PL113496B1 - Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags - Google Patents

Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags Download PDF

Info

Publication number
PL113496B1
PL113496B1 PL19619177A PL19619177A PL113496B1 PL 113496 B1 PL113496 B1 PL 113496B1 PL 19619177 A PL19619177 A PL 19619177A PL 19619177 A PL19619177 A PL 19619177A PL 113496 B1 PL113496 B1 PL 113496B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
alumina
temperature
metallurgical
production
weight
Prior art date
Application number
PL19619177A
Other languages
Polish (pl)
Other versions
PL196191A1 (en
Inventor
Jerzy Grzymek
Anna Derdacka
Zofia Konik
Bronislaw Werynski
Original Assignee
Akad Gorniczo Hutnicza
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 Akad Gorniczo Hutnicza filed Critical Akad Gorniczo Hutnicza
Priority to PL19619177A priority Critical patent/PL113496B1/en
Priority to HU78GO1392A priority patent/HU179977B/en
Priority to FR7804580A priority patent/FR2381827A1/en
Priority to GB6613/78A priority patent/GB1596603A/en
Priority to ES467129A priority patent/ES467129A1/en
Priority to US05/880,004 priority patent/US4149898A/en
Priority to BR7801063A priority patent/BR7801063A/en
Priority to CA297,477A priority patent/CA1100284A/en
Priority to DE2807615A priority patent/DE2807615C3/en
Priority to AR27118778A priority patent/AR218477A1/en
Publication of PL196191A1 publication Critical patent/PL196191A1/en
Publication of PL113496B1 publication Critical patent/PL113496B1/en

Links

Landscapes

  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Description

Opis patentowy opublikowano: 15.05.1982 113496 Int. GL« C01F 7/30 //C04B-7 Cl ; ' tLUlA Twórcy wynalazku: Jerzy Grzymek, Anna Derdacka, Zofia Konik, Bronislaw Werynski Uprawniony z patentu: Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanislawa Staszica, Kraków (Polska) Sposób* otrzymywania tlenku glinu, z zuzli hutniczych i Przedmiotem ..wynalazku jest sposób otrzymy¬ wania tlenku glinu z zuzli hutniczych.Znany sposób otrzymywania tlenku glinu przed¬ stawiony w paskach opisach patentowych^ nr 43 443 i 43 444 pollega. na przemieleniu surowca glinokrzemiainowego z kamieniem wapiennym i nastepnie poddaniu homogenizowanego z woda surowca, redukcyjnemu wypalaniu w cemento¬ wym pieciu obrotowym w temperaturach nie przekraczajacych 13*)0PG. Proces redukcji pro¬ wadzi sie przy ograniczonym doplywie powietrza i przy pomocy zawartego w spieku wegla. Pro¬ ces ten prowadzi sie celem usuniecia szkodliwe¬ go, stabilizujacego dzialania, znajdujacych sie w surowcach zanieczyszczen, zawierajacych kationy o wysokim potencjale jonowym.IPod wplywem zawartych w spieku nawet nie- znaciznycih ilosci wysoko utlenionych zwiazków zawierajacych kationy o duzym potencjale jono¬ wym — zachodni zjawisko stabilizacji poilimor- ficznej odmiany fazy fi 2 CaO • SiO^, a stad ograniczonej mozliwosci przejscia tej odmiany w odmiane y 2 CaO • SiOz. Zjawisko przejscia poilimorflioznej odmiany fi w y 2 CaO • Si02, polaczone jest z rozpadem fazy ortokrzemlianu wapniowego, i w dalszej konsekwencji z roz¬ padem glinonoisnego spiegu, zawierajacego wiek¬ sze ilosci wspomnianego ortokrzemianiu wapnia.Podobne stabilizujace dzialanie na faze fi — 10 is 20 30 Oajg&Oi' posiadal zbyt wysoka temperatura wy¬ padania,' pod której wplywem^ sftopioriy belit (fi — G2S)S zatraca swoje zdolnosci- polim1oirfiicz*iego przejscia w nizszych temperaturach w odmiane ^-ortoikirzemaanu wapimioiweigo. %uzle hutnicze po¬ siadaja w prównaniu z pylem saiink)^z$)adóiwym produkowanym' ,z surowców glinoinoisnych; stoso¬ wanych w dotychozasowefj metodzie spieikoiwo- rozpadoiwej; dwukrotnie nizsza zawartosc krze- miioinka. Tak ograniczone ilosci krzemionki w omawianych zuzlach hutniczych wzywaja na ograniczenie zawartosci artoktzemianu wapinfljowe- go w zuzlu do okolo 30'/o. W dotychczasowym procesie srplekOtWO-iroizpad'Oiwym, ilosc ortokrzemisr- nu wapniowego w pylle samorozipadowym wy*- •ncfci ponad 60%: Dwukrotnie nizsza zawartosc ortótofcemianu wapniowego w zuzlu hutniczym otrzymanym przy wytopie zelaza w wysokiej temperaturze 150O°C powoduje znaczne ograniczenie samorctepadanla sie chlodzonego spieku. Tak znacznie ograniczo¬ ny samorozpad spieku obniza zdolnosc szybkiej i glebszej ekstrakcji tlenku gllimu z tego spieku wodnymi roztworami sody, co wplywa na po¬ wazne obnizenie efektów ekonomicznych przy o- trzymywaniu tlenku glinu z zuzli hutniczych.Dla porównania podaje sie, ze w dotychcza¬ sowej metodzie Grzymlka wypalany spiek w tem¬ peraturze 1300°C, po jego schlodzeniu rozpada 113 496113 496 3 sie w 95% do ziarn posiadajacych wymiary po¬ nizej 30 mikronów, natomiast „omawiamy stopio- _ ny wtemperaturze okolo 1500°C hutniczy zuzel po jego schlodzeniu i razpadnieciu, zawiera ziar¬ na o wymiarach ponizej 30 mikronów w ilosci zaledwie okolo 20%. Niezaleznie od tego faza glinianowa, która wystepuje w pyle samoroizpa- ^ dowym, produkowanym datychozasowa metoda spiekoworozpadowa, nie ulega stopienki i wy¬ stepuje pod postacia latwo lugujacej sie kry¬ stalicznej fazy glinianowej CA i C12A7, gdy w topionych w 1500°C zuzlach hutniczych faza ta wystepuje pod postacia trójkrotnie slabiej lugu¬ jacego .sie szkliwa glinianowowapniowego.W ostatecznym efekcie, na skutek ograniczo¬ nego stopnia samoirozpadamia sie spieku, pola¬ czonego z wystepowaniem zeszkliwiojnej fazy gli¬ nianowej, mimo ilosciowo wiekszych zawartosci tlenku glinu, glebokosc lugowania sie AI2O3 z zuzli hutniczych wiodnymi roztworami sody, zo¬ staje ograniczona przecietnie do 35%, gdy w postepowaniu .Girzymka lugowalinosc tleniku ze spieków wypalanych w nizszych temperaturach wymosi 75%. Niska lugowalinosc AI2O3 w pro¬ cesie ektrakcji zuzli hutniczych wodnymi roztwo¬ rami sody, przekresla ekonomiczne wytwarzanie tlenku glinu. Ekonomie te pogarsza jeszcze do¬ datkowo fakt, ze poekstrakcyjna pozostalosc, wy¬ magajaca dodatkowego mielenia, posiada zbyt duze ilosci tleniku gliniu, aby mozna bylo wy¬ produkowac z niej w sposób ekonomiczny, od¬ powiedniej jakosci odpowiadajacy obowiazujacym normom .cement poritlanidzki.Z drugiej, strony nalezy podkreslic, ze zuzle hutnicze, dziejki procesowi redukcji, jakiemu byly poddane przy wytopie zelaza w piecu hutniczym, pozbawione sa calkowicie szkodliwie dzialajacych zanieczyszczen zawierajacych kationy o wyso¬ kim potencjale jonowym, stabilizujacych proces samorozpadania sie spieku ortoktrzemiamiu wap- ' miowago i zawierajac stosunkowo duze ilosci tleniku gliniu, pozbawionego zwiazków zelaza, przedstawiaja . cenny surowiec glinomosny.Celem wynalazku jest wydzielenie z fazy szkli¬ stej wystepujacej w stopionych w wyzszych tem¬ peraturach zuzli hutniczych, polimorficznej odmia¬ ny glinianu dwunastowapniowego (12CaO*7Al203), latwo lugujacego sie wodnymi roztworami sody oraz wydzielenia calej (ilosci polimorficiznej od¬ miany y z czesciowo izeszklonej polimorfioznej odmiany fi oirtoikrzemiianu wapniowego. Cel ten osiaga sie sposobem wedlug wynalazku, kitóry polega na tym, ze stopiony zuzel hutniczy pod¬ daje sie wolnemu chlodzeniu /w zakresie tem¬ peratur ponizej 700°C do temperatury otocze¬ nia, przy równoczesnym zastosowaniu Julitradzwie- ków lub rezonansowej wibracji o wysokiej cze¬ stotliwosci. W wyniku /takiego postepowania przy¬ spiesza sie twoTzemie w izeszklonej faizie glinia¬ nów wapniowych poOlimoirflicznej, wysokotempe¬ raturowej odmiany 12CaO • 7AI2O3, z 4której na¬ stepnie luguje sie /tlenek glinu .wodnym roztwo¬ rem sody. Równoczesnie diziejka tej obróbce w czesciowo zeszklonej fazie fi otftotorzemianu wap- 10 15 30 35 niowego tworza sie zarodki (krystalicznej, poli¬ morficznej odmiany y CaaSiO* przyspieszajac sa- morozpad, ipowodiujac wyzszy stopien dezintegra¬ cji ochladzanego zuzla.Po procesie chlodzenia zuzel charakteryzuje sie nastepujacymi cechami: Posiada okolo 50% poli¬ morficznej, wysokotemperaturowej, krystalicznej odmiany fazy 12CaO • 7A1203. Z odmiany tej tlenek glinu luguje sie trzykrotnie glebiej w porównaniu iz glinianami zawartymi w faizie szkli¬ stej.Prawie cala lilo-sc fi Ca2Si04 podczas chlodze¬ nia zuzla przechodzi w samorozpadowa polimor- ficznar odmiane y Ca^SiO^ powodujac tym zna¬ cznie lepsza dezintegracje zuzla, którego ziarna po rozpadzie ipoizbawione sa prawie frakcji po¬ wyzej 60 mikronów. Rozluzniona lulitradzwiekami wewnetrzna struktura skladników mineralnych w zuzlu, lacznie z rozluzniajacym dzialaniem wy¬ wolanym przyspieszonym zjawiskiem polimonfi- cznych zmian w fazie fi ortokrzemianiu wapnio¬ wego, ulatwia szlamowanie zuzla wodnymi roz¬ tworami sody w urzadzeniach ekstrakcyjnych.Lugowalnosc tleniku glinu iz. tak przerabianego zuzla osiaga 80%. Tak glebokie lugowanie A1203 z hutniczego zuzla, posiada trzy aspekty: — zwieksza wydatnie, do 2,5 -krotnie wyldajnosc procesu, — zwieksza itrzykrotnie stezenie tleniku glinu w roztworze poekstrakcyjnym (w miejsce 30 g/l uzyskiwanych iw dotychczasowej metodzie spie- kowo-iroizpadowej osiaga :sie okolo 90 gA), — w pozostalosci poekstrakcyjnej dwukrotnie zmniejszy sie ilosc (tleniku glinu (do okolo 7%), co pozwala w sposób ekonomiczny wykorzy¬ stac pozostalosc poekstrakcyjna do produkcji , wysoikogatunkowego przewidzianego normami cementu portlandzkiego.Dla przykladu podaje sie w tablicy wazniejsze cechy chemiczne i fizyczne zuzla hutniczego przed obróbka i po obróbce, wedlug wynalazku. 45 BO 55 65 LP ~r 1 2 Tablica Cechy charakterystyczne zuzla & Sklad fazowy w pro¬ centach wagowych, okreslony rentgeno- graficzmie: y 2CaO • Si02 fi 2CaO • Si02 12CaO • 7A1203 gliniany wapniowe nv postaci szkliwa Wydajnosc lugowa¬ nia Al203 iz zuzla w procentach wago¬ wych Zuzel (hut¬ niczy przed obróbka "" 3 10-^20 30I—2O |iq-25 ' \ ¦ iSOM^ 25-^55 2uzel hut¬ niczy po obróbce fwg wynal. 4 ' 35—40 5—0,0 50—55 i!0h^5 70^85113 496 [T" 3 4 5 6 7 8 9 . 5 Frakcja ziarnowa w zuzlu powyzej 60 mi¬ kronów w procen¬ tach wagowych Ciezar wlasciwy zu¬ zla w /g/cm3 Zawartosc A1203 w zuzlu po lugowaniu w procentach wago¬ wych Zuzycie zuzla w to¬ nach ma 1 tone A1203 Sklad surowców — z uwzglednieniem wykorzystania wylu¬ gowanego zuzla hut¬ niczego — do produ¬ kcji (klinkieru w pro¬ centach wagoiwych: — wylugowany zuzel — piasek * — 'kamien wap.Cwypr.) — piryt Sklad mineralny kli- njkru portlandzkiego w procentach wago¬ wych: 3CaO • Si02 2CaO • Si02 4daO • AI2Os 'Fe203 3CaO • AI2O3 2CaO • Ti02 Ilosc klinkru port¬ landzkiego w tonach na 1 tone A1203 1 ' ..3 30^40 3,95^3,25 okolo 17 7,0 V .... 47,0 12,0 £9,5 1,5 64,2 i8,0 10,6 14,0 3,4 15,0 4 V ¦5—0,0 2,80-^2,90 okolo 7 4,0 — 93,5 5,0 — 1,5 '64,0 8,0 10,6 HO 3,4 4,5 W wyniku przeprowadzonego sposobu dezinte¬ gracji zuzla i przemian fazowych w itym zuzlu, lugowanie tlenku ©linu przebiega dostatecznie szybko i gleboko w granicach 80% ciezarowych tlenku glinu .zawartego w 'hutniczym zuzllu.. Po¬ zostaly zuzel hutniczy po wylugowaniu z niego przewaznej czesci tlenku glinu, zuzywa sie ja/ko surowiec do wypalania wysokogatunkowego klin- kru portlandzkiego, zachowujac najintizisza propor¬ cje wytwarzania klinkru w stosunku do wytwa¬ rzanego tlenku glinu. 10 15 20 35 40 45 50 *6 60 65 Przyklad I. Stopiony w piecu elektrycznym zuzel hutniczy, otrzymany przy wytopie zelaza w ilosci 2000 kg o nastepujacym skladzie chemi¬ cznym: Si02 — 13,50% Fe203 — 1,60% A1203 — 29,50% CaO — 52,30% MjgO — 1,10% Ti02 — 1,60% S03 — 004%. Chlodzi .sie wolno od temperatury 700°C. do temperatury otoczenia. przy czym w /temperatu¬ rze 600°C poddaje sie dzialaniu ultradzwieków o czestotliwosci 20 kHz,. w wyniku czego zuzel w 100% /wagowych samorzutnie Tozpada sie na drob¬ ny pyl o srednim /wymiarze ziarn 30 //fm, zawie¬ rajacy krystaliczna, wysokotemperaturowa, poli- morficzna odmiane 12CaO • 7A1203.Tlenek glinowy, zawarty w glinianie wapnio¬ wym 12CaO «7A1203 zostaje wylugowany wod¬ nym roztworem Na2CC3 w 80% wagowych. W czasie lugowania tlenek, glinowy przechodzi do roztworu w postaci meitaglinianu sodowego,. z którego na drodze dalszej przeróbki uzyskuje sie (tlenek glinowy. Pozostalosc po lugowaniu, w ilosci 93,5% waigowych uzupelnia sie 5% ilo¬ scia piasku i 1,5% iloscia wypalków pirytowych i wypala sie w piecu obrotowym w /temperatu¬ rze 1400°C na klinkier portlandzki o skladzie: SiOa Fe2Os Al2Os CaO TiOz MgO so3 Na2Q — 21,0% — 3,3% — 5,5% — 66,4% — 2,4% — 1,0% — 0,1% — 0,1% straty praz. — 0,2% -Nastepnie iklinkier miele sie z dodatMem gipsu w ilosci 5% wagowych na cement portlandzki „350".Przyklad II. Stopiony zuzel hurtniiczy, o- trzymany przy wytopie zelaza w ilosci 200O kg, o nastepujacym skladzie chemicznym: Si02 Fe203 A1203 CaO MgO Ti02 so3 — 13,50% — 1,60% — 29,50% — 52,30% — 1,10% — 1,60% — 0,04% Chlodzi sie wolno od /temperatury 700°C do temperatury otoczenia pnzy czym w temperatu¬ rze 600°C poddaje sie dzdalandiu wibracji o cze¬ stotliwosci 2500 drgan/miiinuite. W wyniku Itego zu¬ zel w 95% waigowych /samorzutnie rozpada sie na drobny pyl o (srednich wymiarach ziairn 45 jum, zawierajacy polimorficzna, ikrystaliczna, wysoko- temiperaturowa odmiane 12CaO • 7A1203.Nastepnie tlenek^ glinowy zawarty w glinianie wapniowym 12CaO • 7A1203 zostaje wylugowa¬ ny roztworem NafcO$ w ilosci 75% wagowych.W&406 W czasie lugowania, ttóiek igUiinowy przechodzi da ©oztwonu w (postaci, metagliniaiiiu. sodowego, z. którego. ma~ drodze dalsze! (przeróbki otazymuJje sie tlenek glinowy.Pozostalosc po lugowaniu w ilosci 50% wago¬ wych uzupelnia sie, 10% iloscia jasiku, 1,5% ilo¬ scia wyfpalków pirytowych i 38y5% iloscia kanilie- nia wapiennego. Wsad ten wypala sie w /tempe¬ raturze 1400°C ma* iklinkier pori;landizki o skla¬ dzie: Si02 Fe208 Aa2Or CaO Ti02 Wg® s PLPublished on: May 15, 1982 113496 Int GL < C01F 7/30 // C04B-7 Cl; 'tLUlA Inventors: Jerzy Grzymek, Anna Derdacka, Zofia Konik, Bronislaw Werynski Authorized by the patent: Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanislawa Staszica, Kraków (Poland) The method of obtaining alumina from metallurgical products and The subject of the invention is the method of obtaining alumina from metallurgical products. The known method of obtaining alumina presented in the strips of patents No. 43 443 and 43 444 falls. by grinding the aluminosilicate raw material with limestone, and then subjecting the raw material homogenized with water to reductive firing in a cement rotary kiln at temperatures not exceeding 13%. The reduction process is carried out with a limited air supply and with the help of carbon contained in the sinter. This process is carried out in order to remove the harmful, stabilizing effects of impurities in the raw materials, containing cations with a high ionic potential. Under the influence of even small amounts of highly oxidized compounds containing cations with a high ionic potential, contained in the sinter, Western phenomenon of the polymorphic stabilization of the phi 2 CaO • SiO ^ phase variety, and hence the limited possibility of the transformation of this variety into the y 2 CaO • SiOz variety. The phenomenon of the transition of the polymorphous variety of fi 2 CaO · SiO 2 is connected with the decomposition of the calcium orthosilicate phase and, consequently, with the decomposition of the alumina binder containing larger amounts of the aforementioned calcium orthosilicate. It had a too high drop-out temperature, under the influence of which sftopioriy belite (fi-G2S) S lost its polymorphic transition ability at lower temperatures into a lime-ortho-ortho-silicate change. % of metallurgical utensils are in comparison with saiink dust produced from clay-based raw materials; used in the binder-disintegrating method so far; twice lower silica content. Such limited amounts of silica in the metallurgical slag in question call for limiting the content of calcium arthoctasemate in the slag to about 30%. In the current process, the amount of calcium orthosilicate in the self-decomposing dust * - • ncfci more than 60%: The twice lower content of calcium ortho-fcemate in the metallurgical solution obtained with the melting of iron carbonate at a high temperature of 150 ° C sinter. Such a significantly limited self-decomposition of the sinter reduces the ability to quickly and more deeply extract the allium oxide from this sinter with aqueous soda solutions, which significantly reduces the economic effects when keeping alumina from metallurgical slags. For comparison, it is stated that so far According to Grzymlek's method, the sinter is fired at a temperature of 1300 ° C, after cooling it decomposes in 95% to grains with dimensions below 30 microns, while "we are discussing the melted smelting at a temperature of about 1500 ° C. it is cooled and crumbled, it contains grains of less than 30 microns in an amount of only about 20%. Regardless of this, the aluminate phase, which occurs in the fallout dust produced by the time-delayed sinter decay method, does not melt and appears in the form of an easily leaching crystalline CA and C12A7 aluminate phase, when melted at 1500 ° C in metallurgical slags. This phase occurs in the form of a three times less lengthening alumina calcareous glaze. As a result, due to a limited degree of self-decomposition of the sinter, combined with the presence of the vitreous alumina phase, despite the quantitatively greater content of alumina, Al2O3 from metallurgical slags with leading soda solutions is limited to an average of 35% in the procedure. The girzymka lug the oxide of sinters fired at lower temperatures is 75%. Low leachability of Al2O3 in the process of extraction of metallurgical slags with aqueous soda solutions interrupts the economic production of alumina. This economics is additionally aggravated by the fact that the post-extraction residue, requiring additional grinding, has too much alumina to be economically produced, of a suitable quality and in accordance with the applicable standards. on the other hand, it should be emphasized that the history of the reduction process, which was subjected to the smelting of iron in the smelting furnace, is completely devoid of harmful pollutants containing cations with a high ionic potential, stabilizing the process of self-decomposition of calcium carbonate and calciferous sinter. containing relatively large amounts of alumina, free of iron compounds, present. a valuable clay raw material. The aim of the invention is to separate from the glass phase present in the smelting slurry at higher temperatures, a polymorphic type of twelve-calcium aluminate (12CaO * 7Al2O3), easily leaching with aqueous solutions of soda and the separation of whole The aim is achieved by the method of the invention, which consists in the fact that the molten metallurgical slag is slowly cooled (in the temperature range below 700 ° C to the ambient temperature). the simultaneous use of high-frequency resonant high-frequency vibrations or resonance vibrations. As a result of this procedure, the two-layer is accelerated in the glazed phase of calcium clays of the polymirfluent, high-temperature variety 12CaO • 7AI2O3, some of which are aluminum with an aqueous soda solution. At the same time, this treatment is carried out in a partially vitrified As soon as calcium-tosilicate nuclei form (crystalline, polymorphic variety of y CaaSiO *), accelerating self-decomposition, and causing a higher degree of disintegration of the cooled slag. After the cooling process, the slag has the following characteristics: It has about 50% polymorphic, high-temperature, crystalline form of the 12CaO • 7A1203 phase. From this variant, the alumina leaches three times deeper than with the aluminates contained in the glass phase. Almost all of the lyso of Ca 2 SO 4 during cooling of the slug turns into a self-decomposing polymorphic change of Ca SiO, resulting in a significantly better disintegration of waste material, the grains of which after decay and deprived of are almost fractions above 60 microns. The internal structure of the minerals in the slime, loosened by the lulitradex, together with the loosening effect caused by the accelerated phenomena of polymonphal changes in the calcium phosilicate phase, facilitates the slurry of the slurry with aqueous soda solutions in the extraction equipment. Thus processed Zuzla reaches 80%. Such a deep leaching of A1203 from the metallurgical slag has three aspects: - it significantly increases, up to 2.5 times the efficiency of the process, - it increases and three times the concentration of aluminum oxide in the post-extraction solution (instead of 30 g / l obtained in the current sinter and waste method) is achieved: approx. 90 gA), - the amount of aluminum oxide (to approx. 7%) will be reduced twice in the extraction residue, which allows for economical use of the post-extraction residue for production, high-quality Portland cement prescribed by standards. the table the most important chemical and physical properties of the metallurgical component before and after treatment, according to the invention 45 BO 55 65 LP ~ r 1 2 Table Characteristic features of the tube & Phase composition in percent by weight, determined by X-ray: y 2CaO • SiO2 fi 2CaO • SiO2 12CaO • 7A1203 calcium aluminates nv in glaze form The leaching efficiency of Al2O3 and zuzla as a percentage by weight of Zuzel (metallurgical plant before treatment "" 3 10- ^ 20 30I-2O | iq-25 ', ¦ iSOM ^ 25- ^ 55 2 metallurgical group after Fwg treatment was obtained. 4 '35-40 5-0.0 50-55 i! 0h ^ 5 70 ^ 85 113 496 [T "3 4 5 6 7 8 9. 5 Grain fraction in wear over 60 microns in percent by weight Specific weight waste w / g / cm3 Content of Al2O3 in the slag after leaching in percent by weight. Consumption of slag in tones of 1 ton of A1203. Composition of raw materials - including the use of the hatching slag - for production (clinker in Weight percentages: - leached zuzel - sand * - 'lime stone Cpr.) - pyrite Mineral composition of Portland crystal in weight percent: 3CaO • Si02 2CaO • Si02 4daO • Al2Os' Fe203 3CaO • Al2O3 2CaO • Ti02 Amount of Portland Clinker in tonnes per 1 ton of A1203 1 '. 3 30 ^ 40 3.95 ^ 3.25 about 17 7.0 V .... 47.0 12.0 £ 9.5 1.5 64 , 2 and 8.0 10.6 14.0 3.4 15.0 4 V ¦5—0.0 2.80- ^ 2.90 about 7 4.0 - 93.5 5.0 - 1.5 ' 64.0 8.0 10.6 HO 3.4 4.5 As a result of the disintegration process and phase transformations in this material, the leaching of the oxide is sufficiently fast and deep within 80% of the weight. alumina contained in metallurgical slag. After the major part of the alumina has been leached out of it, it is used as a raw material for firing high-quality Portland clinker, keeping the most intricate proportions of clinker production in relation to the production. Red alumina. 10 15 20 35 40 45 50 * 6 60 65 Example I. Smelting slurry melted in an electric furnace, obtained by smelting 2,000 kg of iron with the following chemical composition: SiO2 - 13.50% Fe2 O3 - 1.60% A1203 - 29.50% CaO - 52.30% MjgO - 1.10% TiO2 - 1.60% SO3 - 004%. It cools slowly from 700 ° C. to ambient temperature. at 600 ° C., ultrasounds are exposed at a frequency of 20 kHz. as a result of which the zuzel is 100% by weight spontaneously Decomposes into a fine dust with an average grain size of 30 µm, containing a crystalline, high-temperature, polymorphic modification of 12CaO • 7A1203. Alumina, contained in calcium aluminate 12CaO-7A1203 is leached out with 80% by weight of aqueous Na2CO3 solution. During leaching, the aluminum oxide goes into solution in the form of sodium methaluminate. from which on the way of further processing (alumina. The residue after leaching, 93.5% by weight, is supplemented with 5% with the amount of sand and 1.5% with the amount of pyrite burnings and burned off in a rotary kiln at / temperature 1400 ° C for Portland clinker composed of: SiOa Fe2Os Al2Os CaO TiOz MgO so3 Na2Q - 21.0% - 3.3% - 5.5% - 66.4% - 2.4% - 1.0% - 0, 1% - 0.1% electric loss - 0.2% -Then the clinker is ground with a gypsum addition of 5% by weight for Portland cement "350". Example II. 200O kg, with the following chemical composition: Si02 Fe203 A1203 CaO MgO Ti02 so3 - 13.50% - 1.60% - 29.50% - 52.30% - 1.10% - 1.60% - 0.04% It is cooled slowly from 700 ° C to the ambient temperature and then, at a temperature of 600 ° C, the jug is subjected to vibrations at a frequency of 2500 vibrations / minuscule. As a result, the waste is 95% by weight / spontaneously decomposed into fine dust (medium grain size 45 µm, z containing a polymorphic, icrystalline, high-temperature variant of 12CaO • 7A1203. Then the alumina contained in the calcium aluminate 12CaO • 7A1203 is leached with a solution of NafcO $ in the amount of 75% by weight.W & 406 characters, meta-linesiiiu. sodium, from which. has a ~ way further! (Alumina is processed into alumina. 50% by weight of leaching retention is supplemented with 10% pebble, 1.5% pyrite incrustation and 38-5% limestone canyon. This charge is burnt at a temperature At a temperature of 1400 ° C, porous clinker has the following composition: SiO2 Fe208 Aa2Or CaO Ti02 Wg® s PL

Claims (1)

1. Zastrzezenie pa ten, tow e Sposób oitnzymywaoia tlenku; glinu z^ óuefli hut¬ niczych, znamienny tym, ze sitopiony ziuzel hut¬ niczy poddaje sie wolnermu chlodizeniu w zakre¬ sie temperatur ponizej 700°G, az do temjperaitu- ry otoczenia, poddajac go 'równoczesnie dziala¬ niu ultradziwiejków l'ub irezonansowym wiibracjom o wysokiej czestotliwosci, a nastepnie z powsta¬ lej wysoikotemperaituroweij odmiany glinianu diwu- nastowapniowego luguje sie tlenek glinu wod¬ nym roztworem ,sody. dn-3, zam. 780/w Cena 45 zl PL1. Claim the following: a method for storing an oxide; of aluminum from metallurgical sludge, characterized in that the sieved smelting material is subjected to slow cooling in the temperature range below 700 ° G, up to the ambient temperature, subjecting it to the simultaneous action of ultrasound or resonance Alumina is leached with an aqueous solution of soda to high-frequency fractures, and then from the resulting high-temperature variety of dicalcium aluminate. dn-3, order 780 / w Price PLN 45 PL
PL19619177A 1977-02-23 1977-02-23 Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags PL113496B1 (en)

Priority Applications (10)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL19619177A PL113496B1 (en) 1977-02-23 1977-02-23 Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags
HU78GO1392A HU179977B (en) 1977-02-23 1978-02-16 Process for preparing aluminium oxide
FR7804580A FR2381827A1 (en) 1977-02-23 1978-02-17 ALUMINUM OXIDE PRODUCTION PROCESS
GB6613/78A GB1596603A (en) 1977-02-23 1978-02-20 Method for obtaining aluminium oxide
ES467129A ES467129A1 (en) 1977-02-23 1978-02-20 Method for obtaining aluminum oxide
US05/880,004 US4149898A (en) 1977-02-23 1978-02-21 Method for obtaining aluminum oxide
BR7801063A BR7801063A (en) 1977-02-23 1978-02-22 PROCESS TO OBTAIN ALUMINUM OXIDE
CA297,477A CA1100284A (en) 1977-02-23 1978-02-22 Method for obtaining aluminium oxide
DE2807615A DE2807615C3 (en) 1977-02-23 1978-02-22 Process for the production of alumina
AR27118778A AR218477A1 (en) 1977-02-23 1978-02-22 METHOD TO PRODUCE ALUMINUM OXIDE FROM METALURGIC SLAG RICH IN ALUMINA

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL19619177A PL113496B1 (en) 1977-02-23 1977-02-23 Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags

Publications (2)

Publication Number Publication Date
PL196191A1 PL196191A1 (en) 1978-10-09
PL113496B1 true PL113496B1 (en) 1980-12-31

Family

ID=19981080

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL19619177A PL113496B1 (en) 1977-02-23 1977-02-23 Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags

Country Status (1)

Country Link
PL (1) PL113496B1 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
PL196191A1 (en) 1978-10-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4066471A (en) Constructional cement
Ribeiro et al. Recycling of Al-rich industrial sludge in refractory ceramic pressed bodies
CN102795772A (en) Method for preparing microcrystalline glass from kaolin-type coal gangue or fly ash and carbide slag
EP2307315B1 (en) Raw material having a high alumina content and method for its manufacture
CA1097379A (en) Process of preparing a refractory hydraulic binder containing calcium aluminates
CN111153610B (en) Method for comprehensively utilizing high-iron high-calcium high-silicon waste magnesite and boron mud
US4396422A (en) Process for producing iron and refractory material
KR101878693B1 (en) Method for removing Fe impurity of low grade pyrophyllite
Satyoko et al. Dissolution of dolomite and doloma in silicate slag
PL113496B1 (en) Process for the production of aluminium oxide from blast-furnace slags
US4536216A (en) Cement for the manufacture of cores and moulds and method for preparing same
JP2835467B2 (en) Method for producing alumina cement from electric furnace slag
US3770469A (en) Process for preparing self-disintegrating products containing dicalcium silicate
CN111423223A (en) Method for preparing ceramic by replacing kaolin with spodumene slag
US4149898A (en) Method for obtaining aluminum oxide
RU2258678C2 (en) Composition for stabilizing destroyable metallurgic slags and a method for preparation thereof
US3827896A (en) Method of producing clinker of alumina cement
JP3674365B2 (en) Method for stabilizing steelmaking slag containing fluorine
Stoch et al. Processing of some non-conventional ceramic raw materials and by-products
DE906218C (en) Process for the extraction of alumina
Delitsyn et al. Innovative technologies for full utilization of ash generated at coal-fired thermal power stations for producing alumina and construction materials
SU12710A1 (en) A method of manufacturing an artificial building material mainly for refractory and chemical resistant materials.
KR20230169360A (en) Hardened body and method of manufacturing the hardened body using slag
JPH0596265A (en) Method for treating chromium containing refractory waste
JPH0348150B2 (en)