JPS591777B2 - アルミニウムの還元製錬法 - Google Patents
アルミニウムの還元製錬法Info
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- JPS591777B2 JPS591777B2 JP55053374A JP5337480A JPS591777B2 JP S591777 B2 JPS591777 B2 JP S591777B2 JP 55053374 A JP55053374 A JP 55053374A JP 5337480 A JP5337480 A JP 5337480A JP S591777 B2 JPS591777 B2 JP S591777B2
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B21/00—Obtaining aluminium
- C22B21/02—Obtaining aluminium with reducing
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
【発明の詳細な説明】
本発明はアルミナを含有する鉱石を還元製錬することに
よるアルミニウムの製造方法に係わり、更に詳しくは溶
鉱炉を使用して石炭などの炭素による直接還元製錬をお
こなうアルミニウムの製造方法に関するものである。
よるアルミニウムの製造方法に係わり、更に詳しくは溶
鉱炉を使用して石炭などの炭素による直接還元製錬をお
こなうアルミニウムの製造方法に関するものである。
アルミナの直接炭素還元については、古くから多くの研
究がなされ、その化学反応として次の式が考示されてい
る。
究がなされ、その化学反応として次の式が考示されてい
る。
Al2O3+3O−2AI+3CO・・・・・・・・・
・・・(1)(1)の反応は通常2,100℃にのぼる
高温度でのみ右方に進行し、かかる高温度では、アルミ
ニウムは蒸気状となって揮発し、それが冷却すると粉末
乃至煙霧となり、所謂鋳塊の製造は不可能とされていた
。
・・・(1)(1)の反応は通常2,100℃にのぼる
高温度でのみ右方に進行し、かかる高温度では、アルミ
ニウムは蒸気状となって揮発し、それが冷却すると粉末
乃至煙霧となり、所謂鋳塊の製造は不可能とされていた
。
反応が極めて高温度である為に、実験用として炭素電極
抵抗加熱炉が使用されるに止まっていた。
抵抗加熱炉が使用されるに止まっていた。
一方アルミナ(A12O3)とシリカ(8102)と炭
素(C)の三成分が共存する場合、温度上昇により化学
反応は次の如く進行することが知られている。
素(C)の三成分が共存する場合、温度上昇により化学
反応は次の如く進行することが知られている。
第1段、1200°C〜1900°C
8i02 +0 = S i O+ C!0 ・・
・・・・・・・・・・・・・・・・(2)SiO+20
=SiO+00 ・・・・・・・・・・・・・・・
・・・(3)Si02+2SiC=3Si +200
・・・・・・・・・・・・(4)2A1203+3
0=A140.C!+200 ・・・・・・・・・(
5)第2段 1900°C〜2000°C 3iO+5iO=2Si+00 ・・・・・・・・
・・・・・・・(6)2A1203+9O−A14C3
+6CO・・・・・・・・・・・・(7)第3段 20
00°C〜2100℃ A、l 00+Al O=8AI+400 ・・・・
・・・・・(8)44 43 2A、1403 + 3 S 102= 8A I +
38t + 600 ・・・・・・(9)A1203
+ 38IC= 2AI + 381 + 300
・・・・・・00)以上の反応式から明らかなように
、シリカ(Sin2)の炭素による還元は次の如く進行
する。
・・・・・・・・・・・・・・・・(2)SiO+20
=SiO+00 ・・・・・・・・・・・・・・・
・・・(3)Si02+2SiC=3Si +200
・・・・・・・・・・・・(4)2A1203+3
0=A140.C!+200 ・・・・・・・・・(
5)第2段 1900°C〜2000°C 3iO+5iO=2Si+00 ・・・・・・・・
・・・・・・・(6)2A1203+9O−A14C3
+6CO・・・・・・・・・・・・(7)第3段 20
00°C〜2100℃ A、l 00+Al O=8AI+400 ・・・・
・・・・・(8)44 43 2A、1403 + 3 S 102= 8A I +
38t + 600 ・・・・・・(9)A1203
+ 38IC= 2AI + 381 + 300
・・・・・・00)以上の反応式から明らかなように
、シリカ(Sin2)の炭素による還元は次の如く進行
する。
8102→SiO→S i C−+ S i生成した金
属珪素は2000℃前後の温度域での蒸気圧は1. m
m、前後で極めて小さく、揮発損失のおそれは殆どない
。
属珪素は2000℃前後の温度域での蒸気圧は1. m
m、前後で極めて小さく、揮発損失のおそれは殆どない
。
アルミナ(A12O2)の炭素による還元は、アルミニ
ウムオキシカーバイド(A1404C)、更にアルミニ
ウム・カーバイド(A14C3)を生成し、更に両者の
相互反応により、アルミニウムを生ずる事がある。
ウムオキシカーバイド(A1404C)、更にアルミニ
ウム・カーバイド(A14C3)を生成し、更に両者の
相互反応により、アルミニウムを生ずる事がある。
しかしながら多くは20000C〜2100℃の温度域
で(9)式或は00)式により、アルミニウムと珪素を
生成し、両者は直ちに共融してアルミニウム・珪素合金
をつくる。
で(9)式或は00)式により、アルミニウムと珪素を
生成し、両者は直ちに共融してアルミニウム・珪素合金
をつくる。
この際、合金よりのアルミニウムの揮発によるトラブル
は避けることができない。
は避けることができない。
上記の反応に基づくアルミニウムの還元製錬を溶鉱炉を
用いて行なう試みも行なわれた。
用いて行なう試みも行なわれた。
しかし通常の溶鉱炉では装入物の粒度構成或は装入方法
の如何により炉内で粒度偏析を発生し、その後の溶融炉
反応の均一な進行を阻害する事が多い。
の如何により炉内で粒度偏析を発生し、その後の溶融炉
反応の均一な進行を阻害する事が多い。
即ち通常の溶鉱炉では大塊が炉の中心に、小塊が炉の周
囲に落下して粒度偏析を起し、これに伴い上昇ガス気流
も中心部は抵抗が少く、周辺部は抵抗が犬で不均一な流
速となり易い。
囲に落下して粒度偏析を起し、これに伴い上昇ガス気流
も中心部は抵抗が少く、周辺部は抵抗が犬で不均一な流
速となり易い。
この為装入物の粒度管理は特に厳重で例えば鉄鉱石の場
合上限25mvt、下限8羽、コークスは上限75mm
、下限25mmが最近の炉鉱炉操業の一般的な例である
。
合上限25mvt、下限8羽、コークスは上限75mm
、下限25mmが最近の炉鉱炉操業の一般的な例である
。
更に又銑鉄製造溶鉱炉の例では鉄鉱石とコークスとを交
互に装入するが、コークス層はガスの通過が容易である
に反し、鉱石層は体積が小なる割合にガス抵抗が犬で、
従って鉱石層の厚さは溶鉱炉の操業に大きな影響を有す
る。
互に装入するが、コークス層はガスの通過が容易である
に反し、鉱石層は体積が小なる割合にガス抵抗が犬で、
従って鉱石層の厚さは溶鉱炉の操業に大きな影響を有す
る。
今日までアルミニウム・珪素合金を溶鉱炉で製造する為
になされた試みの1例では、カイアナイト(藍晶石、ア
ルミナ−シリカ鉱物Al2O3・8103)とコークス
粉を充分混合して加圧成型しペレット又はブリケットと
なして溶鉱炉に装入し、炉下部の羽目より純酸素を吹込
み、その吹込点での炉の温度を2300〜2500°C
1炉の反応域の温度を2050℃以上に維持し、A15
5%、5i40%の合金を得るものである。
になされた試みの1例では、カイアナイト(藍晶石、ア
ルミナ−シリカ鉱物Al2O3・8103)とコークス
粉を充分混合して加圧成型しペレット又はブリケットと
なして溶鉱炉に装入し、炉下部の羽目より純酸素を吹込
み、その吹込点での炉の温度を2300〜2500°C
1炉の反応域の温度を2050℃以上に維持し、A15
5%、5i40%の合金を得るものである。
(米国特許第3661561号)。
しかしながらこの方法においても生成直後の遊離のアル
ミニウムが揮発し、炉の上方に運ばれここで酸化されて
酸化物に戻ることは避けることができない。
ミニウムが揮発し、炉の上方に運ばれここで酸化されて
酸化物に戻ることは避けることができない。
吹込酸素とコークスとの反応で発生した一酸化炭素瓦斯
が、還元により生成したアルミニウム及び珪素に直接接
触して再酸化さぜる事を防1」二する為に、コークスと
酸素によるCO瓦斯発生炉とこのCO瓦斯による鉱石還
元炉とを別個に隣接して設置する提案(米国特許第36
61562号)もなされたが実用化されるに至ってない
。
が、還元により生成したアルミニウム及び珪素に直接接
触して再酸化さぜる事を防1」二する為に、コークスと
酸素によるCO瓦斯発生炉とこのCO瓦斯による鉱石還
元炉とを別個に隣接して設置する提案(米国特許第36
61562号)もなされたが実用化されるに至ってない
。
提案の方法において用いられる、アルミナ質鉱石粉末と
コークス粉末との混合物の成型ペレット又はブリケット
は、コークス配合物の圧縮成型である為、微細気孔を殆
んど有せず、反応性が低く、またその成形物は機械的強
度に乏しく運搬、仕込更には反応中に崩壊しやすく粒度
偏析により一層反応の不均一をもたらす。
コークス粉末との混合物の成型ペレット又はブリケット
は、コークス配合物の圧縮成型である為、微細気孔を殆
んど有せず、反応性が低く、またその成形物は機械的強
度に乏しく運搬、仕込更には反応中に崩壊しやすく粒度
偏析により一層反応の不均一をもたらす。
本発明の目的は、均一な反応によりアルミナ鉱石よりア
ルミニウムを還元製錬する方法を提供するにある。
ルミニウムを還元製錬する方法を提供するにある。
本発明の他の目的は、揮発し易い製錬アルミニウムを有
利に回収するアルミニウムの還元製錬方法を提供するに
ある。
利に回収するアルミニウムの還元製錬方法を提供するに
ある。
本発明の第1の目的はアルミナ及びシリカ含有鉱石の粉
末及びこれらアルミナとシリカとを還元するのに十分な
量の炭素を有する石炭粉末の混合物の団鉱を、非酸化性
雰囲気中でコークス化し、生成するアルミナ及びシリカ
を担持したコークスを、溶鉱炉中で2000℃以上の温
度で加熱しアルミニウム及びけい素の合金を遊離せしめ
、アルミニウムを回収することよりなるアルミニウムの
還元製錬方法により達成される。
末及びこれらアルミナとシリカとを還元するのに十分な
量の炭素を有する石炭粉末の混合物の団鉱を、非酸化性
雰囲気中でコークス化し、生成するアルミナ及びシリカ
を担持したコークスを、溶鉱炉中で2000℃以上の温
度で加熱しアルミニウム及びけい素の合金を遊離せしめ
、アルミニウムを回収することよりなるアルミニウムの
還元製錬方法により達成される。
本発明の第2の目的は、上記の方法において生成した遊
離のアルミニウム及びけい素の合金を生成直後溶融鉛に
吸収せしめ鉛と合金とを熔融状態において層分離し、熔
融合金よりアルミニウムを回収することにより達成され
る。
離のアルミニウム及びけい素の合金を生成直後溶融鉛に
吸収せしめ鉛と合金とを熔融状態において層分離し、熔
融合金よりアルミニウムを回収することにより達成され
る。
図面は、本発明を実施するために好適に用いられる装置
の系統図を示す。
の系統図を示す。
本発明の方法においては、原料としてボーキサイト、粘
土、暮士、頁岩その他アルミナを含有する鉱石の粉末を
用いることができるが、用いる原料中のアルミナ(A1
203)とシリカ(8102)とのモル比が1:1若し
くは、シリカが若干過剰に含まれることが好ましい。
土、暮士、頁岩その他アルミナを含有する鉱石の粉末を
用いることができるが、用いる原料中のアルミナ(A1
203)とシリカ(8102)とのモル比が1:1若し
くは、シリカが若干過剰に含まれることが好ましい。
そのためには要すれば外部的に、このようなモル比にな
るように、例えば珪石或はボーキサイト又はアルミナが
加えられる゛。
るように、例えば珪石或はボーキサイト又はアルミナが
加えられる゛。
ここに言う若干の過剰とはアルミナ1モルに対し2モル
を超えない量を言う。
を超えない量を言う。
この原料に還元剤として、石炭粉末を配合し、更に要す
れば少量の石灰又はアルシン酸石灰のような結合剤を添
加し、充分混練し、この調合鉱を加圧成形機に供用して
団鉱とする。
れば少量の石灰又はアルシン酸石灰のような結合剤を添
加し、充分混練し、この調合鉱を加圧成形機に供用して
団鉱とする。
用いられる石炭の量は原料中のシリカ及びアルミナを還
元してそれぞれの金属を遊離するのに十分な量の炭素を
含む量である。
元してそれぞれの金属を遊離するのに十分な量の炭素を
含む量である。
この団鉱はコークス化されるが、その際の温度は600
〜800℃が好ましく、また非酸化性雰囲気中、例えば
燃焼廃ガスの流通のもとを短時間に石炭中の揮発分を除
去することにより、特に強固、且つ反応に有利な多孔質
のコークス構造を有するアルミナ質コークス化団鉱が製
造される。
〜800℃が好ましく、また非酸化性雰囲気中、例えば
燃焼廃ガスの流通のもとを短時間に石炭中の揮発分を除
去することにより、特に強固、且つ反応に有利な多孔質
のコークス構造を有するアルミナ質コークス化団鉱が製
造される。
本発明の還元製錬は、上記原料を用い通常の溶鉱炉中で
行なわれ、特に電極抵抗加熱炉を必要としない。
行なわれ、特に電極抵抗加熱炉を必要としない。
また使用熱風は、純酸素であってもよいが、空気に4%
以上の酸素を付加した所謂酸素富化空気を用いることが
できる。
以上の酸素を付加した所謂酸素富化空気を用いることが
できる。
ま7た本発明に用いられるコークス化団鉱は、これを溶
鉱炉に装入する場合は鉱石層とコークス層とを分ける必
要がなく、同一寸法のコークス化団鉱が均一に分布され
るので、アルミナ質鉱石や配合石炭の粒度は団鉱製造に
必要な一定の粒径以下であれば、銑鉄溶鉱炉における如
き厳重な粒度管理は必要でない。
鉱炉に装入する場合は鉱石層とコークス層とを分ける必
要がなく、同一寸法のコークス化団鉱が均一に分布され
るので、アルミナ質鉱石や配合石炭の粒度は団鉱製造に
必要な一定の粒径以下であれば、銑鉄溶鉱炉における如
き厳重な粒度管理は必要でない。
装入原料の全部は同一寸法、同一形状、同一空隙率であ
る為に、粒度偏析を起こすことなく上昇ガスに対する抵
抗は炉内のいづれの部分も同一で、極めて均一な反応が
行なわれる。
る為に、粒度偏析を起こすことなく上昇ガスに対する抵
抗は炉内のいづれの部分も同一で、極めて均一な反応が
行なわれる。
又コークス化団鉱はそれ自体の内部に無数の微細孔を有
し、比表面積が犬で、装入原料と還元性ガスとの接触が
緻密に行われる結果、還元反応は極めて有効に実施され
る。
し、比表面積が犬で、装入原料と還元性ガスとの接触が
緻密に行われる結果、還元反応は極めて有効に実施され
る。
更にまた本発明において用いられるコークス化団鉱はそ
の有孔性にもかかわらず強度が犬で、溶鉱炉下方の溶着
層に到達するまで崩壊することなく形状を維持すること
ができる。
の有孔性にもかかわらず強度が犬で、溶鉱炉下方の溶着
層に到達するまで崩壊することなく形状を維持すること
ができる。
従って連続的に操業を行っても炉内瓦斯の上昇気流は迅
速且つ均一に行われる。
速且つ均一に行われる。
本明細書の実施例1において造られたコークス化団鉱と
、単にコークス粉末を配合して成形した団鉱との機械的
強度及び比表面積の相異は第1表に示す通りである。
、単にコークス粉末を配合して成形した団鉱との機械的
強度及び比表面積の相異は第1表に示す通りである。
本発明においては前記の各温度域における化学反応を溶
鉱炉中で進行せしめて、その最終反応によるアルミニウ
ム・珪素合金を連続的に製造することができる、即ち溶
鉱炉上段においては前述の第1段の反応、中段において
は第2段の反応、下段においては第3段の反応を進行し
得る如く温度を維持する為に、溶鉱炉の下段に設けた羽
口より、通常の熱風炉を使用して予熱した酸素富化空気
を吹込む。
鉱炉中で進行せしめて、その最終反応によるアルミニウ
ム・珪素合金を連続的に製造することができる、即ち溶
鉱炉上段においては前述の第1段の反応、中段において
は第2段の反応、下段においては第3段の反応を進行し
得る如く温度を維持する為に、溶鉱炉の下段に設けた羽
口より、通常の熱風炉を使用して予熱した酸素富化空気
を吹込む。
空気吹込羽口率より若干下方の位置に別の羽目を設けて
これより熔融金属鉛を噴射し、生成直後のアルミニウム
・珪素合金を鉛湯と接触させ、合金を鉛湯に吸収せしめ
、生成直後の合金の飛散、酸化をも防止する。
これより熔融金属鉛を噴射し、生成直後のアルミニウム
・珪素合金を鉛湯と接触させ、合金を鉛湯に吸収せしめ
、生成直後の合金の飛散、酸化をも防止する。
鉛はアルミニウムの融点の659℃ではアルミニウムを
殆ど溶解しないが、1000℃においては165%の溶
解度に達する。
殆ど溶解しないが、1000℃においては165%の溶
解度に達する。
本発明では溶鉱炉羽口で2,000〜2,100°Cに
加熱せられ、生成したアルミニウム・珪素合金の滴に噴
射した鉛湯は1200°C以上の温度に上昇し、アルミ
ニウムの溶解度を増大する。
加熱せられ、生成したアルミニウム・珪素合金の滴に噴
射した鉛湯は1200°C以上の温度に上昇し、アルミ
ニウムの溶解度を増大する。
この温度における鉛の蒸気圧は尚10IILm台で且つ
又密閉系反応である為に、鉛の揮発損失はほとんど無い
。
又密閉系反応である為に、鉛の揮発損失はほとんど無い
。
溶鉱炉の底部に溜ったアルミニウム・珪素合金を溶解し
た鉛湯は炉底より抜出し、次の精製炉に静置する時は、
合金は上面に、鉛は底部に層分離し両者は容易に分離さ
れ、溶融鉛は噴射羽ロヘレサイクルされ、熔融合金から
減圧蒸溜によりアルミニウムを分取する。
た鉛湯は炉底より抜出し、次の精製炉に静置する時は、
合金は上面に、鉛は底部に層分離し両者は容易に分離さ
れ、溶融鉛は噴射羽ロヘレサイクルされ、熔融合金から
減圧蒸溜によりアルミニウムを分取する。
次に本発明を図面を参照して詳細に説明する。
好ましくはアルミナとシリカの比が所定量比に調節され
たアルミナを含有する粘土質鉱石と石炭とを混合し、こ
れに要すれば石灰又はアルミン酸石灰を少量加えて、混
練機1にて充分混練する。
たアルミナを含有する粘土質鉱石と石炭とを混合し、こ
れに要すれば石灰又はアルミン酸石灰を少量加えて、混
練機1にて充分混練する。
混練を終った調合鉱は、パケットエレベータ−2にて上
方に運搬し、団鉱機3に供用する。
方に運搬し、団鉱機3に供用する。
団鉱機は2個のロールが内側に回転する所謂双輪型が工
業的生産に適して居る。
業的生産に適して居る。
ここで混練物は適当な形状の団鉱に成形される。
次に団鉱機より出た所謂生団鉱は、アツキムレークー力
−4よりロータリ・ホッパー5をへて、炭化炉6に装入
され、その中央に設けられた格子煉瓦積構造の炭化室7
に滞留する。
−4よりロータリ・ホッパー5をへて、炭化炉6に装入
され、その中央に設けられた格子煉瓦積構造の炭化室7
に滞留する。
この間、700〜800°Cの非酸化性瓦斯例えば燃焼
廃瓦斯が団鉱層を通過し、団鉱中の配合石炭の含有する
揮発分は短時間に駆除され、強固な、且つ多孔質の所謂
コークス構造を有するアルミナ質コークス化団鉱となる
。
廃瓦斯が団鉱層を通過し、団鉱中の配合石炭の含有する
揮発分は短時間に駆除され、強固な、且つ多孔質の所謂
コークス構造を有するアルミナ質コークス化団鉱となる
。
炭化処理時間は30分前後が適当で、40分以上時間が
長くなると、石炭中の固定炭素の燃焼が始まり、炭素分
の損失となると共にコークス化団鉱の強度を低下する。
長くなると、石炭中の固定炭素の燃焼が始まり、炭素分
の損失となると共にコークス化団鉱の強度を低下する。
コークス化団鉱は赤熱状態の侭スキップホイスト8にて
溶鉱炉の頂部に捲揚げられ、そこからベル9を通って、
溶鉱炉10に装入される。
溶鉱炉の頂部に捲揚げられ、そこからベル9を通って、
溶鉱炉10に装入される。
装入コークス化団鉱は全部同一寸法である為、従来の溶
鉱炉に見られる如き、粒度偏析を生ずる事なく、均一に
落下する。
鉱炉に見られる如き、粒度偏析を生ずる事なく、均一に
落下する。
又炉内ガス分布も本発明の方法では、各断面の空隙率が
同一である為、上昇ガスへの抵抗は均一で、従って分布
は均一に行なわれる。
同一である為、上昇ガスへの抵抗は均一で、従って分布
は均一に行なわれる。
本発明の方法によるアルミニウムの溶鉱炉製錬において
は、原料中のアルミナ及びシリカの還元反応が完了し、
アルミニウム珪素合金が生成するには、2,000〜2
,100℃の高温度が必要である。
は、原料中のアルミナ及びシリカの還元反応が完了し、
アルミニウム珪素合金が生成するには、2,000〜2
,100℃の高温度が必要である。
この高温度を安定して保持する為には、製銑溶鉱炉で最
近広〈実施されて居る酸素富化操業が適している。
近広〈実施されて居る酸素富化操業が適している。
その操業方法は製銑溶鉱炉と殆んど同様で熱風炉19を
通って1000°C前後に予熱された酸素富化空気が炉
の下部に設けられた第1羽口11より炉内に吹込まれる
。
通って1000°C前後に予熱された酸素富化空気が炉
の下部に設けられた第1羽口11より炉内に吹込まれる
。
炉内燃焼瓦斯は炉頂より排出して収塵機12を通す。
羽口率11からその上方の域で1900〜2100℃の
温度帯21が形成され、この区域では第1及び第2段の
反応を受けた原料は、1部凝結し第3段の反応を受けて
アルミニウム・珪素合金が生成し、湯ダマリ20に滴下
するので、第1の羽口率と湯ダマリ20の間に設けた第
2の羽口13より溶融鉛を噴射して滴下する合金を鉛に
吸収させる。
温度帯21が形成され、この区域では第1及び第2段の
反応を受けた原料は、1部凝結し第3段の反応を受けて
アルミニウム・珪素合金が生成し、湯ダマリ20に滴下
するので、第1の羽口率と湯ダマリ20の間に設けた第
2の羽口13より溶融鉛を噴射して滴下する合金を鉛に
吸収させる。
この鉛は、湯ダマリ20に設けた導孔14より抜出して
、保持炉15に移す。
、保持炉15に移す。
合金と鉛は保持炉に静置する時冷却されて上下2層に分
離し、合金は、上部から汲み出し、鉛は下底より抜取管
17を通じて抜き取る。
離し、合金は、上部から汲み出し、鉛は下底より抜取管
17を通じて抜き取る。
アルミニウムは尚少量の鉛も含有し、Pb0.2%で共
晶混合物を形成するので、樋16より脱鉛炉18に移し
、減圧分別蒸溜を行い、残留せる微量の鉛分を完全に分
離する。
晶混合物を形成するので、樋16より脱鉛炉18に移し
、減圧分別蒸溜を行い、残留せる微量の鉛分を完全に分
離する。
次に真空度を高めてアルミニウムと珪素を分離する。
なお溶鉱炉の第1羽口型において、炉の内張材を保護す
る為に、羽口ノズル11を炉芯に向は若干突出させ、炉
壁部は1800°C以下に保持する如く操業することが
望ましい。
る為に、羽口ノズル11を炉芯に向は若干突出させ、炉
壁部は1800°C以下に保持する如く操業することが
望ましい。
このようにすることにより装入物の炉壁部の原料は、金
属還元、合金生成の反応を終了せずして炉底に下降して
くるので、これは反応済の鉱滓と共に炉底の排出口(図
示なし)より排出し、冷却後再び原料混合工程に戻す。
属還元、合金生成の反応を終了せずして炉底に下降して
くるので、これは反応済の鉱滓と共に炉底の排出口(図
示なし)より排出し、冷却後再び原料混合工程に戻す。
本発明の実施例を次に示す。
実施例 1
原料としては岩手系産出の岩手粘土と称するものを使用
した。
した。
その化学成分は次の通りである。この原料の場合は、シ
リカが過剰でアルミナが不足するので、アルミナを加え
、アルミナ対シリカのモル比を1:1.5とした。
リカが過剰でアルミナが不足するので、アルミナを加え
、アルミナ対シリカのモル比を1:1.5とした。
還元剤としては、以下の分析値を有する三池粉炭を使用
した。
した。
これら原材料の配合割合は次の如くした。
岩手粘土 43.5重量部アルミナ
8.7〃 三池粉炭 47.8tt 未反応の繰返鉱 8.7部 合計 108.7// この原材料にアルミン酸石灰3部を加えて、充分混練後
製団機に供給して団鉱を製造する。
8.7〃 三池粉炭 47.8tt 未反応の繰返鉱 8.7部 合計 108.7// この原材料にアルミン酸石灰3部を加えて、充分混練後
製団機に供給して団鉱を製造する。
団鉱の寸法は長さ110mm、厚さ65朋、団鉱の重量
は1個約5009であった。
は1個約5009であった。
団鉱を炭化室に装入し、約800℃の燃焼廃瓦斯をこの
団鉱層を通過せしめた。
団鉱層を通過せしめた。
石炭を配合した団鉱をこの熱瓦斯に30分間、直接曝露
する時は、石炭中の揮発物は完全に駆除せられ、団鉱は
微細な気孔を多数有する所謂コークス構造のアルミナ質
コークス化団鉱となった。
する時は、石炭中の揮発物は完全に駆除せられ、団鉱は
微細な気孔を多数有する所謂コークス構造のアルミナ質
コークス化団鉱となった。
この炭化団鉱の強度はアムスラー型圧縮試験機で測定し
た結果137に、g/critであった。
た結果137に、g/critであった。
このコークス化団鉱を赤熱状態のままスキップホイスト
にて溶鉱炉の炉頂に捲揚げ、一般に用いられるベル型給
鉱装置を通して炉頂より装入した。
にて溶鉱炉の炉頂に捲揚げ、一般に用いられるベル型給
鉱装置を通して炉頂より装入した。
溶鉱炉の下部に設けた第1の羽目よりは、1000℃前
後に予熱した4%酸素富化空気を酸素24部/原料10
0部吹込んだ。
後に予熱した4%酸素富化空気を酸素24部/原料10
0部吹込んだ。
羽目率の装入原料は、2000〜2100℃に加熱せら
れ、融着状態となり、その中で前記第3段の還元反応が
進行して、アルミニウム珪素合金が滴下し始める。
れ、融着状態となり、その中で前記第3段の還元反応が
進行して、アルミニウム珪素合金が滴下し始める。
燃焼用空気吹込み羽目率より稍々下段の位置に設けられ
た第2の羽目より、下向きに傾斜した小孔を通じ、熔融
した金属鉛を噴射し、還元反応で生成した熔融アルミニ
ウム・珪素合金を鉛に吸収せしめた。
た第2の羽目より、下向きに傾斜した小孔を通じ、熔融
した金属鉛を噴射し、還元反応で生成した熔融アルミニ
ウム・珪素合金を鉛に吸収せしめた。
この金属鉛は、高温還元反応で生成した合金を吸収する
ことにより、温度が上昇し、合金の吸収能力を増大する
と共に、合金層は生成直後に鉛に吸収される為に、燃焼
瓦斯への曝露による再酸化が防止される。
ことにより、温度が上昇し、合金の吸収能力を増大する
と共に、合金層は生成直後に鉛に吸収される為に、燃焼
瓦斯への曝露による再酸化が防止される。
この鉛は溶鉱炉底より抜出して冷却静置し、鉛とアルミ
ニウム・珪素合金との層に分離した後、上層の合金層は
熔融状態のまま、減圧分別蒸溜装置に移し、残留鉛を分
別溜出したる後、真空度を高めて、アルミニウムを蒸溜
し珪素と完全に分離した。
ニウム・珪素合金との層に分離した後、上層の合金層は
熔融状態のまま、減圧分別蒸溜装置に移し、残留鉛を分
別溜出したる後、真空度を高めて、アルミニウムを蒸溜
し珪素と完全に分離した。
溶鉱炉の羽口率で装入物を2000°〜2100℃に加
熱保持する事が、本発明を実施する為の最も重要な事で
あるが、かかる高温度では炉内張の耐火材料の維持が極
めて困難であるので、本発明においては、前記のように
設けられた羽口を用い羽目型面積の有効反応域を90%
とし炉壁に近い10%は未反応に止め、炉壁に近い未反
応の原料はそのまま下降させて炉底の鉱滓抜取口より抜
出し、原料調合に戻して再使用した。
熱保持する事が、本発明を実施する為の最も重要な事で
あるが、かかる高温度では炉内張の耐火材料の維持が極
めて困難であるので、本発明においては、前記のように
設けられた羽口を用い羽目型面積の有効反応域を90%
とし炉壁に近い10%は未反応に止め、炉壁に近い未反
応の原料はそのまま下降させて炉底の鉱滓抜取口より抜
出し、原料調合に戻して再使用した。
この為羽ロノヅルは水冷可動式とし、炉壁から炉芯に向
は突出し、装入物の熔融還元反応はなるべく炉芯で行わ
れ、炉壁付近の温度は1600℃前後の温度に保持して
炉壁煉瓦の軟化損傷を防止した。
は突出し、装入物の熔融還元反応はなるべく炉芯で行わ
れ、炉壁付近の温度は1600℃前後の温度に保持して
炉壁煉瓦の軟化損傷を防止した。
以上の操作により回収したアルミニウムは最初の石炭含
有原料100部に対し7.8部であった。
有原料100部に対し7.8部であった。
実施例 2
原料として愛知県豊徳鉱山産の粘土を使用した。
例は次の通り。
この場合はアルミナに対しシリカが高過ぎるのでアルミ
ナを添加して両成分のモル比をアルミナニジリカー1:
1.4に調整した。
ナを添加して両成分のモル比をアルミナニジリカー1:
1.4に調整した。
粗原料の配合割合は次の通りである。
豊徳粘土 370部
アルミナ 14.8
三池粉炭 48.2
繰返鉱 9.3
109.3
この配合鉱を実施例1に示したと同様の処理を行って得
たアルミニウム地金は8.5部であった。
たアルミニウム地金は8.5部であった。
本発明により製造したアルミニウム地金の品位を従来の
電解法のそれと比較すれば第2表の通りである。
電解法のそれと比較すれば第2表の通りである。
図面は本発明の方法を実施するための好ましい装置の組
合せ系統図を示し、指示数字はそれぞれ以下の通りであ
る。 1・・・・・・石炭及び鉱石粉末混練機、2・・・・・
・パケットエレベータ、3・・・・・・団鉱機、4・・
・・・・アツキムレーターカー、5・・・・・・ロータ
リーホッパー、6・・・・・・炭化炉、7・・・・・・
炭化室、8・・・・・・スキップホイスト、9・・・・
・・ベル、10・・・・・・溶鉱炉、11・・・・・・
第1羽口、12・・・・・・収塵機、13・・・・・・
第2羽口、14・・・・・・鉛毛出口、15・・・・・
・保持炉、16・・・・・・アルミニウム合金抜取り樋
、17・・・・・・鉛抜取管、18・・・・・・脱鉛炉
、19・・・・・・熱風炉、20・・・・・・湯ダマリ
、21・・・・・・金属遊離域。
合せ系統図を示し、指示数字はそれぞれ以下の通りであ
る。 1・・・・・・石炭及び鉱石粉末混練機、2・・・・・
・パケットエレベータ、3・・・・・・団鉱機、4・・
・・・・アツキムレーターカー、5・・・・・・ロータ
リーホッパー、6・・・・・・炭化炉、7・・・・・・
炭化室、8・・・・・・スキップホイスト、9・・・・
・・ベル、10・・・・・・溶鉱炉、11・・・・・・
第1羽口、12・・・・・・収塵機、13・・・・・・
第2羽口、14・・・・・・鉛毛出口、15・・・・・
・保持炉、16・・・・・・アルミニウム合金抜取り樋
、17・・・・・・鉛抜取管、18・・・・・・脱鉛炉
、19・・・・・・熱風炉、20・・・・・・湯ダマリ
、21・・・・・・金属遊離域。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1 アルミナ及びシリカ含有鉱石の粉末及びアルミナと
シリカとを還元するのに十分な量の炭素を有する石炭粉
末の混合物の団鉱を、溶鉱炉とは別に設けられた炭化炉
中で予かしめ加熱非酸化性ガスと700°〜800°C
において揮発分を実質的に除去するに十分であり、かつ
炭素が実質的に燃焼するに至らない時間接触加熱するこ
とによりコークス化し、生成したアルミナ及びシリカを
含有するコークスを、溶鉱炉中で2000℃以上の温度
で加熱し遊離したアルミニウムと珪素との合金を生成せ
しめ、生成直後の合金を溶融鉛に接触、吸収させ冷却し
て合金層と鉛層とを生ぜしめ、合金層を分離し、合金層
よりアルミニウムを回収することを特徴とするアルミニ
ウムの還元製錬方法。 2 アルミナとシリカのモル比が1=1もしくはシリカ
の若干過剰を内部的もしくは外部的に含む鉱石を用いる
特許請求の範囲第1項記載の方法。
Priority Applications (10)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP55053374A JPS591777B2 (ja) | 1980-04-22 | 1980-04-22 | アルミニウムの還元製錬法 |
GB8106458A GB2076022B (en) | 1980-04-22 | 1981-03-02 | Method of carbothermically producing aluminium |
AU68024/81A AU521285B2 (en) | 1980-04-22 | 1981-03-03 | Carbothermic production of aluminium |
CA000372386A CA1162055A (en) | 1980-04-22 | 1981-03-05 | Method of carbothermically producing aluminum |
US06/241,053 US4394167A (en) | 1980-04-22 | 1981-03-06 | Method of carbothermically producing aluminum |
DE3109318A DE3109318C2 (de) | 1980-04-22 | 1981-03-11 | Verfahren zur carbothermischen Herstellung von Aluminium |
IT67353/81A IT1154036B (it) | 1980-04-22 | 1981-03-13 | Procedimento per la produzione del l alluminio per via carbotermica |
BR8101507A BR8101507A (pt) | 1980-04-22 | 1981-03-13 | Processo para a producao carbotermica de aluminio |
FR8105183A FR2480790B1 (fr) | 1980-04-22 | 1981-03-16 | Procede carbothermique de production de l'aluminium |
SU813263846A SU1309915A3 (ru) | 1980-04-22 | 1981-03-30 | Способ получени алюмини |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP55053374A JPS591777B2 (ja) | 1980-04-22 | 1980-04-22 | アルミニウムの還元製錬法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS56150143A JPS56150143A (en) | 1981-11-20 |
JPS591777B2 true JPS591777B2 (ja) | 1984-01-13 |
Family
ID=12941036
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP55053374A Expired JPS591777B2 (ja) | 1980-04-22 | 1980-04-22 | アルミニウムの還元製錬法 |
Country Status (10)
Country | Link |
---|---|
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JP (1) | JPS591777B2 (ja) |
AU (1) | AU521285B2 (ja) |
BR (1) | BR8101507A (ja) |
CA (1) | CA1162055A (ja) |
DE (1) | DE3109318C2 (ja) |
FR (1) | FR2480790B1 (ja) |
GB (1) | GB2076022B (ja) |
IT (1) | IT1154036B (ja) |
SU (1) | SU1309915A3 (ja) |
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US4486229A (en) * | 1983-03-07 | 1984-12-04 | Aluminum Company Of America | Carbothermic reduction with parallel heat sources |
US4491472A (en) * | 1983-03-07 | 1985-01-01 | Aluminum Company Of America | Carbothermic reduction and prereduced charge for producing aluminum-silicon alloys |
US4734130A (en) * | 1984-08-10 | 1988-03-29 | Allied Corporation | Method of producing rapidly solidified aluminum-transition metal-silicon alloys |
US4659374A (en) * | 1985-06-14 | 1987-04-21 | Dow Corning Corporation | Mixed binder systems for agglomerates |
US8728385B2 (en) * | 2008-09-16 | 2014-05-20 | Alcoa Inc. | Sidewall and bottom electrode arrangement for electrical smelting reactors and method for feeding such electrodes |
Family Cites Families (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1379523A (en) * | 1919-08-15 | 1921-05-24 | Standard Oil Co | Process of reducing aluminum oxid |
CH133189A (de) * | 1927-08-04 | 1929-05-31 | Lonza Ag | Verfahren zur Herstellung von Tonerde auf elektrothermischem Wege. |
FR1064876A (fr) * | 1951-10-19 | 1954-05-18 | Kloeckner Humboldt Deutz Ag | Procédé d'obtention d'un alliage d'aluminium |
US3234008A (en) * | 1962-05-04 | 1966-02-08 | Arthur F Johnson | Aluminum production |
US3661561A (en) * | 1970-08-03 | 1972-05-09 | Ethyl Corp | Method of making aluminum-silicon alloys |
US3661562A (en) * | 1970-12-07 | 1972-05-09 | Ethyl Corp | Reactor and method of making aluminum-silicon alloys |
SU454839A1 (ru) * | 1971-09-17 | 1977-11-25 | Днепровский Ордена Ленина Алюминиевый Завод | Брикет дл получени силикоалюмини |
GB1366808A (en) * | 1972-02-08 | 1974-09-11 | Alcan Res & Dev | Direct reduction process for production of aluminium |
US3860415A (en) * | 1972-08-02 | 1975-01-14 | Ethyl Corp | Process for preparing aluminum |
DE2335669A1 (de) * | 1973-07-13 | 1975-02-06 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur herstellung von erzkoks-heissbriketts fuer die selbstgaengige verhuettung |
HU167973B (en) * | 1973-09-28 | 1976-01-28 | Veszpremi Vegyipari Egyetem | Process for producing anhydrous aluminium trichloride from aluminium containing raw materials |
DE2420595A1 (de) * | 1974-04-27 | 1976-02-05 | Wimmer Geb Haugg Erna | Verfahren zur gewinnung von metallischem aluminium und silizium |
GB1472683A (en) * | 1975-02-05 | 1977-05-04 | Willhoft E | Recovering aluminium values from aluminium-containing minerals |
ZA774928B (en) * | 1976-08-23 | 1978-06-28 | Tetronics Res & Dev Co Ltd | Preparation of feed materials for carbothermal processes |
US4046558A (en) * | 1976-11-22 | 1977-09-06 | Aluminum Company Of America | Method for the production of aluminum-silicon alloys |
US4053303A (en) * | 1976-12-06 | 1977-10-11 | Aluminum Company Of America | Method of carbothermically producing aluminum-silicon alloys |
DE2801274B1 (de) * | 1978-01-13 | 1978-08-31 | Vaw Ver Aluminium Werke Ag | Verfahren zur Herstellung stabiler Pellets fuer den Saeureaufschluss von aluminiumsilikathaltigen Erzen |
-
1980
- 1980-04-22 JP JP55053374A patent/JPS591777B2/ja not_active Expired
-
1981
- 1981-03-02 GB GB8106458A patent/GB2076022B/en not_active Expired
- 1981-03-03 AU AU68024/81A patent/AU521285B2/en not_active Ceased
- 1981-03-05 CA CA000372386A patent/CA1162055A/en not_active Expired
- 1981-03-06 US US06/241,053 patent/US4394167A/en not_active Expired - Fee Related
- 1981-03-11 DE DE3109318A patent/DE3109318C2/de not_active Expired
- 1981-03-13 IT IT67353/81A patent/IT1154036B/it active
- 1981-03-13 BR BR8101507A patent/BR8101507A/pt unknown
- 1981-03-16 FR FR8105183A patent/FR2480790B1/fr not_active Expired
- 1981-03-30 SU SU813263846A patent/SU1309915A3/ru active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
GB2076022A (en) | 1981-11-25 |
CA1162055A (en) | 1984-02-14 |
DE3109318A1 (de) | 1982-03-04 |
AU521285B2 (en) | 1982-03-25 |
US4394167A (en) | 1983-07-19 |
DE3109318C2 (de) | 1985-03-21 |
FR2480790B1 (fr) | 1987-11-27 |
GB2076022B (en) | 1983-06-02 |
FR2480790A1 (fr) | 1981-10-23 |
SU1309915A3 (ru) | 1987-05-07 |
IT1154036B (it) | 1987-01-21 |
JPS56150143A (en) | 1981-11-20 |
IT8167353A0 (it) | 1981-03-13 |
BR8101507A (pt) | 1982-01-12 |
AU6802481A (en) | 1981-10-29 |
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