потребуется 29459 кВт·час энергии или 3030 м3 природного газа.The prototype has a significant drawback, which consists in a significant consumption of thermal energy, therefore, natural gas in total and in each of the process chain redistributions - in kilns of firing, reduction and smelting. At the same time, all furnaces have their own individual fuel-burning units - nozzles, fuel lines, air compressors, control and regulation equipment and blowers for creating draft and exhaust gas emission into the atmosphere. They create for each specific redistribution their individual thermal regime. In addition, the operation of technological equipment requires about 500 kWh of electricity. The material balance of the whole technological scheme of silicothermal magnesium production by the prototype method showed that 10.9 tons of dolomite are consumed for the production of 1 ton of magnesium, and when it is fired, 5.8 tons of calcined dolomite are obtained. The heat from burning fuel goes to preheating and dehydrating the initial dolomite (therefore its technical name is raw dolomite) to 200 ° C, to firing dolomite (chemical decomposition of calcium and magnesium carbonates into calcium and magnesium oxides, carbon dioxide), which ends at a temperature 950 ° С and a certain “burn-out” for guaranteed complete firing of dolomite so that there are no traces of carbonate ions in the fired dolomite in order to avoid violation of the vacuum in the reaction zone of the retort. Therefore, a possible increase in firing temperature to 1250 ° C is allowed. For the redistribution of firing dolomite, 8700 kWh of heat or 940 m 3 of natural gas are required. The briquetting mixture consists of 5.8 tons of calcined dolomite and 1.1 tons of ferrosilicon-75 (silicon content 75%). To heat the recovery furnace with 50 retorts and to create a thermal regime in the range of 1150-1200 ° C, 15556 kWh or 1600 m 3 of natural gas are required based on the production of 1 ton of magnesium. Magnesium has a melting point of 650 ° C, an overheat of 50-100 ° C should be provided in the smelting furnace, respectively, the temperature in the furnace under the flux is 700-750 ° C. The technology of smelting magnesium condensate involves pre-loading a salt coating flux, for example, VI-2, into a crucible, melting it, pieces of magnesium condensate must be smelted into a molten flux, after a complete set of the magnesium condensate required by mass and its full melting is carried out, mixing and settling is carried out for 1 , 0-1.5 hours of the entire contents of the crucible. After that, the metal is drunk and poured into ingots or another type of marketable product. In this redistribution for melting 1 ton of magnesium, about 4764 kWh of energy or 490 m of natural gas are required. As can be seen from the description of the prototype method, the temperature of 1150-1200 ° C is maintained in the recovery furnace, and accordingly, the exhaust gases at the outlet of the furnace have the same temperature and are then sent to the chimney. Thus, a total of 29459 kWh of energy or 3030 m 3 of natural gas will be required to produce 1 ton of magnesium.
Целью предлагаемого способа является уменьшение расхода тепловой энергии для создания необходимого теплового режима, снижение выбросов отходящих газов, улучшение показателей процесса обжига доломита. Кроме того, в три раза сокращается количество топливосжигающих агрегатов, которые используются в технологической схеме. Существенная новизна изобретения состоит в том, что отходящие газы печи восстановления направляют в печь обжига доломита и в печь плавки магниевого конденсата, а их скорость подачи регулируют таким образом, чтобы отходящие газы из печи обжига имели температуру 100-150°С и температура расплава магниевого конденсата в печи плавки была 700-750°С. При этом разбавление воздухом отходящих газов не требуется, а перегрев доломита приведет только к некоторому «пережогу», необходимому по технологии подготовки обожженного доломита к вакуумному восстановлению ферросилицием. Печь обжига представляет собой шахтную печь с противотоком обжигаемого доломита и горячих газов. Снижение температуры отходящих газов печи обжига менее 100°С приведет к конденсации паров воды из-за естественной влажности сырого доломита в верхней части шахтной печи, что отрицательно скажется на качестве обожженного доломита при этом возможен недожог доломита и наличие карбонат-ионов в готовом полупродукте. Превышение температуры отходящих газов печи обжига более 150°С вызовет повышенный расход горячих газов и, соответственно, тепловой энергии на передел обжига доломита. Принудительная подача горячих газов печи восстановления в печь обжига и, соответственно, принудительное удаление отходящих газов из печи обжига, положительно скажется и на кинетике реакции разложения доломита - двойного карбоната кальция и магния, что объясняется принципом Ле-Шателье, согласно которому для сдвига реакции в сторону разложения доломита необходимо удаление углекислого газа из зоны реакции разложения. Поддержание температуры расплава магниевого конденсата в печи плавки в интервале 700-750°С объясняется тем, что снижение температуры менее 700°С приведет к увеличению времени плавки и соответственно тепловых и трудовых затрат. Увеличение температуры расплава более 750°С связано с возможными потерями магния за счет увеличения парциального давления паров магния, с дополнительным расходом тепловой энергии и ухудшением условий труда около печи плавки для производственного персонала. Снижение энергозатрат уменьшает себестоимость магния-сырца и повышает конкурентоспособность полученной товарной продукции. Кроме того, уменьшение количества отходящих газов, которые являются парниковыми, улучшает экологическую обстановку.The aim of the proposed method is to reduce the consumption of thermal energy to create the necessary thermal regime, reduce emissions of exhaust gases, improve the performance of the firing process of dolomite. In addition, the number of fuel-burning units that are used in the technological scheme is reduced by three times. A significant novelty of the invention lies in the fact that the exhaust gases from the reduction furnace are sent to the dolomite kiln and to the magnesium condensate melting furnace, and their feed rate is controlled so that the exhaust gases from the kiln have a temperature of 100-150 ° C and the temperature of the magnesium condensate in the smelting furnace was 700-750 ° C. At the same time, air dilution of the exhaust gases is not required, and dolomite overheating will only lead to a certain “burnout” required by the technology of preparing the calcined dolomite for vacuum reduction by ferrosilicon. The kiln is a shaft furnace with a backflow of calcined dolomite and hot gases. Lowering the temperature of the exhaust gases of the kiln below 100 ° C will lead to condensation of water vapor due to the natural humidity of the raw dolomite in the upper part of the shaft furnace, which will negatively affect the quality of the calcined dolomite, and dolomite may be burned and the presence of carbonate ions in the finished intermediate. Exceeding the temperature of the exhaust gases of the kiln more than 150 ° C will cause an increased consumption of hot gases and, accordingly, thermal energy for the redistribution of firing dolomite. The forced supply of hot gases from the reduction furnace to the kiln and, correspondingly, the forced removal of exhaust gases from the kiln will positively affect the kinetics of the decomposition of dolomite - double calcium and magnesium carbonate, which is explained by the Le Chatelier principle, according to which, to shift the reaction to the side decomposition of dolomite requires the removal of carbon dioxide from the decomposition reaction zone. Maintaining the temperature of the molten magnesium condensate in the melting furnace in the range of 700-750 ° C is explained by the fact that lowering the temperature below 700 ° C will increase the melting time and, accordingly, heat and labor costs. An increase in the melt temperature of more than 750 ° C is associated with possible losses of magnesium due to an increase in the partial pressure of magnesium vapor, with an additional consumption of thermal energy and worsening working conditions near the smelting furnace for production personnel. Reducing energy costs reduces the cost of raw magnesium and increases the competitiveness of the resulting commercial products. In addition, reducing the amount of flue gases, which are greenhouse, improves the environmental situation.
ПримерExample
В качестве сырья для процесса получения магния использовался обожженный доломит с добавлением в качестве восстановителя ферросилиция. Отходящие газы печи восстановления при выходе из нее имели температуру 1150-1200°С, часть из них (60-65% объемных) было направлено в печь обжига доломита. Скорость подачи горячих газов из печи восстановления регулировали таким образом, чтобы отходящие газы на выходе из печи обжига имели температуру 100-150°С. Температура газов на входе в печь обжига составила 1100-1150°С и при анализе продуктов обжига карбонат-ионов не обнаружено, следовательно, термическая диссоциация доломита прошла полностью. По результатам эксперимента общий расход природного газа уменьшился на 30-32% по сравнению с прототипом.Calcined dolomite with the addition of ferrosilicon as a reducing agent was used as a raw material for the magnesium production process. The exhaust gases of the recovery furnace at the exit from it had a temperature of 1150-1200 ° C, some of them (60-65% by volume) were sent to the dolomite kiln. The feed rate of hot gases from the reduction furnace was controlled so that the exhaust gases leaving the calcination furnace had a temperature of 100-150 ° C. The gas temperature at the inlet to the firing furnace was 1100-1150 ° C and no carbonate ions were found in the analysis of the products of firing, therefore, the thermal dissociation of dolomite went completely. According to the results of the experiment, the total consumption of natural gas decreased by 30-32% compared with the prototype.
Отходящие газы печи восстановления (28-32% объемных) были направлены в печь плавки на нагрев расплава магниевого конденсата до температуры 690-740°С. В результате произошло снижение общего расхода природного газа на 15-17% по сравнению с прототипом. В итоге общее уменьшение расхода природного газа для создания необходимого теплового режима в двух переделах - при обжиге доломита и плавке магниевого конденсата, составило 46-48%. Результаты расчета сводного теплового баланса по прототипу и предлагаемому изобретению представлены в таблице 1.The exhaust gases of the reduction furnace (28-32% by volume) were sent to the smelting furnace to heat the magnesium condensate melt to a temperature of 690-740 ° C. As a result, there was a decrease in the total consumption of natural gas by 15-17% compared with the prototype. As a result, the total reduction in the consumption of natural gas to create the necessary thermal regime in two stages - during the firing of dolomite and the smelting of magnesium condensate, amounted to 46-48%. The calculation results of the summary heat balance of the prototype and the present invention are presented in table 1.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012107400/02A RU2488639C1 (en) | 2012-02-28 | 2012-02-28 | Method for silicothermic magnesium production |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012107400/02A RU2488639C1 (en) | 2012-02-28 | 2012-02-28 | Method for silicothermic magnesium production |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2488639C1 true RU2488639C1 (en) | 2013-07-27 |
Family
ID=49155661
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012107400/02A RU2488639C1 (en) | 2012-02-28 | 2012-02-28 | Method for silicothermic magnesium production |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2488639C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2552789C1 (en) * | 2013-12-18 | 2015-06-10 | ООО "Современные химические и металлургические технологии" (ООО "СХИМТ") | Method of metal magnesium production from waterless dichloride |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU177631A1 (en) * | А. С. Микулинский , В. А. Козлов | METHOD FOR PRODUCING METAL MAGNESIUM | ||
| DE1807609A1 (en) * | 1968-11-07 | 1970-06-11 | Avery Julian Miles | Magnesium prodn by metallothermal reduction |
| US4033759A (en) * | 1975-09-04 | 1977-07-05 | Ethyl Corporation | Process for producing magnesium utilizing aluminum metal reductant |
| US4238223A (en) * | 1979-06-25 | 1980-12-09 | Societa Italiana Per Il Magnesio E Leghe Di Magnesio S.P.A. | Method of extracting magnesium from magnesium oxides |
| WO1998008992A1 (en) * | 1996-08-30 | 1998-03-05 | Massachusetts Institute Of Technology | Method for production of magnesium |
| RU2149198C1 (en) * | 1999-11-09 | 2000-05-20 | Кожевников Георгий Николаевич | Method of magnesium production |
| RU2215050C1 (en) * | 2002-12-02 | 2003-10-27 | Барашков Александр Станиславович | Method of refining ore raw material and device for realization of this method |
-
2012
- 2012-02-28 RU RU2012107400/02A patent/RU2488639C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU177631A1 (en) * | А. С. Микулинский , В. А. Козлов | METHOD FOR PRODUCING METAL MAGNESIUM | ||
| DE1807609A1 (en) * | 1968-11-07 | 1970-06-11 | Avery Julian Miles | Magnesium prodn by metallothermal reduction |
| US4033759A (en) * | 1975-09-04 | 1977-07-05 | Ethyl Corporation | Process for producing magnesium utilizing aluminum metal reductant |
| US4066445A (en) * | 1975-09-04 | 1978-01-03 | Ethyl Corporation | Process for producing magnesium utilizing aluminum metal reductant |
| US4238223A (en) * | 1979-06-25 | 1980-12-09 | Societa Italiana Per Il Magnesio E Leghe Di Magnesio S.P.A. | Method of extracting magnesium from magnesium oxides |
| WO1998008992A1 (en) * | 1996-08-30 | 1998-03-05 | Massachusetts Institute Of Technology | Method for production of magnesium |
| RU2149198C1 (en) * | 1999-11-09 | 2000-05-20 | Кожевников Георгий Николаевич | Method of magnesium production |
| RU2215050C1 (en) * | 2002-12-02 | 2003-10-27 | Барашков Александр Станиславович | Method of refining ore raw material and device for realization of this method |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2552789C1 (en) * | 2013-12-18 | 2015-06-10 | ООО "Современные химические и металлургические технологии" (ООО "СХИМТ") | Method of metal magnesium production from waterless dichloride |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| WO2018192267A1 (en) | Lime kiln device for fully recovering co2 | |
| CN107108248A (en) | Process and apparatus for the preparation of calcined compounds for the production of calcined products | |
| CN102701608A (en) | Limekiln coproduction device | |
| JP2002060254A (en) | Shaft type lime burning furnace and method for producing quick lime | |
| EA032015B1 (en) | Method for smelting magnesium quickly and continuously | |
| CN101956037A (en) | Method and device for indirect heating type reduction iron making | |
| CN105366964A (en) | Lime-coke-calcium carbide production joint apparatus | |
| CN113816412A (en) | Method for firing calcium oxide by carbide slag | |
| CN102180604B (en) | Spinning bed equipment and process for producing high-activity lime with spinning bed | |
| CN102001837A (en) | Method and device for calcining materials by using low calorific value fuel | |
| RU2488639C1 (en) | Method for silicothermic magnesium production | |
| CN103966425B (en) | Efficient refining vanadium decarburization roasting boiler | |
| RU2678557C2 (en) | Metallurgical furnace | |
| CN104119007B (en) | A kind of telescopic shaft furnace with TRT | |
| RU2013146337A (en) | METALLURGICAL INSTALLATION WITH EFFECTIVE USE OF WASTE HEAT | |
| CN111763019B (en) | A carbon capture lime calcination system and its application method | |
| CN104119006B (en) | A kind of lime shaft kiln of built-in combustion room | |
| JP2023538851A (en) | Pyro treatment method for powder | |
| CN204125382U (en) | A kind of partition shaft furnace with power generation assembly | |
| CN112624636B (en) | Totally-enclosed multi-kiln serial oxygen for lime burning and CO byproduct 2 Method and apparatus of (a) | |
| CN204022689U (en) | A kind of telescopic shaft furnace with power generation assembly | |
| CN204022686U (en) | Utilize flue gas calcining to produce the device of lime | |
| Matyukhin et al. | Natural-gas heating of cupola furnaces for more energy-efficient iron production | |
| RU2553116C1 (en) | Method of metallurgical coke production | |
| CN208720183U (en) | The boiler that electric arc furnaces waste heat steel slag waste heat utilizes |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140301 |