RU2017841C1 - Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals - Google Patents

Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals Download PDF

Info

Publication number
RU2017841C1
RU2017841C1 SU5047139A RU2017841C1 RU 2017841 C1 RU2017841 C1 RU 2017841C1 SU 5047139 A SU5047139 A SU 5047139A RU 2017841 C1 RU2017841 C1 RU 2017841C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
slag
zone
reaction
crucible
heavy metals
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
А.В. Шкульков
С.Г. Ульянцев
Original Assignee
Шкульков Анатолий Васильевич
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 Шкульков Анатолий Васильевич filed Critical Шкульков Анатолий Васильевич
Priority to SU5047139 priority Critical patent/RU2017841C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2017841C1 publication Critical patent/RU2017841C1/en

Links

Images

Classifications

    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

FIELD: environment protection. SUBSTANCE: method provides for wastes with heavy metals, mainly as oxides, processing and wastes having heavy metals and mineral component utilization, by preparation of mixture, made of wastes, slice forming and carbon containing materials, its restoring melting in induction furnace with metal crucible for cooling. Mixture restoring melting is made by inductor, using direct inductive heating of slice reaction zone. with following separation of melting products for alloy (metal) and slag and their removal from furnace. Alloy (metal) and slice mass removal speed is being maintained so, that deviation of reaction slag zone is in range + 30 to - 30 % of its value, determined from ratio, given in description. Apparatus for realization of the method has slice feeding system 10 and induction furnace, that has pouring tip 3 and passing partition 4, that separates slag reaction zone 5 from release zone. Peculiarity of the apparatus is presence in furnace of moving bottom 7 and mean 8 to catch alloy (metal) ingot 14 and filling inner characteristic dimension of crucible 1, determined from ratio, given in description. EFFECT: method and apparatus are used to utilize wastes with heavy metals. 2 cl, 1 dwg, 1 tbl

Description

Изобретение относится к охране окружающей среды и может быть использовано для переработки и утилизации сухих остатков шламов гальванического производства, пыли и шламов мокрой газоочистки электроплавильных печей производства нержавеющей стали, а также отработанных катализатоpов на керамической основе и других отходов, содержащих тяжелые металлы Ni, Cr, Mn, V, Fe и др. , преимущественно в форме оксидов. В результате переработки шламов и отходов наиболее ценные металлы и железо переходят в сплав (ферросплав), а остальные компоненты отходов вместе с флюсами и добавками образуют экологически безопасный шлак, который можно использовать в строительстве. The invention relates to environmental protection and can be used for processing and disposal of dry residues of sludge from galvanic production, dust and sludge from wet gas treatment of stainless steel electric furnace, as well as spent ceramic-based catalysts and other wastes containing heavy metals Ni, Cr, Mn , V, Fe, etc., mainly in the form of oxides. As a result of the processing of sludge and waste, the most valuable metals and iron go into alloy (ferroalloy), and the remaining components of the waste together with fluxes and additives form an environmentally friendly slag that can be used in construction.

Известен способ утилизации шламов гальванического производства, заключающийся в приготовлении вяжущего при смешивании портландцемента и шлама гальванического производства. Вяжущее используют в строительстве. Устройство для реализации способа состоит из дозаторов и смесителя. A known method of disposal of sludge galvanic production, which consists in the preparation of a binder by mixing Portland cement and sludge galvanic production. A binder is used in construction. A device for implementing the method consists of dispensers and a mixer.

Недостатки способа утилизации заключаются в следующем. Во-первых, стабилизация тяжелых металлов цементами не обеспечивает эффективного включения тяжелых металлов в структуру вяжущего. Под воздействием воды (почвенной и атмосферной) происходит выщелачивание ионов тяжелых металлов из стройматериалов и загрязнение окружающей среды. В частности, выщелачиванию поддается Cr(VI), являющийся наиболее опасным для организма человека и животных. Во-вторых, в шламах гальванического производства, пылях и некоторых других отходах содержание тяжелых металлов превышает их содержание в промышленно разрабатываемых рудах. Например, это относится к никелю. Поэтому использование подобных отходов в качестве сырья для производства строительных материалов исключает из промышленного оборота ценное металлосодержащее сырье. The disadvantages of the disposal method are as follows. Firstly, the stabilization of heavy metals by cements does not ensure the effective incorporation of heavy metals into the binder structure. Under the influence of water (soil and atmospheric), heavy metal ions are leached from building materials and environmental pollution. In particular, Cr (VI) can be leached, which is the most dangerous for humans and animals. Secondly, in the sludge of galvanic production, dust and some other wastes, the content of heavy metals exceeds their content in industrially developed ores. For example, this applies to nickel. Therefore, the use of such wastes as raw materials for the production of building materials excludes valuable metal-containing raw materials from industrial circulation.

Известен способ обработки отходов, содержащих тяжелые металлы. Отходы, представляющие собой пыль из фильтров, сборников, абсорбенты или использованные катализаторы с повышенным содержанием тяжелых металлов, дробят, смешивают с ними отходы стекла и получают из смеси брикеты путем прессования при высокой температуре. Брикеты подают в плавильную камеру, а расплав подвергают быстрому охлаждению. В полученном шлаке эффективно отверждаются тяжелые металлы и он не представляет опасности для окружающей среды. Шлак может использоваться в строительстве. Способ реализуют с помощью устройства, состоящего из мельницы, смесителя, высокотемпературного пресса, плавильной камеры с леткой и средства для охлаждения струи шлакового расплава. A known method of processing waste containing heavy metals. Wastes, which are dust from filters, collectors, absorbents or used catalysts with a high content of heavy metals, are crushed, glass wastes are mixed with them and briquettes are obtained from the mixture by pressing at high temperature. Briquettes are fed into the melting chamber, and the melt is subjected to rapid cooling. In the resulting slag, heavy metals are effectively cured and it is not harmful to the environment. Slag can be used in construction. The method is implemented using a device consisting of a mill, a mixer, a high-temperature press, a melting chamber with a tap hole and means for cooling a stream of slag melt.

Недостатком способа является отмеченное выше исключение из оборота ценных металлов. The disadvantage of this method is the above exclusion from the turnover of valuable metals.

Наиболее близким по существенным признакам к заявляемому способу является способ утилизации пылевидных отходов производства коррозионно-стойкой стали, принятый за прототип. Переработке подвергают высушенные шламы и пыли из системы газоочистки, образующиеся при электроплавке нержавеющей и коррозионно-стойкой стали и содержащие тяжелые металлы Ni, Cr, Mn, Zn, а также Fe. Способ утилизации заключается в восстановительной плавке в электродуговой печи шихты, состоящей из прокаленных пылевидных отходов, флюса и углеродсодержащего материала - кокса, с последующим удалением и разделением продуктов плавки на сплав (ферросплав) и шлак. Удаление продуктов плавки осуществляется путем периодического их выпуска из печи через летку в ковш, где происходит ликвационное разделение металла и шлака. Шлак сливают в ковш, а сплав отправляют на разливочную машину. Извлечение металлов в сплав составляет, % : Ni 98,5; Cr 95; Fe 97. Ферросплав используют в производстве специальных сталей. Способ реализуют с помощью устройства, содержащего бункер-питатель, плавильную электродуговую печь, подсоединенную к источнику питания, и ковш для приема продуктов плавки, при этом печь снабжена выпускным отверстием. Closest to the essential features of the claimed method is a method for the disposal of dusty waste from the production of corrosion-resistant steel, adopted as a prototype. Processing is carried out on the dried sludge and dust from the gas treatment system, which are formed during the electrofusion of stainless and corrosion-resistant steel and containing heavy metals Ni, Cr, Mn, Zn, and Fe. The method of disposal consists in reductive melting in a batch electric arc furnace, consisting of calcined pulverized waste, flux and carbon-containing material - coke, followed by removal and separation of the smelting products into an alloy (ferroalloy) and slag. The removal of smelting products is carried out by periodically releasing them from the furnace through a notch into the ladle, where the segregation of metal and slag occurs. Slag is poured into a ladle, and the alloy is sent to a filling machine. Extraction of metals in the alloy is,%: Ni 98.5; Cr 95; Fe 97. Ferroalloy is used in the production of special steels. The method is implemented using a device containing a hopper-feeder, a melting electric arc furnace connected to a power source, and a ladle for receiving melting products, while the furnace is equipped with an outlet.

Основным недостатком способа-прототипа является следующий. Процесс восстановительной плавки осуществляют с периодическим выпуском продуктов плавки из печи. Это приводит к периодическому изменению режима плавки и физико-химических условий процесса восстановления в реакционно-шлаковой зоне, которая также изменяется по объему. Становится невозможно создать оптимальные условия для завершения реакций восстановления металлов и комплексообразования шлакового расплава. В результате указанных процессов неперешедшие в сплав тяжелые металлы, в первую очередь хром, как один из трудновосстанавливаемых металлов, могут оставаться в шлаке в оксикарбидной форме вида MenOmCk. Оксикарбидная форма химических соединений является нестойкой к воздействию воды, что приводит к выщелачиванию тяжелых металлов из шлака при его складировании или утилизации и в конечном итоге к загрязнению окружающей среды. Длительный процесс загрязнения малыми концентрациями тяжелых металлов приводит к их накапливанию в биологических циклах питания и вызывает серьезные экологические последствия.The main disadvantage of the prototype method is the following. The recovery smelting process is carried out with the periodic release of smelting products from the furnace. This leads to a periodic change in the melting mode and physico-chemical conditions of the recovery process in the reaction-slag zone, which also varies in volume. It becomes impossible to create optimal conditions for the completion of metal reduction reactions and complex formation of slag melt. As a result of these processes, heavy metals that have not converted to the alloy, primarily chromium, as one of the difficult to recover metals, can remain in the slag in the oxycarbide form of the form Me n O m C k. The oxycarbide form of chemical compounds is unstable to water, which leads to leaching of heavy metals from slag during storage or disposal and ultimately to environmental pollution. A long process of pollution with small concentrations of heavy metals leads to their accumulation in biological nutrition cycles and causes serious environmental consequences.

В процессе патентного поиска обнаружено устройство для плавки оксидных материалов, которое является наиболее близким по количеству существенных признаков к заявляемому техническому решению для реализации способа. Оно принято за прототип. Устройство содержит индукционную печь, состоящую из высокочастотного источника питания, индуктора и охваченного им цилиндрического тигеля, выполненного из металлических охлаждаемых трубок и снабженного сливным носком и перепускной перегородкой, отделяющей выпускную зону от плавильной зоны. Перерабатываемый материал расплавляют в плавильной зоне, после чего расплав перетекает под перепускной перегородкой в выпускную зону и стекает с носка. In the process of patent search, a device was discovered for melting oxide materials, which is the closest in the number of essential features to the claimed technical solution for implementing the method. It is taken as a prototype. The device comprises an induction furnace, consisting of a high-frequency power source, an inductor and a cylindrical crucible covered by it, made of metal cooled tubes and equipped with a drain toe and a bypass partition separating the outlet zone from the melting zone. The processed material is melted in the melting zone, after which the melt flows under the bypass wall into the outlet zone and flows off the toe.

Прямое использование известного устройства не позволяет реализовать заявленный способ, поскольку при введении в печь в качестве исходной шихты, содержащей тяжелые металлы, получаемый сплав постепенно заполняет тигель, что вынуждает прекратить процесс. Direct use of the known device does not allow to implement the claimed method, because when introduced into the furnace as the initial mixture containing heavy metals, the resulting alloy gradually fills the crucible, which forces the process to stop.

Задачей изобретения является переработка промышленных отходов и утилизация содержащихся в них тяжелых металлов и минеральной составляющей. The objective of the invention is the processing of industrial waste and disposal of the heavy metals and mineral component contained therein.

Поставленная задача решается за счет того, что в известном способе утилизации пылевидных отходов, содержащих тяжелые металлы, включающем операции восстановительной плавки в электропечи шихты, состоящей из отходов, углеродсодержащего и шлакообразующего материалов, и последующего удаления и разделения продуктов плавки на сплав и шлак, восстановительную плавку проводят в индукционной печи с охлаждаемым металлическим тиглем путем прямого индукционного нагрева реакционно-шлаковой зоны, а разделение продуктов плавки производят непосредственно в печи, после чего осуществляют их удаление, причем массовую скорость удаления сплава (металла) и шлака поддерживают такой, чтобы отклонение глубины A реакционно-шлаковой зоны находилось в диапазоне +30 -40% от ее значения, определяемого из соотношения
A = k1D

Figure 00000002
0,5 +
Figure 00000003
Figure 00000004
., (1) где k1 = 0,8-1,2 - эмпирический коэффициент, учитывающий степень извлечения тяжелых металлов и мощность печи;
R, L и N - соответственно содержание в минеральной части шихты Cr2O3, Al2O3 и суммарное содержание оксидов Mn, V, Mo, мас.%;
D - внутренний характеристический размер тигля, м, определяемый из выражения
D = k2 ΔM, (2) где k2 = 1,0-2,4 - эмпирический коэффициент;
Δ- глубина проникновения тока в расплав шлака при его рабочей температуре, м,
а m определяется по формулам:
для круглого сечения тигля
M = 4,5 +
Figure 00000005
; (3)
для неравноосного сечения тигля
M = 3,6 + 1,75 k3 - 0,44 G, (4) где G ≥ 1 - параметр, равный отношению большего и меньшего размеров сечения тигля;
k3 - коэффициент заполнения окна индуктора, определяемый из формулы
k3=
Figure 00000006
, где S1 - площадь окна индуктора, м2;
S2 - площадь поперечного сечения тигля, м2;
Sт - суммарная площадь поперечного сечения трубок тигля, м2.The problem is solved due to the fact that in the known method of disposal of pulverized wastes containing heavy metals, including the operations of reductive melting in an electric furnace of a charge consisting of waste, carbon-containing and slag-forming materials, and subsequent removal and separation of the products of melting into alloy and slag, reduction melting carried out in an induction furnace with a cooled metal crucible by direct induction heating of the reaction-slag zone, and the separation of the melting products is carried out directly Twain in an oven, followed by their removal, the mass of the alloy removal rate (metal) and the slag is maintained such that the depth of the deviation A reactive slag zone is in the range 30 to 40% from its value determined from the relationship
A = k 1 D
Figure 00000002
0.5 +
Figure 00000003
Figure 00000004
., (1) where k 1 = 0.8-1.2 is an empirical coefficient that takes into account the degree of extraction of heavy metals and the power of the furnace;
R, L and N, respectively, the content in the mineral part of the charge Cr 2 O 3 , Al 2 O 3 and the total content of oxides Mn, V, Mo, wt.%;
D is the internal characteristic size of the crucible, m, determined from the expression
D = k 2 ΔM, (2) where k 2 = 1.0-2.4 is an empirical coefficient;
Δ is the depth of current penetration into the slag melt at its working temperature, m,
and m is determined by the formulas:
for a circular cross-section of the crucible
M = 4.5 +
Figure 00000005
; (3)
for unequal crucible cross-section
M = 3.6 + 1.75 k 3 - 0.44 G, (4) where G ≥ 1 is a parameter equal to the ratio of the larger and smaller sizes of the crucible section;
k 3 - fill factor of the inductor window, determined from the formula
k 3 =
Figure 00000006
where S 1 - window area of the inductor, m 2 ;
S 2 - the cross-sectional area of the crucible, m 2 ;
S t - the total cross-sectional area of the tubes of the crucible, m 2 .

Глубина проникновения тока в расплав шлака определяется по формуле
Δ =

Figure 00000007
,, где f - частота тока источника питания, Гц;
κ- электропроводность шлака при рабочей температуре, См/м;
μo = 4π˙10-7 Гн/м - магнитная проницаемость вакуума.The depth of current penetration into the slag melt is determined by the formula
Δ =
Figure 00000007
,, where f is the current frequency of the power source, Hz;
κ - electrical conductivity of slag at operating temperature, S / m;
μ o = 4π˙10 -7 GN / m is the magnetic permeability of the vacuum.

Характеристическим размером D тигля считают, принятые в теории индукционного нагрева, диаметр тигля при круглом его сечении или меньший размер поперечного сечения, если оно не равноосно, а имеет форму прямоугольника, овала или других фигур. В зависимости от формы сечения тигля для определения M соответственно используют формулу (3) или (4). According to the theory of induction heating, the characteristic diameter D of the crucible is the diameter of the crucible with its circular cross section or a smaller cross section if it is not equiaxed, but has the shape of a rectangle, oval, or other shapes. Depending on the cross-sectional shape of the crucible, formula (3) or (4) is used, respectively, to determine M.

Заявленный способ реализуется устройством, содержащим индукционную печь, снабженную сливным носком и перепускной перегородкой, отделяющей реакционно-шлаковую зону от выпускной зоны, и систему подачи шихты. Его отличием является то, что тигель дополнительно снабжен перемещающимся дном, имеющим средство сцепления со слитком, а внутренний характеристический размер тигля выполнен равным D, где D определяют в соответствии с эмпирическим выражением (2) и формулами (3) и (4). The claimed method is implemented by a device containing an induction furnace equipped with a drain toe and a bypass partition separating the reaction-slag zone from the outlet zone, and the charge supply system. Its difference is that the crucible is additionally equipped with a moving bottom having a means of coupling with the ingot, and the internal characteristic size of the crucible is made equal to D, where D is determined in accordance with empirical expression (2) and formulas (3) and (4).

При реализации заявленных способа и устройства происходит формирования двух областей реакционно-шлаковой зоны: реакционной и шлаковой, представляющих собой два контура циркуляции расплава. При этом в каждой из областей достигаются оптимальные физико-химические и тепловые режимы восстановления тяжелых металлов и комплексообразования шлака с включением в его матрицу оставшихся ионов тяжелых металлов. When implementing the claimed method and device, two regions of the reaction-slag zone are formed: the reaction and slag zones, which are two melt circulation circuits. Moreover, in each of the regions optimal physicochemical and thermal conditions are achieved for the recovery of heavy metals and complex formation of slag with the inclusion of the remaining heavy metal ions in its matrix.

Реакционно-шлаковая зона представляет собой расплав шлаковой составляющей шихты, в которой растворены в виде ионнных комплексов (кластеров) тяжелые металлы, железо, углерод, карбиды, оксикарбиды, а также восстановленные металлы. Расплав одновременно служит средой для преобразования энергии электромагнитного поля индуктора в теплоту и реакционной зоной для осуществления физико-химических превращений и реакций восстановления. При поступлении в реакционно-шлаковую зону шихты, состоящей из отходов, углерода, шлакообразующих материалов, происходит расплавление и растворение компонентов шихты в расплаве. Реакции восстановления протекают преимущественно в расплаве по прямым реакциям, и металл вследствие ликвации скапливается ниже реакционно-шлаковой зоны, формируя ее нижнюю границу. Однако по причине ограниченной скорости реакций верхние слои зоны обогащены комплексами, содержащими тяжелые металлы, а также углеродом, преимущественно, в виде карбидов и оксикарбидов. Под воздействием конвекции и электромагнитных сил происходит перемешивание расплава реакционно-шлаковой зоны и распределение карбидов и оксикарбидов по всей зоне. Если глубина реакционно-шлаковой зоны находится в заданном диапазоне, то создаются условия формирования двухконтурной циркуляции расплава в зоне. The reaction-slag zone is a melt of the slag component of the charge, in which heavy metals, iron, carbon, carbides, hydroxycarbides, and also reduced metals are dissolved in the form of ionic complexes (clusters). The melt simultaneously serves as a medium for converting the energy of the electromagnetic field of the inductor into heat and a reaction zone for the implementation of physicochemical transformations and reduction reactions. Upon receipt of a mixture of waste, carbon, and slag-forming materials in the reaction-slag zone, the components of the mixture melt and dissolve in the melt. The reduction reactions proceed predominantly in the melt by direct reactions, and metal due to segregation accumulates below the reaction-slag zone, forming its lower boundary. However, due to the limited reaction rate, the upper layers of the zone are enriched in complexes containing heavy metals, as well as carbon, mainly in the form of carbides and oxycarbides. Under the influence of convection and electromagnetic forces, the melt of the reaction-slag zone is mixed and the carbides and oxycarbides are distributed throughout the zone. If the depth of the reaction-slag zone is in a predetermined range, then the conditions for the formation of double-circuit circulation of the melt in the zone are created.

Физико-химические причины этого явления заключаются в следующем. The physicochemical causes of this phenomenon are as follows.

Верхние слои реакционно-шлаковой зоны обогащены углеродом и оксидами тяжелых металлов и здесь протекает основная часть восстановительных реакций. Нижние слои расплава реакционно-шлаковой зоны приближаются по составу к шлаку. Происходит уменьшение удельной электропроводности расплава от верхних слоев зоны к нижним. Наибольшее изменение электропроводности происходит на границе между областью подавляющего протекания реакций восстановления (реакционная область реакционно-шлаковой зоны) и областью завершения реакций восстановления (шлаковая область зоны). Возникают неравномерные электродинамические силы сжатия расплава реакционно-шлаковой зоны, причем максимум этих сил сосредотачивается вблизи границы раздела областей. The upper layers of the reaction-slag zone are enriched in carbon and heavy metal oxides, and the bulk of the reduction reactions occur here. The lower melt layers of the reaction-slag zone are close in composition to the slag. The conductivity of the melt decreases from the upper layers of the zone to the lower. The greatest change in electrical conductivity occurs at the boundary between the region of the overwhelming occurrence of reduction reactions (reaction region of the reaction-slag zone) and the region of completion of the reduction reactions (slag region of the zone). Non-uniform electrodynamic compression forces of the melt of the reaction-slag zone arise, and the maximum of these forces is concentrated near the interface.

Одновременно с этим оптимальные условия нагрева реакционно-шлаковой зоны в электромагнитном поле индуктора обеспечены в нижней области зоны. Это достигается наряду с другими признаками заявленного способа, использованием устройства с заданными характеристическими размерами тигля в соответствии с эмпирическим выражением (2), так как для расчетов используют значение электропроводности именно шлака при его рабочей температуре. At the same time, the optimal conditions for heating the reaction-slag zone in the electromagnetic field of the inductor are provided in the lower region of the zone. This is achieved along with other features of the claimed method, the use of a device with specified characteristic dimensions of the crucible in accordance with the empirical expression (2), since the values of the electrical conductivity of the slag at its working temperature are used for calculations.

Взаимодействие этих факторов обусловливает формирование двухконтурной циркуляции расплава, причем разделение контуров происходит по границе максимального изменения электропроводности расплава по высоте зоны. Тем самым формируют две области реакционно-шлаковой зоны: верхнюю реакционную, в которой осуществляется концентрация основных реагентов и протекание подавляющей части реакций, и нижнюю шлаковую, в которой происходит разложение оксикарбидов и комплексообразование шлака. После начала формирования циркуляции расплава изменение электропроводности по высоте зоны происходит практически скачком на границе потоков, что приводит к стабилизации двухконтурной циркуляции расплава реакционно-шлаковой зоны с пространственной стабилизацией реакционной и шлаковой областей. The interaction of these factors determines the formation of the bypass circulation of the melt, and the separation of the contours occurs along the boundary of the maximum change in the electrical conductivity of the melt along the height of the zone. Thus, two regions of the reaction-slag zone are formed: the upper reaction, in which the concentration of the main reagents and the course of the overwhelming part of the reactions are carried out, and the lower slag, in which the decomposition of oxycarbides and the formation of slag take place. After the formation of the melt circulation begins, the change in electrical conductivity along the zone height occurs almost abruptly at the flow boundary, which leads to stabilization of the bypass circulation of the melt of the reaction-slag zone with spatial stabilization of the reaction and slag regions.

Верхний контур охватывает слои расплава, содержащие наибольшее количество углеродсодержащих комплексов и комплексов с тяжелыми металлами, преимущественно, в виде оксидов. Достижение замкнутости верхней реакционной области обеспечивает увеличение времени контактирования углерода с оксидами тяжелых металлов и железа при одновременном увеличении их концентрации в этой области, в сравнении со всем объемом реакционно-шлаковой зоны. В результате возрастают скорость реакций восстановления и степень их завершенности. The upper contour covers melt layers containing the largest number of carbon-containing complexes and complexes with heavy metals, mainly in the form of oxides. Achieving the closure of the upper reaction region provides an increase in the time of contacting carbon with oxides of heavy metals and iron while increasing their concentration in this region, in comparison with the entire volume of the reaction-slag zone. As a result, the rate of reduction reactions and the degree of their completeness increase.

Нижний контур циркуляции расплава охватывает слои реакционно-шлаковой зоны с преобладанием шлаковой составляющей и малым содержанием тяжелых металлов и углерода, который, преимущественно, находится в комплексах оксикарбидов алюминия, хрома и марганца. В этой шлаковой области происходит завершение реакций восстановления и разрушение оксикарбидов, причем чем выше содержание в шихте оксидов алюминия, хрома, марганца, ванадия, тем больший объем расплава необходим в шлаковой области для завершения реакций восстановления и разрушения оксикарбидов. Оксикарбиды обладают наименьшими восстановительными свойствами, поэтому вступают в реакции в последнюю очередь. Увеличения вероятности протекания реакций в шлаковой области достигают увеличением глубины реакционно-шлаковой зоны. При этом глубина реакционной области остается неизменной, так как она при прочих равных условиях определяется температурой расплава в этой области и скоростью протекания реакций. Поэтому при увеличении глубины реакционно-шлаковой зоны происходит увеличение лишь ее нижней шлаковой области и возрастает ее объем. В результате возрастает завершенность реакций восстановления и разложения оксикарбидов и обеспечивается надежное включение оставшихся ионов тяжелых металлов в структурную матрицу шлака. Степень увеличения глубины реакционно-шлаковой зоны зависит от содержания оксидов Cr, Al, Mn, V, Mo в минеральной части шихты и определяется соответствующим эмпирическим членом в соотношении (1). The lower circuit of the melt circulation covers the layers of the reaction-slag zone with a predominance of the slag component and a low content of heavy metals and carbon, which is mainly found in complexes of aluminum, chromium and manganese oxycarbides. In this slag region, the reduction reactions and destruction of oxycarbides are completed, and the higher the content of oxides of aluminum, chromium, manganese, and vanadium in the charge, the greater the volume of melt required in the slag region to complete the reactions of reduction and destruction of oxycarbides. Oxycarbides have the least reducing properties, therefore, enter into reactions in the last turn. The increase in the probability of reactions in the slag region is achieved by increasing the depth of the reaction-slag zone. In this case, the depth of the reaction region remains unchanged, since it is, other things being equal, determined by the temperature of the melt in this region and the rate of reactions. Therefore, with an increase in the depth of the reaction-slag zone, only its lower slag region increases and its volume increases. As a result, the completeness of the reactions of reduction and decomposition of oxycarbides increases and reliable inclusion of the remaining heavy metal ions into the structural matrix of the slag is ensured. The degree of increase in the depth of the reaction-slag zone depends on the content of Cr, Al, Mn, V, Mo oxides in the mineral part of the charge and is determined by the corresponding empirical term in relation (1).

Поступление расплава из верхней области в нижнюю происходит за счет массопереноса в реакционно-шлаковой зоне при истечении шлака из нижней области в выпускную зону и далее к сливному носку и соответствующего поступления новых порций шихты в верхнюю зоны. The melt flows from the upper region to the lower region due to mass transfer in the reaction-slag zone when slag flows from the lower region to the outlet zone and then to the drain sock and the corresponding arrival of new batches of the mixture into the upper zone.

Поддержание оптимальных условий в реакционно-шлаковой зоне в течение всего процесса происходит за счет разделения продуктов реакций непосредственно в печи и одновременного их удаления. Шлак истекает со сливного носка под действием гидростатического давления расплава реакционно-шлаковой зоны, что поддерживает массовую скорость его удаления, необходимую для сохранения постоянства верхнего уровня зоны. Образующийся расплав металла непрерывно удаляют из тигля, чем сохраняют неизменным положение зеркала ванны металла и стабилизируют нижнюю границу реакционно-шлаковой зоны. Таким образом, непрерывное удаление шлака сверху и сплава снизу обеспечивает поддержание постоянной глубины реакционно-шлаковой зоны. Maintaining optimal conditions in the reaction-slag zone during the whole process occurs due to the separation of reaction products directly in the furnace and their simultaneous removal. Slag expires from the drain toe under the influence of hydrostatic pressure of the melt of the reaction-slag zone, which maintains the mass removal rate necessary to maintain the constancy of the upper level of the zone. The resulting metal melt is continuously removed from the crucible, which keeps the position of the metal bath mirror unchanged and stabilizes the lower boundary of the reaction-slag zone. Thus, the continuous removal of slag from above and the alloy from below ensures that the depth of the reaction-slag zone is constant.

Диапазон значений эмпирического коэффициента k1 определен в результате статической обработки результатов экспериментов. При выборе значений коэффициента следует исходить из следующих соображений. В случае утилизации отходов с малой степенью извлечения тяжелых металлов следует принимать меньшие значения k1, так как мала вероятность образования карбидов и оксикарбидов в реакционно-шлаковой зоне в присутствии, например, оксидов железа. С увеличением степени извлечения тяжелых металлов необходимо увеличивать значение k1, поскольку вероятность образования карбидов и оксикарбидов высока и их разложение в шлаковой области может произойти только при увеличении объема этой области. При создании устройств для реализации способа мощностью более 300 кВт, когда абсолютное значение глубины зоны составляет более 0,4 м, оптимальное значение глубины зоны уменьшается, в связи с чем следует принимать меньшие значения коэффициента.The range of values of the empirical coefficient k 1 is determined as a result of static processing of the experimental results. When choosing coefficient values, one should proceed from the following considerations. In the case of waste disposal with a low degree of recovery of heavy metals, lower values of k 1 should be taken, since the formation of carbides and oxycarbides in the reaction-slag zone in the presence of, for example, iron oxides is low. With an increase in the degree of extraction of heavy metals, it is necessary to increase the value of k 1 , since the probability of the formation of carbides and oxycarbides is high and their decomposition in the slag region can occur only with an increase in the volume of this region. When creating devices for implementing the method with a power of more than 300 kW, when the absolute value of the zone depth is more than 0.4 m, the optimal value of the zone depth decreases, and therefore smaller values of the coefficient should be taken.

В случае уменьшения глубины реакционно-шлаковой зоны относительно заданного диапазона не происходит завершения реакций восстановления тяжелых металлов и разложения оксикарбидов и даже карбидов, которые в значительном количестве попадают в шлак. При использовании шлака, например, в строительстве происходит взаимодействие карбидов и оксикарбидов с водой и выщелачивание тяжелых металлов в окружающую среду, что недопустимо. При увеличении глубины реакционно-шлаковой зоны сверх допустимой происходит уменьшение плотности мощности в зоне и снижение скорости реакций, что приводит, в свою очередь, к незавершенности реакций восстановления, в первую очередь хрома, и снижению технико-экономических показателей процесса. In the case of a decrease in the depth of the reaction-slag zone relative to a given range, the reactions of reduction of heavy metals and decomposition of oxycarbides and even carbides, which in a significant amount fall into the slag, do not complete. When using slag, for example, in construction, carbides and oxycarbides react with water and heavy metals are leached into the environment, which is unacceptable. When the depth of the reaction-slag zone is increased beyond the permissible one, the power density in the zone decreases and the reaction rate decreases, which, in turn, leads to incomplete reduction reactions, primarily chromium, and a decrease in the technical and economic parameters of the process.

Применение в заявленном устройстве охлаждаемого тигля с перемещающимся дном позволяет реализовать операцию разделения продуктов реакций непосредственно в печи и обеспечить одновременное их удаление двумя потоками: шлак сливают с носка, а образующийся расплав металла (сплава) удаляют при опускании дна тигля, направляя металлический слиток, причем массовую скорость удаления сплава (металла) поддерживают, изменяя скорость перемещения дна тигля. The use of a cooled crucible with a moving bottom in the claimed device allows the operation of separation of reaction products to be carried out directly in the furnace and their simultaneous removal by two streams: the slag is drained from the sock, and the formed metal (alloy) melt is removed when the bottom of the crucible is lowered, guiding the metal ingot, the rate of removal of the alloy (metal) is maintained by changing the speed of movement of the bottom of the crucible.

Выполнение характеристического размера тигля в соответствии с указанными эмпирическими соотношениями обеспечивает оптимальные условия сквозного нагрева шлаковой области, поскольку за параметр определения характеристического размера тигля принята удельная электропроводность расплава шлака при его рабочей температуре в печи. В то же время, реакционная область находится в условиях нагрева промежуточных между сквозным и поверхностным нагревом, так как электропроводность реакционной области выше. Это обеспечивает интенсивный нагрев реакционной области. Значение эмпирического коэффициента k2 выбрано в таком диапазоне, чтобы сохранялись условия сквозного индукционного нагрева шлаковой области при одновременном исключении перехода условий нагрева реакционной области к поверхностному нагреву. За пределами указанного диапазона нарушаются условия протекания процессов печи.The fulfillment of the characteristic crucible size in accordance with the indicated empirical ratios provides optimal conditions for through heating of the slag region, since the specific conductivity of the slag melt at its working temperature in the furnace is taken as the parameter for determining the characteristic crucible size. At the same time, the reaction region is under conditions of heating intermediate between through and surface heating, since the conductivity of the reaction region is higher. This provides intense heating of the reaction region. The value of the empirical coefficient k 2 is chosen in such a range that the conditions of through induction heating of the slag region are maintained while the transition of the heating conditions of the reaction region to surface heating is eliminated. Outside the specified range, the conditions of the furnace processes are violated.

Выполнение устройства с конструктивными размерами в соответствии с выражением (2) обеспечивает высокую устойчивость работы устройства при флуктуациях состава шихты. Это обусловлено тем, что основным расчетным параметром конструктивных размеров устройства является электропроводность шлака, который является наиболее инерционным продуктом всех физико-химических процессов в печи. Корректируя состав шихты введением шлакового материала, можно осуществлять переработку широкого круга отходов при неизменной конструкции устройства. The implementation of the device with structural dimensions in accordance with the expression (2) provides high stability of the device with fluctuations in the composition of the charge. This is due to the fact that the main design parameter of the design dimensions of the device is the electrical conductivity of the slag, which is the most inertial product of all physicochemical processes in the furnace. By adjusting the composition of the charge by introducing slag material, it is possible to process a wide range of waste with a constant design of the device.

При выполнении характеристического размера тигля меньше заявленного диапазона наблюдается неустойчивость нагрева шлаковой области, загустение шлака и нарушение физико-химических и тепловых условий утилизации. При увеличении D более заявленного диапазона условия нагрева реакционной области приближаются к поверхностному нагреву, что ведет к захолаживанию центральной части области и появлению здесь нерасплавленной шихты. Нарушаются физико-химические процессы в печи. When the characteristic crucible size is less than the declared range, instability of heating of the slag region, thickening of the slag, and violation of the physicochemical and thermal conditions of disposal are observed. With an increase in D over the declared range, the heating conditions of the reaction region approach surface heating, which leads to cooling of the central part of the region and the appearance of an unmelted charge here. Disrupted physical and chemical processes in the furnace.

Таким образом, анализ протекающих физико-химических и электротермических процессов показывает, что при использовании заявленных способа и устройства качественно изменяется механизм процесса утилизации отходов, содержащих тяжелые металлы, и обеспечивается повышение эффективности утилизации, т.е. достигается решение задачи изобретения. Thus, the analysis of the ongoing physicochemical and electrothermal processes shows that when using the claimed method and device, the mechanism of the process of disposal of wastes containing heavy metals is qualitatively changed, and the efficiency of utilization is improved, i.e. the solution of the problem of the invention is achieved.

Из уровня техники известен способ получения металлов и сплавов карботермическим восстановлением с применением индукционной печи. В печи формируют реакционную зону, представляющую собой оксикарбидный расплав, и осуществляют ее прямой индукционный нагрев. В реакционную зону вводят шихту, содержащую оксидный и углеродсодержащий материалы, причем содержание углерода в ней составляет не менее 70% от стехиометрического количества, необходимого для полного восстановления шихты, и проводят карботермическое восстановление шихты бесшлаковым методом. The prior art method for producing metals and alloys by carbothermic reduction using an induction furnace. In the furnace, a reaction zone is formed, which is an oxycarbide melt, and its direct induction heating is carried out. A mixture containing oxide and carbon-containing materials is introduced into the reaction zone, and the carbon content in it is at least 70% of the stoichiometric amount necessary for complete reduction of the mixture, and the carbothermic reduction of the mixture is carried out without the slag method.

Рассмотрение этого решения показывает наличие сходных признаков с отличительной частью изобретения. Однако не все отличительные признаки заявленного изобретения известны из рассматриваемого решения. В известном решении осуществляют введение шихты с содержанием восстановителя не менее 70% от стехиометрического количества, необходимого для восстановления оксидного материала шихты. При этом происходит полное восстановление шихты без образования шлака и соответственно получение только одного продукта переработки с единственным потоком его удаления. Попытка использовать это известное решение для утилизации пылевидных отходов, содержащих тяжелые металлы, приводит к полному нарушению хода плавки, так как наличие в отходах значительного количества оксидов магния, кальция и др. не позволяют провести бесшлаковый процесс восстановления. В печи накапливаются шлаки и в конечном итоге происходит переполнение тигля, и плавку прекращают. Более того, в известном решении имеется реакционная зона, представляющая собой оксикарбидный расплав, и несформирована шлаковая область. В результате в печи образуются оксикарбиды, наличие которых недопустимо в шлаке с ионами тяжелых металлов. Заявленное техническое решение направлено, в том числе, на исключение оксикарбидных соединений в получаемом шлаке. Последнее обеспечивается поддержанием определенной глубины реакционно-шлаковой зоны и созданием в ней особых гидродинамических условий с формированием реакционной и шлаковой областей, что приводит к разложению оксикарбидов. Consideration of this solution shows the presence of similar features with a distinctive part of the invention. However, not all of the distinguishing features of the claimed invention are known from the solution in question. In a known solution, a charge is introduced with a reducing agent content of not less than 70% of the stoichiometric amount necessary for the reduction of the oxide material of the charge. In this case, the mixture is completely restored without slag formation and, accordingly, only one processing product is obtained with a single stream of its removal. An attempt to use this well-known solution for the disposal of dusty wastes containing heavy metals leads to a complete disruption of the smelting process, since the presence of a significant amount of magnesium, calcium, and other oxides in the waste does not allow for a non-slag recovery process. Slag accumulates in the furnace and, ultimately, the crucible overflows and melting is stopped. Moreover, in the known solution there is a reaction zone, which is an oxycarbide melt, and the slag region is not formed. As a result, oxycarbides are formed in the furnace, the presence of which is unacceptable in slag with heavy metal ions. The claimed technical solution is directed, inter alia, to the exclusion of oxycarbide compounds in the resulting slag. The latter is ensured by maintaining a certain depth of the reaction-slag zone and the creation of special hydrodynamic conditions in it with the formation of the reaction and slag regions, which leads to the decomposition of oxycarbides.

В электротермии известны также индукционная печь с охлаждаемым металлическим тиглем, снабженная подвижным дном, и индукционная печь с металлическим охлаждаемым тиглем, снабженная сливным носком и перепускной перегородкой, предназначенные для плавки оксидных материалов. При этом подвижное дно или сливной носок служат для удаления из печи единственного продукта, получаемого в результате технологического процесса: кристаллического блока оксидного материала или струи оксидного расплава. Известны рекомендации по выбору характеристического размера тигля. Однако они основаны на наличии в тигле только реакционной зоны и применение этой рекомендации для реализации заявленного способа приводит к нарушению режимов плавки: не формируется двухконтурная циркуляция расплава, снижается степень фиксации ионов тяжелых металлов в шлаке и др., т.е. не обеспечивается достижение задачи изобретения. In electrothermy, an induction furnace with a cooled metal crucible equipped with a movable bottom and an induction furnace with a metal cooled crucible equipped with a drain toe and a bypass are also known for melting oxide materials. In this case, the movable bottom or drain sock serves to remove from the furnace the only product resulting from the technological process: a crystalline block of oxide material or a stream of oxide melt. Known recommendations for choosing the characteristic size of the crucible. However, they are based on the presence of only a reaction zone in the crucible and the application of this recommendation for the implementation of the claimed method leads to disruption of the melting modes: the bypass circulation of the melt is not formed, the degree of fixation of heavy metal ions in the slag decreases, etc., i.e. the achievement of the objective of the invention is not ensured.

В заявленном способе получают одновременно два продукта в печи, поэтому применение известных конструктивных решений принципиально не позволяет реализовать заявленный способ утилизации. Для обеспечения условий реализации способа заявленное устройство содержит индукционную печь, снабженную сливным носком и перепускной перегородкой, отделяющей реакционно-шлаковую зону от выпускной, и систему подачи шихты, причем печь дополнительно содержит перемещающееся дно со средством сцепления слитка, а характеристический размер тигля выполнен в определенном соотношении с удельной электропроводностью расплава шлаковой области (шлака) реакционно-шлаковой зоны (см. выше). Только благодаря совокупности признаков устройства и взаимосвязи между ними и свойством перерабатываемого материала (через характеристику шлака) устройство приобретает новое качество: при работе устройства в реакционно-шлаковой зоне образуется двухконтурная циркуляция расплава. В результате этого обеспечивается эффективность переработки отходов. In the inventive method, two products are obtained simultaneously in the furnace, therefore, the use of known structural solutions fundamentally does not allow to implement the claimed method of disposal. To ensure the conditions for the implementation of the method, the claimed device comprises an induction furnace equipped with a drain toe and a bypass partition separating the reaction-slag zone from the outlet, and a charge supply system, the furnace further comprising a moving bottom with an ingot coupling means, and the characteristic crucible size is made in a certain ratio with the electrical conductivity of the melt of the slag region (slag) of the reaction-slag zone (see above). Only due to the combination of device features and the relationship between them and the property of the processed material (through the slag characteristic) does the device acquire a new quality: when the device operates in the reaction-slag zone, double-circuit melt circulation is formed. As a result of this, the efficiency of waste processing is ensured.

На чертеже приведено устройство для реализации заявленного способа, продольное сечение. The drawing shows a device for implementing the inventive method, a longitudinal section.

Устройство содержит цилиндрический металлический тигель 1, собранный из трубчатых секций, охлаждаемых водой, индуктор 2, охватывающий тигель и подключенный к источнику ВЧ-энергии, сливной носок 3, перепускную перегородку 4, разделяющую реакционно-шлаковую 5 и выпускную 6 зоны, перемещающееся дно 7 со средством 8 сцепления со слитком, гарнисаж 9, систему 10 подачи шихты (бункер), слой 11 шихты на зеркале реакционно-шлаковой зоны, расплав 12 получаемого сплава (металла), струю 13 расплава шлака, слиток 14 сплава (металла), реакционную 15 и шлаковую 16 области реакционно-шлаковой зоны. The device comprises a cylindrical metal crucible 1, assembled from tubular sections, cooled by water, an inductor 2, covering the crucible and connected to an RF energy source, a drain sock 3, a bypass partition 4 separating the reaction-slag 5 and the outlet 6 zone, the moving bottom 7 with means 8 coupling with the ingot, skull 9, charge supply system 10 (hopper), charge layer 11 on the mirror of the reaction-slag zone, melt 12 of the resulting alloy (metal), slag stream 13, ingot 14 of the alloy (metal), reaction 15 and slag 16 region ty reaction slag zone.

П р и м е р 1. Утилизация гальванического шлама цехов никелирования и хромирования. Пастообразный шлам обезвоживали, прокаливали и получали пылевидный порошок, содержащий тяжелые металлы в оксидной форме. Химический состав шлама следующий, мас.%: Fe2O3 26,6; Cr2O3 7,8; NiO 3,5; CuO 0,3; MnO 0,15; Al2O3 1,46; SiO2 2,9; CaO 1,63; MgO 20,1; прочие 1,9; п.п.п. 33,4. В качестве шлакового материала в шихту вводили кварцевый песок (SiO2 97%), а восстановителем служили отходы графита с содержанием твердого углерода 98,0 мас.%, золы 2 мас.%. Шихту готовили путем дозирования компонентов в следующем соотношении: 1 кг шлама - 0,07 кг песка - 0,087 кг отходов графита и их последующего смешивания; Соотношение компонентов в шихте определялось из следующих соображений. Количество восстановителя рассчитывали исходя из получения ферросплава по составу близкого к ферроникелю ФН-3 с содержанием никеля 15 мас.%. Двуокись кремния вводили для получения устойчивых к воздействию воды силикатов в составе шлака. Расчетный химический состав шлака был следующий, мас.%: MgO 44,7; CaO 3,6; Cr2O3 16,4; FeO 10,0; Al2O3 3,2; SiO2 22,0. Расчетная температура в реакционно-шлаковой зоне составляла 1850оС. Удельная электропроводность шлака при указанной температуре составляет 5 - 10 См/см. Принимали для расчетов κ= 6,7 См/см. Расчетный удельный расход шихтовых материалов на 1 кг сплава составлял 6,2 кг, кратность шлака - 2,4 кг на 1 кг сплава.PRI me R 1. Disposal of galvanic sludge in nickel and chromium plating shops. The paste-like slurry was dehydrated, calcined, and a pulverulent powder was obtained containing heavy metals in oxide form. The chemical composition of the sludge is as follows, wt.%: Fe 2 O 3 26.6; Cr 2 O 3 7.8; NiO 3.5; CuO 0.3; MnO 0.15; Al 2 O 3 1.46; SiO 2 2.9; CaO 1.63; MgO 20.1; other 1.9; p.p.p. 33.4. Silica sand (SiO 2 97%) was introduced into the charge as slag material, and graphite wastes with a solid carbon content of 98.0 wt.%, Ash 2 wt.% Were used as a reducing agent. The mixture was prepared by dosing the components in the following ratio: 1 kg of sludge - 0.07 kg of sand - 0.087 kg of graphite waste and their subsequent mixing; The ratio of components in the mixture was determined from the following considerations. The amount of reducing agent was calculated based on the production of a ferroalloy according to the composition of FN-3 close to ferronickel with a nickel content of 15 wt.%. Silicon dioxide was introduced to obtain water-resistant silicates in the slag composition. The estimated chemical composition of the slag was as follows, wt.%: MgO 44.7; CaO 3.6; Cr 2 O 3 16.4; FeO 10.0; Al 2 O 3 3.2; SiO 2 22.0. Design temperature in a reaction zone of the slag was 1850 ° C. The electric conductivity of the slag at the temperature is 5 - 10 S / cm. Accepted for calculations κ = 6.7 S / cm. The calculated specific consumption of charge materials per 1 kg of alloy was 6.2 kg, the slag rate was 2.4 kg per 1 kg of alloy.

Для осуществления утилизации шлама в качестве источника ВЧ-энергии использовали ламповый генератор частотой 440 кГц и мощностью 60 кВт. Тигель печи выполняли круглого поперечного сечения, а его характеристический размер (D) - внутренний диаметр, практически равный диаметру реакционно-шлаковой зоны, определяли из соотношения (2) и формулы (3). В расчете принимали k2 = 1,0 и k3 = 0,52 (обычно для индукционных печей с охлаждаемыми тиглями k3 находится в диапазоне 0,5-0,8). Расчетный диаметр тигля составил 0,152 м. При k3 = 0,52 диаметр индуктора составил 0,22 м, т.е. при поперечном размере трубок тигля 8-12 мм зазор индуктор-тигель составляет 20-25 мм, что обеспечивает его электрическую прочность.To implement the disposal of sludge, a 440 kHz tube generator with a power of 60 kW was used as a source of RF energy. The crucible of the furnace was made of circular cross section, and its characteristic size (D), the inner diameter, almost equal to the diameter of the reaction-slag zone, was determined from relation (2) and formula (3). In the calculation, k 2 = 1.0 and k 3 = 0.52 were taken (usually for induction furnaces with cooled crucibles, k 3 is in the range 0.5-0.8). The calculated diameter of the crucible was 0.152 m. When k 3 = 0.52, the diameter of the inductor was 0.22 m, i.e. when the transverse size of the crucible tubes is 8-12 mm, the inductor-crucible clearance is 20-25 mm, which ensures its electric strength.

Для проведения утилизации изготавливали печь с индуктором диаметром 0,22 м и водоохлаждаемым цилиндрическим тиглем внутренним диаметром 0,151 м, выполненным из медных трубчатых секций с поперечным размером 8 мм. For disposal, a furnace was made with an inductor with a diameter of 0.22 m and a water-cooled cylindrical crucible with an inner diameter of 0.151 m made of copper tubular sections with a transverse size of 8 mm.

Исходя из размеров печи и содержания оксидов тяжелых металлов и алюминия в минеральной части шихты (Cr2O3 11,0%; Al2O3 2,0%; Mn2O3 1,2%) по выражению (1) определяли оптимальную глубину A реакционно-шлаковой зоны, которая составила 0,10 м. Допустимый диапазон изменения A составил 0,08-0,13 м. В расчетах k1 принимали равным 0,9, так как только часть тяжелых металлов восстанавливали и тем самым, во-первых, уменьшалась вероятность образования оксикарбидов, во-вторых, в шлаковой области создавались условия для разложения оксикарбидов оксидами тяжелых металлов.Based on the size of the furnace and the content of oxides of heavy metals and aluminum in the mineral part of the charge (Cr 2 O 3 11.0%; Al 2 O 3 2.0%; Mn 2 O 3 1.2%), the optimum was determined by expression (1) the depth A of the reaction-slag zone, which was 0.10 m. The permissible range of changes in A was 0.08-0.13 m. In the calculations, k 1 was taken equal to 0.9, since only a part of the heavy metals was restored and thereby -first, the probability of the formation of oxycarbides decreased, and secondly, in the slag region, conditions were created for the decomposition of oxycarbides by heavy metal oxides.

Процесс утилизации шлама осуществляли следующим образом. The process of disposal of sludge was carried out as follows.

В тигель 1 вводили перемещающееся дно 7 так, чтобы расстояние от него до уровня сливного носка 3 было приблизительно равным оптимальной глубине реакционно-шлаковой зоны, т. е. 0,10 м, и известными методами с помощью индуктора 2 получали расплав реакционно-шлаковой зоны 5 по составу близкий или аналогичный расчетному составу шлака. По мере формирования реакционно-шлаковой зоны 5 уровень расплава поднимался к уровню сливного носка 3, перепускная перегородка 4 отделяла выпускную зону 6, а глубина зоны 5 приближалась к оптимальной. В процессе формирования зоны 5 между расплавом и тиглем образовывался гарнисаж 9 в виде закристаллизовавшегося шлака. A moving bottom 7 was introduced into the crucible 1 so that the distance from it to the level of the drain sock 3 was approximately equal to the optimal depth of the reaction-slag zone, i.e., 0.10 m, and melt of the reaction-slag zone was obtained using known inductor 2 5 in composition close or similar to the calculated composition of the slag. As the reaction-slag zone 5 was formed, the melt level rose to the level of the drain sock 3, the bypass baffle 4 separated the outlet zone 6, and the depth of zone 5 approached the optimal one. During the formation of zone 5, a skull 9 was formed between the melt and the crucible in the form of crystallized slag.

Температуру расплава реакционно-шлаковой зоны 5 поддерживали на уровне расчетной температуры 1850оС. При этом расплав одновременно служил физической средой для преобразования энергии электромагнитного поля индуктора 2 в тепловую энергию, необходимую для осуществления физико-химических процессов, происходящих в печи, и реактором для протекания этих процессов. Физико-химические процессы начинались сразу после введения шихты из бункера 10 и поддержания ее слоем 11 сверху на зеркале расплава реакционно-шлаковой зоны 5. На границе раздела фаз и вблизи нее под воздействием высокой температуры начиналось плавление минеральной части шихты (шлама и песка), переход ее в реакционно-шлаковую зону и взаимодействие с углеродом восстановителя. При этом высшие оксиды металлов переменной валентности переходили в низшие по реакциям типа
Me2O3 + 2C = MeO + 2CO.The melt temperature reactive slag zone 5 maintained at temperature estimated 1850 ° C. When the melt at the same time served as the physical medium for converting electromagnetic energy in the inductor 2 the thermal energy necessary for carrying out physical-chemical processes occurring in the furnace, and a reactor for flow these processes. Physicochemical processes began immediately after the introduction of the mixture from the hopper 10 and maintaining it with a layer 11 on top of the melt mirror of the reaction-slag zone 5. At the interface and near it under the influence of high temperature, the mineral part of the mixture (sludge and sand) melted, the transition it into the reaction-slag zone and the interaction with the carbon of the reducing agent. In this case, higher oxides of metals of variable valency passed into lower ones according to reactions of the type
Me 2 O 3 + 2C = MeO + 2CO.

В верхних слоях реакционно-шлаковой зоны протекали реакции прямого восстановления углеродом оксидов тяжелых металлов и железа, описываемых общей формулой
MemOn + nC = mMe + nCO (5)
В первую очередь восстанавливались легко восстанавливаемые металлы, такие как Cu, Ni, Zn, Fe. Летучий цинк испарялся и окисленным вместе с пылью уносился отходящими газами в систему газоочистки и улавливался. Тяжелые металлы коагулировали, образовывали сплав и в виде капель опускались на дно реакционно-шлаковой зоны 5, формируя ванну расплава 12 металла.In the upper layers of the reaction-slag zone, reactions of direct reduction of heavy metal and iron oxides by carbon, described by the general formula, took place
Me m O n + nC = mMe + nCO (5)
First of all, easily reduced metals such as Cu, Ni, Zn, Fe were reduced. Volatile zinc was evaporated and, together with dust, oxidized, was taken away by the exhaust gases into the gas purification system and captured. Heavy metals coagulated, formed an alloy, and dropped into the bottom of the reaction-slag zone 5 in the form of droplets, forming a bath of molten metal 12.

Вследствие поступления графита вместе с шихтой сверху в верхней части реакционно-шлаковой зоны происходило прямое восстановление по реакции (5) подавляющей части подлежащих восстановлению металлов. Однако в верхних слоях зоны образовался относительный избыток углерода, что приводило к образованию карбидов, преимущественно карбида кремния по реакции
SiO2 + 3C = SiC + 2CO, а также оксикарбидов трудно восстанавливаемых металлов по реакциям
2Cr2O3 + 3C = Cr4O4C + 2CO
2Al2O3 + 3C = Al4O4C + 2CO. (6)
Под воздействием конвективных потоков и электромагнитных сил происходило перемешивание продуктов реакций и оксидов в реакционно-шлаковой зоне и протекали вторичные реакции восстановления
FeO + SiC = SiFe + CO,
Cr2O3 + SiC = 2Cr + SiO2 + CO,
3FeO + Cr4O4C = 2Cr2O3 + 3Fe + CO, (7)
Al4O4C + 3SiC = 4Al + 3Si + 4CO и др.Due to the receipt of graphite, together with the charge from above, in the upper part of the reaction-slag zone there was a direct reduction by the reaction (5) of the overwhelming part of the metals to be reduced. However, a relative excess of carbon formed in the upper layers of the zone, which led to the formation of carbides, mainly silicon carbide, by reaction
SiO 2 + 3C = SiC + 2CO, as well as oxycarbides of difficultly reduced metals by reactions
2Cr 2 O 3 + 3C = Cr 4 O 4 C + 2CO
2Al 2 O 3 + 3C = Al 4 O 4 C + 2CO. (6)
Under the influence of convective flows and electromagnetic forces, the reaction products and oxides were mixed in the reaction-slag zone and secondary reduction reactions proceeded
FeO + SiC = SiFe + CO,
Cr 2 O 3 + SiC = 2Cr + SiO 2 + CO,
3FeO + Cr 4 O 4 C = 2Cr 2 O 3 + 3Fe + CO, (7)
Al 4 O 4 C + 3SiC = 4Al + 3Si + 4CO and others.

Образующиеся металлы коагулировали в капли и поступали в ванну расплава 12 металла, а шлак поступал в выпускную зону 6 и струей 13 стекал со сливного носка 3. При этом перепускная перегородка 4 исключала попадание в выпускную зону шихты и обеспечивала поступление только шлака. По мере протекания реакций восстановления начинали удалять образующийся сплав, опуская подвижное дно 7, вместе с которым из тигля 1 вытягивали слиток 14 ферросплава, сцепленный со средством 8 зацепления. Массовую скорость удаления металла поддерживали управлением скорости опускания дна 7, которую подбирали такой, чтобы зеркало ванны металлического расплава находилось на расстоянии 0,09-0,11 м от уровня слива шлака, что эквивалентно поддержанию глубины A реакционно-шлаковой зоны в середине допустимого диапазона. Этого достигали, контролируя режим работы лампового генератора. При малой скорости опускания зеркало ванны металла приближалось к индуктору и воздействовало на его нижние витки, что вызывало увеличение анодного тока лампы. Это сигнализировало о необходимости увеличения скорости опускания дна. Наоборот, при высокой скорости опускания воздействие ванны металла уменьшалось, анодный ток уменьшался. Уменьшали скорость перемещения дна 7. Изменение анодного тока лампы от изменения глубины реакционно-шлаковой зоны определяли предварительно в экспериментальных плавках с фиксированием граничных значений глубины A 0,08 и 0,13 м. Это исключало отклонение глубины зоны за пределы заданного диапазона. Плавку же проводили, поддерживая глубину A в диапазоне 0,09-0,11 м, т.е. в середине допустимого диапазона изменения. The resulting metals coagulated into droplets and entered the molten metal bath 12 of the metal, and the slag flowed into the outlet zone 6 and flowed down from the drain sock 3 with a stream 13. In this case, the bypass partition 4 excluded the charge from entering the outlet zone and provided only slag. As the reduction reactions progressed, they began to remove the alloy formed, lowering the movable bottom 7, along with which a ferroalloy ingot 14 was drawn from the crucible 1, coupled to the gearing means 8. The mass rate of metal removal was supported by controlling the lowering speed of the bottom 7, which was selected so that the mirror of the metal melt bath was at a distance of 0.09-0.11 m from the level of slag discharge, which is equivalent to maintaining the depth A of the reaction-slag zone in the middle of the allowable range. This was achieved by controlling the operating mode of the tube generator. At a low lowering speed, the metal bath mirror approached the inductor and acted on its lower turns, which caused an increase in the anode current of the lamp. This signaled the need to increase the speed of lowering the bottom. Conversely, at a high lowering speed, the effect of the metal bath decreased, the anode current decreased. The bottom moving speed was reduced 7. The change in the anode current of the lamp from the change in the depth of the reaction-slag zone was determined previously in experimental melts with fixing the boundary values of depth A 0.08 and 0.13 m. This excluded the deviation of the zone depth outside the specified range. Melting was carried out while maintaining a depth A in the range of 0.09-0.11 m, i.e. in the middle of the permissible range of change.

Поддерживая таким образом массовую скорость удаления сплава 12 из печи, воздействовали на массовую скорость истечения струи 13 шлака. При этом массовая скорость удаления шлака изменялась с изменением массовой скорости удаления сплава, но поддерживалась такой, что сохранялся постоянным верхний уровень реакционно-шлаковой зоны 5. В совокупности это обеспечило сохранение глубины A в заданном диапазоне. Вместе со слитком 14 металла из тигля вытягивали и гарнисаж 9, окружающий слиток металла. Thus maintaining the mass removal rate of alloy 12 from the furnace, the mass flow rate of the slag stream 13 was affected. In this case, the mass rate of slag removal varied with a change in the mass rate of removal of the alloy, but was maintained such that the upper level of the reaction-slag zone 5 was kept constant. Together, this ensured that the depth A was kept in a given range. Together with the metal ingot 14, the skull 9, surrounding the metal ingot, was also pulled out of the crucible.

Химические реакции, протекающие в реакционно-шлаковой зоне, вызывали другие физико-химические процессы в печи. Подавляющая часть реакций восстановления (5) протекала в верхней части реакционно-шлаковой зоны 5, что обусловливало относительно высокую электропроводность расплава этой части зоны, как вследствие значительного содержания оксидов тяжелых металлов и углерода, так и вследствие протекания самих реакций восстановления. Нижняя же часть зоны 5, представляющая собой преимущественно шлаковую составляющую, в которой растворены ионы карбидов и оксикарбидов, имеет электропроводность, близкую к электропроводности шлака. При поддержании глубины реакционно-шлаковой зоны в диапазоне 0,08-0,16 м по высоте зоны возникали электромагнитные силы сжатия расплава с максимумом, соответствующим максимуму градиента электропроводности расплава по высоте зоны. Возникало неравномерное давление на расплав и образовывалась двухконтурная циркуляция расплава в зоне. По мере формирования циркуляции градиент электропроводности становился более выраженным и происходила стабилизация двухконтурной циркуляции расплава в реакционно-шлаковой зоне. Выделялись две области зоны: реакционная 15 и шлаковая 16. В шлаковой области 16 достигались условия интенсивного сквозного нагрева расплава шлака, что в совокупности с поддержанием оптимальной глубины зоны 5 обеспечило высокую вероятность завершения реакций разложения оксикарбидов по реакциям
3FeO + Al4O4C = 2Al2O3 + 3Fe + CO,
(8)
3MnO + Cr4O4C = 2Cr2O3 + 3Mn + CO и др., а также комплексообразование шлака. Шлак поступал в выпускную зону 6 из шлаковой области 16, т.е. после завершения реакций (8) и комплексообразования, что обеспечивало включение ионов тяжелых металлов в матрицу шлака и надежное их отверждение.Chemical reactions taking place in the reaction-slag zone caused other physicochemical processes in the furnace. The overwhelming majority of reduction reactions (5) proceeded in the upper part of the reaction-slag zone 5, which caused a relatively high electrical conductivity of the melt in this part of the zone, both due to the significant content of heavy metal and carbon oxides and due to the occurrence of the reduction reactions themselves. The lower part of zone 5, which is mainly a slag component in which carbide and oxycarbide ions are dissolved, has an electrical conductivity close to that of the slag. While maintaining the depth of the reaction-slag zone in the range of 0.08-0.16 m in height of the zone, electromagnetic melt compression forces arose with a maximum corresponding to the maximum of the melt conductivity gradient in the zone height. Uneven pressure on the melt arose and a bypass circulation of the melt formed in the zone. As the circulation was formed, the electrical conductivity gradient became more pronounced and the bypass circulation of the melt stabilized in the reaction-slag zone. Two zones of the zone were distinguished: reaction 15 and slag 16. In slag region 16, the conditions of intense through heating of the slag melt were achieved, which, together with maintaining the optimal depth of zone 5, ensured a high probability of completion of the decomposition of oxycarbides by reactions
3FeO + Al 4 O 4 C = 2Al 2 O 3 + 3Fe + CO,
(8)
3MnO + Cr 4 O 4 C = 2Cr 2 O 3 + 3Mn + CO and others, as well as slag complexation. Slag entered the exhaust zone 6 from the slag region 16, i.e. after completion of reactions (8) and complexation, which ensured the inclusion of heavy metal ions in the slag matrix and their reliable curing.

В результате переработки шлама общей массой 24,6 кг получили слиток ферросплава массой 4,56 кг. Удельный расход шихты составил 6,28 кг/кг. Кратность шлака - 2,3 кг/кг. Ферросплав имел следующий состав, мас.%: Ni 14,3; Cu 1,15; Cr 1,4; Fe -основа. Таким образом, получили близкий к расчетному ферроникель марки ФН 3. Шлак имел химический состав, также близкий к расчетному, а его санитарно-химические исследования показали отсутствие перехода тяжелых металлов в воду и возможность применения шлака в строительном производстве. As a result of processing sludge with a total mass of 24.6 kg, a ferroalloy ingot weighing 4.56 kg was obtained. The specific charge consumption was 6.28 kg / kg. The slag rate is 2.3 kg / kg. Ferroalloy had the following composition, wt.%: Ni 14.3; Cu 1.15; Cr 1.4; Fe is the basis. Thus, we obtained FN 3 ferronickel, which is close to the calculated one. The slag had a chemical composition that was also close to the calculated one, and its sanitary-chemical studies showed the absence of the transfer of heavy metals into water and the possibility of using slag in the construction industry.

Проводили эксперименты с поддержанием массовой скорости удаления сплава и шлака такой, чтобы глубина A реакционно-шлаковой зоны 5 была на границах допустимого диапазона. Проведение экспериментов в таких условиях не вызывало существенных изменений физико-химических и электротермических процессов в печи. Реакции восстановления протекали в полном объеме, завершались реакции разложения оксикарбидов и происходило комплексообразование шлака. Результаты экспериментов обобщены в таблице. Experiments were conducted to maintain the mass removal rate of the alloy and slag so that the depth A of the reaction-slag zone 5 was at the boundaries of the allowable range. Conducting experiments in such conditions did not cause significant changes in the physicochemical and electrothermal processes in the furnace. The reduction reactions proceeded in full, the decomposition reactions of oxycarbides were completed, and slag complexation occurred. The experimental results are summarized in the table.

П р и м е р 2. Проводили утилизацию шлама, аналогичного примеру 1, с использованием той же исходной шихты и при тех же параметрах печи, но глубину A реакционно-шлаковой зоны поддерживали в пределах 0,065-0,075 м, что лежит за пределами диапазоне допустимого согласно изобретения. В результате эксперимента получили слиток металла массой 1,4 кг и шлака около 4 кг. Удельный расход шихты составил 8,1 кг/кг, а кратность шлака - 2,9 кг/кг. Санитарно-химические исследования шлака показали наличие ионов тяжелых металлов на уровне и выше предельно допустимой их концентрации. Исследования проводили кипячением образца шлака в воде в течение 1 ч. Повышенное выщелачивание тяжелых металлов обусловлено незавершенностью реакций типа (8) и наличием в шлаке оксикарбидов и карбидов, что приводит к взаимодействию шлака с водой. Использование подобного шлака в строительстве недопустимо, так как длительное воздействие влаги может привести к накоплению тяжелых металлов в окружающей среде. PRI me R 2. We spent the disposal of sludge, similar to example 1, using the same initial charge and with the same furnace parameters, but the depth A of the reaction-slag zone was maintained within 0.065-0.075 m, which is outside the range of acceptable according to the invention. As a result of the experiment, a metal ingot weighing 1.4 kg and a slag of about 4 kg were obtained. The specific charge consumption was 8.1 kg / kg, and the slag rate was 2.9 kg / kg. Sanitary chemical studies of slag showed the presence of heavy metal ions at and above their maximum permissible concentration. The studies were carried out by boiling a slag sample in water for 1 h. Increased leaching of heavy metals is due to incomplete reactions of type (8) and the presence of oxycarbides and carbides in the slag, which leads to the interaction of the slag with water. The use of such slag in construction is unacceptable, since prolonged exposure to moisture can lead to the accumulation of heavy metals in the environment.

П р и м е р 3. Проводили утилизацию шлама, аналогичного примеру 1, с использованием той же исходной шихты, но в индукционной печи с охлаждаемым медным тиглем внутренним диаметром 0,13 м, что меньше определяемого из выражения (2). При этом k2 = 0,86. Определяя расчетное значение A, принимали k1 = 0,9, тогда A = =0,09 м. Значение A в процессе плавки поддерживали в диапазоне 0,08-0,12 м. Режим плавки отличался от примера 1, так как не удалось поддерживать температуру в реакционно-шлаковой зоне на уровне требуемой 1850оС. Температура составляла около 1700оС, а процесс плавки отличался неустойчивым состоянием. Удельный расход шихты составил около 12 кг/кг. Шлак взаимодействовал с водой и через несколько дней хранения на воздухе начал рассыпаться. Химический анализ шлака показал наличие карбидов и оксикарбидов. Следовательно, в реакционно-шлаковой зоне не происходило завершение реакций восстановления (7) и (8). Подобный шлак не может быть использован в строительстве. Таким образом, задача изобретения не достигалась.PRI me R 3. We spent the disposal of sludge, similar to example 1, using the same initial charge, but in an induction furnace with a cooled copper crucible with an inner diameter of 0.13 m, which is less than determined from expression (2). Moreover, k 2 = 0.86. Determining the calculated value of A, we took k 1 = 0.9, then A = 0.09 m. The value of A during the melting process was maintained in the range of 0.08-0.12 m. The melting mode was different from example 1, as it was not possible maintain the temperature in a reaction zone of the slag at the required 1850 ° C temperature was about 1700 ° C, and the melting process different unstable state. The specific charge consumption was about 12 kg / kg. Slag interacted with water and after a few days of storage in air began to crumble. Chemical analysis of the slag showed the presence of carbides and oxycarbides. Therefore, in the reaction-slag zone, the completion of reduction reactions (7) and (8) did not occur. Such slag cannot be used in construction. Thus, the objective of the invention was not achieved.

П р и м е р 4. Утилизация отходов металлургии и машиностроения. Для приготовления шихты использовали отходы следующего состава, мас.%:
пыль литейный цехов SiO2 42,2; Mn2O3 3,4; Cr2O3 5,3; Fe2O3 30,0; CaO 14,3; прочие 4,8;
отходы шлифования Feобщ 54,0; Crобщ 10,5; Niобщ 5,2; Mnобщ 1,2; Al2O3 12,2; SiO2 1,1; прочие 5,0.PRI me R 4. Disposal of waste metallurgy and mechanical engineering. To prepare the mixture used wastes of the following composition, wt.%:
dust foundry SiO 2 42,2; Mn 2 O 3 3.4; Cr 2 O 3 5.3; Fe 2 O 3 30.0; CaO 14.3; other 4.8;
grinding grinding Fe total 54.0; Cr total 10.5; Ni total 5.2; Mn total 1.2; Al 2 O 3 12.2; SiO 2 1.1; other 5.0.

Наличие тяжелых металлов в отходах шлифования отмечено как в форме металлов, так и в форме оксидов. The presence of heavy metals in grinding wastes was noted both in the form of metals and in the form of oxides.

Шихту готовили смешиванием и измельчением пыли, отходов шлифования, кокса буроугольного и извести в массовых соотношениях: 1:1:0,4:0,15. Количество восстановителя вводили из расчета степени извлечения Fe 98%, Cr 95%, Ni 99% , Mn 98% . Расчетный состав шлака, мас.%: SiO2 49,0; CaO 33,3; Al2O3 13,8; FeO 2,5. Расчетная температура в реакционно-шлаковой зоне составляла 1800 - 1850оС, удельная электропроводность расплава шлака - 1,25 См/см, расчетный расход шихтовых материалов - 2,7 кг/кг при кратности шлака 0,92 кг/кг.The mixture was prepared by mixing and grinding dust, grinding waste, brown coal coke and lime in mass ratios: 1: 1: 0.4: 0.15. The amount of reducing agent was introduced based on the degree of extraction of Fe 98%, Cr 95%, Ni 99%, Mn 98%. The estimated composition of the slag, wt.%: SiO 2 49,0; CaO 33.3; Al 2 O 3 13.8; FeO 2.5. The calculated temperature in the reaction-slag zone was 1800-1850 о С, the specific conductivity of the slag melt was 1.25 S / cm, the calculated charge of charge materials was 2.7 kg / kg with a slag ratio of 0.92 kg / kg.

В качестве источника питания применяли ламповый генератор частотой 440 кГц и мощностью 250 кВт. При использовании круглого в сечении тигля его характеристический размер (D) - диаметр в соответствии с соотношением (2) и формулой (3) составляет 0,35 м. В этом случае не удается использовать всю мощность источника питания. Исходя из тепловых расчетов тигель выполняли овальным в сечении с отношением осевых размеров, равным 2 (параметр G = 2). В теории индукционного нагрева характеристическим размером при нагреве объектов неравноосного поперечного сечения (пластин) принято считать меньший размер сечения. Характеристический размер тигля D определяли по выражению (2) и формуле (4), который составил 0,32 м при k3 = 0,7 и k2 = 1,2. Тигель выполняли из трубок нержавеющей стали диаметром 12 мм. Индуктор выполняли также овальным с размерами окна 0,38 на 0,72 м.A tube generator with a frequency of 440 kHz and a power of 250 kW was used as a power source. When using a crucible round in cross section, its characteristic size (D) - diameter, in accordance with relation (2) and formula (3), is 0.35 m. In this case, it is not possible to use the entire power of the power source. Based on thermal calculations, the crucible was made oval in cross section with an axial dimension ratio of 2 (parameter G = 2). In the theory of induction heating, the characteristic size when heating objects of unequal axial cross section (plates) is considered to be a smaller section size. The characteristic crucible size D was determined by expression (2) and formula (4), which was 0.32 m at k 3 = 0.7 and k 2 = 1.2. The crucible was made of stainless steel tubes with a diameter of 12 mm. The inductor was also oval with a window size of 0.38 by 0.72 m.

В соответствии с соотношением (1) в процессе плавки оптимальная глубина реакционно-шлаковой зоны должна составлять 0,31 м. В расчете принимали значения R = =7,3%; L = 7%; N = 2%. Значение k1 принимали равным 1,2, так как проводили высокую степень извлечения тяжелых металлов, и в то же время мощность печи относительно невелика.In accordance with relation (1) during the smelting process, the optimum depth of the reaction-slag zone should be 0.31 m. In the calculation, the values R = = 7.3% were taken; L = 7%; N = 2%. The value of k 1 was taken equal to 1.2, since they carried out a high degree of extraction of heavy metals, and at the same time, the furnace power was relatively small.

В процессе утилизации глубину A реакционно-шлаковой зоны поддерживали в диапазоне 0,25-0,40 м поддержанием массовой скорости удаления сплава и шлака, аналогично описанному в примере 1. Физико-химические процессы проходили аналогично примеру 1. Отличие заключалось в увеличении реакционной области за счет возрастания количества реакций и возрастания вероятности образования оксикарбидов и карбидов. Это вызывало уменьшение концентрации ионов тяжелых металлов в шлаковой области. Однако увеличение ее объема за счет увеличения всего объема зоны обеспечивало протекание реакций (7) и (8) и комплексообразование шлака. In the process of disposal, the depth A of the reaction-slag zone was maintained in the range of 0.25-0.40 m by maintaining the mass removal rate of the alloy and slag, similar to that described in example 1. Physicochemical processes were carried out analogously to example 1. The difference was to increase the reaction region by due to an increase in the number of reactions and an increase in the likelihood of the formation of oxycarbides and carbides. This caused a decrease in the concentration of heavy metal ions in the slag region. However, an increase in its volume due to an increase in the total volume of the zone ensured the occurrence of reactions (7) and (8) and the formation of slag.

В результате утилизации получили слиток ферросплава овальной формы, содержащий, мас.%: Cr 13,2; Ni 5,2; Mn 3,7; C 2,1; Si 1,4; Fe - основа. Удельный расход шихтовых материалов составил 2,6 кг/кг, а кратность шлака - 0,9 кг/кг. Извлечение Ni составило 99,2%, Cr - 96,0%, Mn - 99,1%, Fe - 98,0%. Шлак содержал, в основном, силикаты кальция и алюминия. Санитарно-химические исследования шлака показали отсутствие выщелачивания ионов тяжелых металлов в воду, в том числе хрома. Таким образом, показана высокая эффективность утилизации отходов, а оставшиеся тяжелые металлы надежно закреплены в матрице шлака. As a result of disposal, an oval-shaped ferroalloy ingot was obtained, containing, wt.%: Cr 13.2; Ni 5.2; Mn 3.7; C 2.1; Si 1.4; Fe is the basis. The specific consumption of charge materials was 2.6 kg / kg, and the slag rate was 0.9 kg / kg. The Ni recovery was 99.2%, Cr - 96.0%, Mn - 99.1%, Fe - 98.0%. Slag contained mainly calcium and aluminum silicates. Sanitary chemical studies of slag showed the absence of leaching of heavy metal ions into water, including chromium. Thus, high efficiency of waste disposal is shown, and the remaining heavy metals are firmly fixed in the slag matrix.

П р и м е р 5. Проводили утилизацию пылевидных отходов, аналогичных примеру 4, при такой же степени извлечения тяжелых металлов. В отличие от устройства, использованного в примере 4, применяли тигель с характеристическим размером, равным 0,4 м, параметром G = 1,5 и выполненным прямоугольным в сечении. Характеристический размер тигля превышал диапазон, определяемый из соотношения (2) и формулы (4). Расчетная глубина A составляла 0,39 м при k1 = 1,2. Реакционно-шлаковую зону формировали глубиной 0,30-0,35 м. После формирования реакционно-шлаковой зоны 5 в печи и подачи шихты на ее зеркало оказалось, что в центральной части тигля плавления шихты не происходило. Здесь появлялась непроплавленная шихта, которая не вступала в реакции. Ход плавки нарушался, снижалась массовая скорость утилизации отходов. Процесс прекратили.PRI me R 5. Spent the disposal of pulverized waste, similar to example 4, with the same degree of extraction of heavy metals. In contrast to the device used in example 4, a crucible with a characteristic size of 0.4 m, a parameter of G = 1.5 and a rectangular cross-section was used. The characteristic crucible size exceeded the range determined from relation (2) and formula (4). The calculated depth A was 0.39 m with k 1 = 1.2. The reaction-slag zone was formed with a depth of 0.30-0.35 m. After the formation of the reaction-slag zone 5 in the furnace and feeding the charge to its mirror, it turned out that no melting of the mixture occurred in the central part of the crucible. Here an unmelted charge appeared that did not enter into a reaction. The melting course was disrupted, the mass rate of waste disposal decreased. The process is stopped.

В тигле обнаружили непрореагировавшую и спекшуюся шихту, которая занимала центральную часть реакционно-шлаковой зоны. Химический анализ шлака показал высокое содержание в нем FeO и Cr2O3 по сравнению с расчетным. Причинами нарушения хода процесса послужило проявление поверхностного нагрева реакционной области, что вызвано увеличением размера D и соответственно увеличением соотношения D к Δ . В результате центральная часть реакционной области не нагревалась в электромагнитном поле индуктора и здесь не протекали необходимые физико-химические процессы. Тем самым процесс утилизации выходил за границы оптимальных режимов и не обеспечивалась надежная утилизация отходов.An unreacted and sintered charge was found in the crucible, which occupied the central part of the reaction-slag zone. Chemical analysis of the slag showed a high content of FeO and Cr 2 O 3 in it compared to the calculated one. The reasons for the disruption of the process were the manifestation of surface heating of the reaction region, which is caused by an increase in size D and, accordingly, an increase in the ratio of D to Δ. As a result, the central part of the reaction region was not heated in the electromagnetic field of the inductor and the necessary physicochemical processes did not occur here. Thus, the recycling process went beyond the boundaries of optimal conditions and reliable waste disposal was not ensured.

Проводились эксперименты по утилизации отходов при других технологических режимах плавки и параметрах устройства. Результаты обобщены в таблице. Waste disposal experiments were conducted with other technological melting conditions and device parameters. The results are summarized in the table.

Сопоставительный анализ результатов проведенных экспериментов показывает, что решение поставленной задачи достигается только при использовании всей совокупности признаков изобретения, в противном случае нарушается ход процесса или не достигается положительный эффект. A comparative analysis of the results of the experiments shows that the solution of the problem is achieved only when using the totality of the features of the invention, otherwise the process is disrupted or a positive effect is not achieved.

По сравнению с известными заявленные способ и устройства для его реализации обладают следующими преимуществами: обеспечивается более полное извлечение и использование ценных металлов, имеющихся в шламах, пылях и других отходах; осуществляется надежное отверждение экологически опасных тяжелых металлов в структуре шлака, что позволяет безопасно использовать его в различных видах строительства; одновременно решается задача экологического обезвреживания отходов и задача вовлечения в промышленность техногенных источников сырья дефицитных металлов: никеля, хрома и др.; возможно прямое получение сплавов, по составу близких к нержавеющей стали в одном процессе при утилизации отходов. Compared with the known, the claimed method and devices for its implementation have the following advantages: more complete extraction and use of valuable metals found in sludge, dust and other wastes is provided; reliable curing of environmentally hazardous heavy metals in the slag structure is carried out, which allows it to be used safely in various types of construction; at the same time, the task of ecological waste disposal and the involvement of scarce metals: nickel, chromium, etc .; It is possible to directly obtain alloys that are close in composition to stainless steel in one process when disposing of waste.

Claims (2)

1. Способ утилизации отходов, содержащих тяжелые металлы, включающий восстановительную электроплавку шихты, состоящей из отходов углеродсодержащего и шлакообразующего материалов, с образованием реакционно-шлаковой зоны, удаление продуктов плавки и разделение их на сплав и шлак, отличающийся тем, что плавку ведут путем прямого индукционного нагрева реакционно-шлаковой зоны с последующим раздельным удалением шлака и сплава, причем массовую скорость удаления сплава (металла) и шлака поддерживают с обеспечением отклонения глубины A реакционно-шлаковой зоны в диапазоне от +30 до -20% от ее значения, определяемого из соотношения
A = k1D
Figure 00000008
0,5 +
Figure 00000009
Figure 00000010
,
где K1 = 0,8 - 1,2 - эмпирический коэффициент, учитывающий степень извлечения тяжелых металлов и мощность печи;
R, L и N - соответственно содержание в минеральной части шихты Cr2O3, Al2O3 и суммарное содержание оксидов Mn, V, Mo, мас.%;
D - характеристический размер реакционно-шлаковой зоны.1. The method of disposal of wastes containing heavy metals, including reductive electric smelting of the mixture, consisting of waste carbon-containing and slag-forming materials, with the formation of a reaction-slag zone, removal of melting products and their separation into alloy and slag, characterized in that the melting is carried out by direct induction heating the reaction-slag zone with subsequent separate removal of slag and alloy, and the mass removal rate of the alloy (metal) and slag is maintained to ensure that the depth A of the reaction deviates tionally-slag zone in the range of +30 to -20% of its value determined from the relationship
A = k 1 D
Figure 00000008
0.5 +
Figure 00000009
Figure 00000010
,
where K 1 = 0.8 - 1.2 is an empirical coefficient that takes into account the degree of extraction of heavy metals and the power of the furnace;
R, L and N, respectively, the content in the mineral part of the charge Cr 2 O 3 , Al 2 O 3 and the total content of oxides Mn, V, Mo, wt.%;
D is the characteristic size of the reaction-slag zone. 2. Устройство для утилизации отходов, включающих тяжелые металлы, содержащие индукционную печь, тигель с дном, сливным носком и перегородкой для разделения плавильной и выпускной зон, и систему подачи шихты, отличающееся тем, что дно тигля выполнено с возможностью перемещения, на нем размещено средство для сцепления со слитком и внутренний характеристический размер тигля выполнен равным D, определяемым из соотношения
D = K2ΔM ,
где K2 = 1,0 - 1,4 - эмпирический коэффициент;
Δ - глубина проникновения тока в расплав шлака, м,
M определяется по формуле:
для круглого сечения тигля
M = 4,5 +
Figure 00000011
;
для неравноосного сечения тигля
M = 3,6 + 1,75K3 - 0,44C,
в которых C > 1 - параметр, равный отношению большего и меньшего размеров сечения тигля;
K3 - коэффициент заполнения окна индуктора, определяемый из формулы
K3 =
Figure 00000012
,
где S1 - площадь окна индуктора, м2;
S2 - площадь поперечного сечения тигля, м2;
Sт - суммарная площадь поперечного сечения трубок тигля, м2.2. A device for the disposal of wastes, including heavy metals, containing an induction furnace, a crucible with a bottom, a drain toe and a baffle for separating the melting and exhaust zones, and a charge supply system, characterized in that the bottom of the crucible is movable, means are placed on it for adhesion to the ingot and the internal characteristic size of the crucible is made equal to D, determined from the ratio
D = K 2 ΔM,
where K 2 = 1.0 - 1.4 is an empirical coefficient;
Δ is the depth of current penetration into the slag melt, m,
M is determined by the formula:
for round cross-section of the crucible
M = 4.5 +
Figure 00000011
;
for unequal crucible cross-section
M = 3.6 + 1.75K 3 - 0.44C,
in which C> 1 is a parameter equal to the ratio of the larger and smaller sizes of the crucible section;
K 3 - fill factor of the inductor window, determined from the formula
K 3 =
Figure 00000012
,
where S 1 is the window area of the inductor, m 2 ;
S 2 - the cross-sectional area of the crucible, m 2 ;
S t - the total cross-sectional area of the tubes of the crucible, m 2 .
SU5047139 1992-04-29 1992-04-29 Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals RU2017841C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5047139 RU2017841C1 (en) 1992-04-29 1992-04-29 Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5047139 RU2017841C1 (en) 1992-04-29 1992-04-29 Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2017841C1 true RU2017841C1 (en) 1994-08-15

Family

ID=21606744

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5047139 RU2017841C1 (en) 1992-04-29 1992-04-29 Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2017841C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2586350C2 (en) * 2009-09-23 2016-06-10 Сгл Карбон Се Method of treating carbonaceous bulk material

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР N 1574575, кл. C 04B 35/00, 1987. *
Бюллетень Черметинформация, 1980, N 10, с.60 (ЦНИИ информации и технико-экономических исследований черной металлургии). Новая технология извлечения металлов из отходов производства коррозионностойкой стали. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2586350C2 (en) * 2009-09-23 2016-06-10 Сгл Карбон Се Method of treating carbonaceous bulk material

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN114096688B (en) Method and system for preparing low-carbon ferrochrome from chromite and prepared low-carbon ferrochrome
EP2194350A1 (en) Modified induction furnace and method for removing zinc-containing metallurgical waste, with recovery of the metals therefrom
JP3040343B2 (en) Method for treating aluminum slag and aluminum slag residue to calcium aluminate
WO1994011540A1 (en) Process for producing alloy utilizing aluminum dross
WO2009114155A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
JP2006199981A (en) Method for desulfurizing ferro-nickel
AU739426B2 (en) Process for reducing the electric steelworks dusts and facility for implementing it
US7727302B2 (en) Slag control in a channel induction furnace
RU2017841C1 (en) Method and apparatus to utilize wastes with heavy metals
WO2012146826A1 (en) Method and apparatus for fabricating a copper product
WO2009114159A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
WO2009114156A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
US4029494A (en) Process for smelting and recovery of a material containing noble metals
CN109701998A (en) A kind of method of disposal of flying ash
CA1169663A (en) Recovery of heavy metals from spent alumina
KR20190003577A (en) A method of treating steel dust, a method of producing zinc, a method of producing steel raw material, and a steel raw material
CA1143166A (en) Recovery of nickel and other metallic values from waste
US4404027A (en) Method of recovering heavy metals
JP2009167469A (en) Method for treating copper-containing dross
EP0216618A2 (en) Recovery of volatile metal values from metallurgical slags
TWI853570B (en) Method for recovering iron and valuable metals from electric arc furnace dust
KR102633903B1 (en) Method for recovering iron and valuable metal from electric arc furnace dust
CN220202006U (en) Equipment for smelting reduction of copper-containing sludge based on oxygen-enriched top-blowing process
SU1002378A1 (en) Method for processing pyrite cynders
JP2011179793A (en) Magnesia-chrome refractory, copper smelting furnace, and continuous copper metallurgy furnace