Verfahren zur Herstellung einer kalkaluminathaltigen Schlacke. Schmilzt man tonerdehaltige und eisen arme Silikate, wie z. B. Labradorit, Anda- lusit oder dergleichen, mit Kalkstein zusam men in der Absicht, Kalkaluminatschlacken zu gewinnen, die für die Aufarbeitung zu Tonerde geeignet sind, ohne dass man einen wesentlichen Teil der Kieselsäure zu Ferro- silizium reduziert, so dass die Hauptmenge der Kieselsäure somit in der Schlacke ver bleibt,
so begegnet man bei den in Frage kommenden Chargezusammensetzungen ver schiedenen Schwierigkeiten.
Die Eigenschaften solcher Ansätze wei chen nämlich stark von den für elektro thermische Prozesse üblichen Rohstoff chargen ab.
Der hohe Kieselsäuregehalt der Schlacke muss mittels Kalk gebunden werden, wobei sich gewöhnlich die Verbindung 2 Ca0Si0, bildet; der Tonerdegehalt dagegen muss in der Weise umgesetzt werden, dass man rech nungsgemäss die Kalkaluminate 5 Ca0A1203 bezw. 3 CaOAl_03 erhält. Mit Labradorit oder Andalusit als Rohstoff werden je Tonne Silikat etwa 2,1 t gewöhnlicher Kalkstein verwendet.
Das beschriebene Schmelzverfah ren ist daher durch einen ausserordentlich hohen Kalksteingehalt in der Charge gekenn zeichnet.
Ein zweites Kennzeichen ist die eisenarme Charge, der nur minimale Mengen schmelz- punktreduzierende Flussmittel und elektrisch leitende Bestandteile zugeführt werden. Das dritte Kennzeichen, das sich aus vor stehendem ergibt, ist die Tatsache, dass man eine besonders koksarme Charge erhält. Man hat nämlich nur die Möglichkeit, so viel Koks zuzugeben, dass ein zu starker Angriff auf Elektroden und Ofenfütterung vermieden wird.
Mit dem niedrigen Koksgehalt der Charge werden die elektrischen Leitungsver hältnisse und gleichzeitig die Wärmevertei- lungsverhältnis.se im Ofen schlecht und un sicher und die Charge wenig porös und gas durchlässig.
Die hier erwähnten Eigenschaften der Rohstoffcharge erschweren die Durchführung des beschriebenen Schmelzprozesses wesent lich. Die Trocknung und Kalzinierung der Rohstoffe muss über dem Schmelzbad selbst durchgeführt werden und bei der grossen Kalksteinmenge und dem relativ grossen Materialdurchgang ist eine beträchtliche Roh materialhöhe erforderlich. Diese Höhe ist je doch dadurch begrenzt, dass man nur einen bestimmten Druck der Rohstoffe auf das untenliegende Schmelzbad zulassen darf; sie muss ferner der Durchlässigkeit der Charge angepasst werden, besonders dann, wenn man grosse Gasmengen erhält.
Weiter muss mit der Verwendung von bergfeuchten Rohstoffen gerechnet werden sowie mit demjenigen Gehalt an- Feingut, welches sich durch die Vorbrechung auf etwa 80 mm ergibt. Die Charge wird durch dieses Feingut verdichtet; das Feinmaterial fördert Sinterreaktionen und Brückenbildun gen, weshalb Staub und Feingut weitmög- liehst vermieden werden müssen.
Es wurde ein Schmelzen von Kalkalu minatschlacken, die für die Weitsrbehand- lung zu Tonerde berechnet waren, mit Roh stoffchargen von Andalusit sowie von La bradorit als Ausgangsmaterial in industriel lem Massstab durchgeführt.
Das Verfahren ist in einem offenen Ofen durchführbar, weil man in diesem Fall Ge legenheit hat, die Materialhöhe zu variieren und durch mechanische Eingriffe eine Brük- kenbildung in der Charge zu beseitigen. Stö rungen, die durch eventuelles Schlackensprit zen oder dergleichen entstanden sind, können v erhältnismässig leicht beseitigt werden.
In einem geschlossenen Ofen und beson ders bei den Ausführungen, die eine Verwer tung der gebildeten brennbaren Gase erlau ben, ist die Materialhöhe konstant, der Schmelzverlauf schwerer zu kontrollieren, und Unregelmässigkeiten führen leicht zu Betriebsstörungen.
Bei neuzeitlichen, grossindustriellen Schmelzanlagen kommt nur ein Arbeiten in geschlossenen Öfen in Betracht, andernfalls ist es unmöglich, in ausreichend betriebssiche rer Weise den beschriebenen Schmelzprozess durchzuführen. Bei gleichzeitigem Zusatz von Eisenerz können unter Umständen die Verhältnisse etwas verbessert werden.
Es ist bei andern metallurgischen Ver fahren bekannt, den Kalkstein durch ge brannten Kalk zu ersetzen, wodurch die Nachteile, die durch die Dissoziation der grossen Kalksteinmengen entstehen, vermie den werden; um aber einen ruhigen Betrieb zu sichern, muss auch die Kalkstaubbildimg vermieden werden. Es kommt nur Stückkalk in Frage, der aber eine kostspielige Ware ist und sich wenig zur Lagerung und zum mechanischen Transport eignet.
Bei der Ver wendung von gebranntem Kalk wird der Koksverbrauch auf ein Minimum herab- gesetzt, da keine Kohlensäure zugegen ist, die mit Kohlenstoff reagieren kann, und da die Charge noch annähernd eisenfrei bleibt, ist auf diese Weise eine Lösung des Pro blems kaum zu finden.
Das Ziel ist, eine wirtschaftliche und zweckmässige Charge aus tonerdehaltigen Silikaten herzustellen und zu behandeln. Es ist nim gelungen, ein. Verfahren zu finden, welches zu einer Lösung des Problems führt und eine moderne industrielle Herstellung von Kalkaluminatschlacken aus den erwähn ten Rohstoffen erlaubt.
Das ist als ein erheb licher technischer Fortschritt zu bezeichnen, denn die Verwertung von billigen und sonst wenig brauchbaren Rohstoffen für die Ton erdeherstellung ist von besonderem Interesse.
Die vorliegende Erfindung betrifft nun ein Verfahren zur Herstellung einer kalk aluminathaltigen Schlacke, bei welchem man Kalk zusammen mit einem Tonerde enthal tenden Silikat erhitzt, so dass sich der Kalk mit der Tonerde des Silikates zu Kalk aluminat und mit der Kieselsäure des Sili kates zu Kalksilikat umsetzt.
Dieses Verfahren ist dadurch gekenn zeichnet, dass man .ein vorher aus Kalkstein, Eisenoxyd und Silikatstaub hergestelltes, praktisch kohlensäurefreies, stückförmiges Sinterprodukt mit einem stückförmigen, Ton erde enthaltenden Silikat und Koks mischt und diese Mischung einem\ elektrischen Schmelzprozess unterwirft, wobei einerseits Roheisen und anderseits eine Kalkaluminat- schlacke mit mindestens<B>10%</B> Kieselsäure gehalt,
die zur Weiterarbeitung auf Tonerde geeignet ist, erhalten werden.
Auf diese Weise erhält man eine gut lei tende Charge, die leicht zu behandeln ist und die ein gutes und gleichmässiges Nach sinken im Ofen gewährleistet. Es kann auch eine poröse Charge erhalten werden, da der Eisenoxydzusatz so gewählt werden kann, dass ein passender Kokszusatz als Reduk- tionsmaterial ermöglicht wird.
Die Dissoziation des Kalksteines und die daraus folgenden nachteiligen Nebenreaktio- nen und Ofenverhältnisse werden vermieden. Der Schlacke kann leichter ein zweckentspre chender Gehalt an schmelzpunktreduzieren- den Oxyden verliehen werden; das reduzierte Eisen schützt den Ofenboden und bewirkt eine Ausgleichung der thermischen Verhält nisse im Ofen.
Beispiel: In einem Saugsinterapparat werden durch Erhitzen von etwa 975 kg Kalkstein (bis 5 mm) " 10 " Labradoritstaub (bis 5 mm) " 300 " Eisenoxyd in Form von Eisenerzschlick und " 130 " Koksgriess (bis 5 mm) auf eine Temperatur von über 1000 C diese Materialien gesintert. Das dabei erhaltene stückförmige Sinterprodukt ist praktisch kohlensäurefrei.
Etwa 850 kg des so erhaltenen groben Sinterproduktes (über 10 mm) werden, mit etwa 450 kg grobgesiebtem Labradorit (über 5 mm) und etwa 75 kg Koks (über 5 mm) gemischt und in einem elektrischen Ofen ge schmolzen.
Man erhält dabei 1 Tonne Schlacke von folgender Zusammensetzung: etwa 25,3 % SiO2 32 14,4% A1203 " 58,0% CaO " 1,1 % Mg0 "<B>0,9%</B> Fe0 "<B>0,5%</B> TiO2 "<B>0,3%</B> (CaS) und .etwa. 210 kg Roheisen von der nach stehenden Analyse:
etwa 4,6% C " 1,0% si "<B>0,6%</B> V " 0,7% Ti " 0,03 % P " 0,4% Mn Spuren S; kWh-Verbrauch, berechnet je Tonne Schlacke, etwa 1100.
Process for producing a slag containing calcium aluminate. If you melt silicates containing alumina and low in iron, such as B. labradorite, andalusite or the like, men together with limestone with the intention of winning Kalkaluminatschlacken, which are suitable for processing to alumina, without reducing a substantial part of the silica to ferrosilicon, so that the majority of the Silica remains in the slag,
so one encounters ver various difficulties with the batch compositions in question.
The properties of such approaches differ significantly from the raw material batches customary for electro-thermal processes.
The high silica content of the slag must be bound by means of lime, whereby the compound 2 Ca0Si0 is usually formed; the alumina content, on the other hand, has to be implemented in such a way that, according to the calculation, the calcium aluminates 5 Ca0A1203 respectively. 3 CaOAl_03 received. With labradorite or andalusite as raw material, around 2.1 t of ordinary limestone are used per ton of silicate.
The melting process described ren is therefore characterized by an extraordinarily high limestone content in the batch.
A second characteristic is the low-iron charge, to which only minimal amounts of melting point-reducing flux and electrically conductive components are added. The third characteristic that emerges from the foregoing is the fact that a particularly low-coke batch is obtained. You only have the option of adding enough coke to avoid too strong an attack on the electrodes and furnace lining.
With the low coke content of the charge, the electrical conduction and, at the same time, the heat distribution ratio in the furnace are bad and unsafe and the charge is not very porous and gas permeable.
The properties of the raw material batch mentioned here make it difficult to carry out the described melting process. The drying and calcination of the raw materials must be carried out above the melt pool itself and with the large amount of limestone and the relatively large material passage, a considerable amount of raw material is required. However, this amount is limited by the fact that you can only allow a certain pressure of the raw materials on the melt pool below; it must also be adapted to the permeability of the charge, especially when large amounts of gas are obtained.
The use of mountain-moist raw materials must also be expected, as well as the fine material content that results from the pre-crushing to about 80 mm. The batch is compacted by this fine material; the fine material promotes sintering reactions and bridging conditions, which is why dust and fine material must be avoided as far as possible.
A smelting of calcium aluminate slag, which had been calculated into alumina for further treatment, was carried out with raw material batches of andalusite and of la bradorite as the starting material on an industrial scale.
The process can be carried out in an open furnace, because in this case you have the opportunity to vary the height of the material and to remove bridges in the batch through mechanical interventions. Malfunctions caused by possible slag splashing or the like can be eliminated relatively easily.
In a closed furnace and especially in the versions that allow the combustible gases formed to be recycled, the material height is constant, the melting process is more difficult to control, and irregularities can easily lead to operational disruptions.
In modern, large-scale industrial smelting plants, only working in closed ovens comes into consideration, otherwise it is impossible to carry out the smelting process described in a sufficiently reliable manner. If iron ore is added at the same time, the situation may possibly be improved somewhat.
It is known in other metallurgical processes to replace the limestone with burnt lime, thereby avoiding the disadvantages caused by the dissociation of the large amounts of limestone; However, in order to ensure quiet operation, the formation of lime dust must also be avoided. Lump lime is the only option, but it is an expensive commodity and is not very suitable for storage and mechanical transport.
When using quick lime, the coke consumption is reduced to a minimum, since there is no carbonic acid present that can react with carbon, and since the charge remains almost iron-free, a solution to the problem can hardly be found in this way .
The aim is to produce and treat an economical and practical batch of alumina-containing silicates. Neither managed to get a. To find a method which leads to a solution to the problem and allows modern industrial production of calcium aluminate slags from the raw materials mentioned.
This can be described as a considerable technical advance, because the utilization of cheap and otherwise hardly usable raw materials for clay earth manufacture is of particular interest.
The present invention relates to a method for producing a lime-aluminate-containing slag, in which lime is heated together with an alumina containing silicate, so that the lime reacts with the alumina of the silicate to form calcium aluminate and with the silica of the silicate to form calcium silicate .
This process is characterized in that a practically carbonic acid-free, lumpy sintered product previously made from limestone, iron oxide and silicate dust is mixed with a lumpy, clay containing silicate and coke and this mixture is subjected to an electrical melting process, with pig iron on the one hand and pig iron on the other a calcium aluminate slag with at least <B> 10% </B> silica content,
which is suitable for further processing on alumina can be obtained.
In this way, you get a good conducting batch that is easy to handle and that ensures good and even sinking in the oven. A porous charge can also be obtained, since the addition of iron oxide can be selected in such a way that a suitable addition of coke is made possible as a reducing material.
The dissociation of the limestone and the resulting disadvantageous side reactions and furnace conditions are avoided. The slag can more easily be given an appropriate content of melting point-reducing oxides; the reduced iron protects the furnace floor and balances out the thermal conditions in the furnace.
Example: In a suction sintering apparatus, "10" labradorite dust (up to 5 mm), "300" iron oxide in the form of iron ore silt and "130" coke grit (up to 5 mm) are heated to a temperature of over 1000 C sintered these materials. The lump-shaped sintered product obtained is practically free of carbonic acid.
About 850 kg of the coarse sintered product obtained in this way (over 10 mm) are mixed with about 450 kg of coarsely sieved labradorite (over 5 mm) and about 75 kg of coke (over 5 mm) and melted in an electric furnace.
This gives 1 ton of slag with the following composition: about 25.3% SiO2 32 14.4% A1203 "58.0% CaO" 1.1% Mg0 "0.9% Fe0" B > 0.5% </B> TiO2 "<B> 0.3% </B> (CaS) and about 210 kg of pig iron from the following analysis:
about 4.6% C "1.0% si" <B> 0.6% </B> V "0.7% Ti" 0.03% P "0.4% Mn traces S; kWh consumption, calculated per ton of slag, around 1100.