RU2024637C1 - Method for processing of aluminium alloy waste - Google Patents

Method for processing of aluminium alloy waste

Info

Publication number
RU2024637C1
RU2024637C1 SU904858884A SU4858884A RU2024637C1 RU 2024637 C1 RU2024637 C1 RU 2024637C1 SU 904858884 A SU904858884 A SU 904858884A SU 4858884 A SU4858884 A SU 4858884A RU 2024637 C1 RU2024637 C1 RU 2024637C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
aluminum
lithium
magnesium
alloy
flux
Prior art date
Application number
SU904858884A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
А.Б. Безукладников
А.Н. Зотикова
А.Н. Татакин
О.В. Луговцова
З.Н. Балашова
Л.С. Баранова
В.П. Казанцев
В.А. Черемисинов
Original Assignee
Акционерное общество открытого типа "Всероссийский алюминиево-магниевый институт"
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 Акционерное общество открытого типа "Всероссийский алюминиево-магниевый институт" filed Critical Акционерное общество открытого типа "Всероссийский алюминиево-магниевый институт"
Priority to SU904858884A priority Critical patent/RU2024637C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2024637C1 publication Critical patent/RU2024637C1/en

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: method involves melting aluminium alloy waste containing lithium and magnesium under flux containing 30-60% magnesium fluoride, up to 5% lithium fluoride, the balance being sodium and aluminium fluorides, and producing lithium-containing component and aluminium-magnesium alloy. Melting is conducted at 800-900 C for at least 30 min, simultaneously mixing the alloy with inert gas. Aluminium-magnesium alloy is treated with flux containing sodium and aluminium fluorides in a molar relation of 0.8-2.0, producing aluminium and magnesium-containing salt component. EFFECT: higher efficiency. 1 tbl

Description

Изобретение относится к металлургии. The invention relates to metallurgy.

Известен способ извлечения лития и магния из металлических отходов в две стадии. Для извлечения лития и магния из отходов на первой стадии используют флюс КСl= AlCl3 с перемешиванием расплава аргоном. В результате взаимодействия лития и магния с хлоридом алюминия получают солевую фазу, содержащую хлориды лития, магния и калия, и металлическую фазу, в которой содержится лития 0,002%, магния 0,003% и остальное алюминий. После удаления солевой фазы в ванну добавляют хлорид калия и обрабатывают металл хлоргазовой смесью (5% Сl2), снижая в нем литий и магний до 0,001%. При этом получают солевую фазу с содержанием ≈ 52% AlCl3 и 48% KCl, который возвращают на первую стадию. Солевую фазу после первой стадии (20-30% LiCl) измельчают и выщелачивают в спирте. После упарки раствора извлекают хлористый литий, а затем электролизом получают литий.A known method of extracting lithium and magnesium from metal waste in two stages. To extract lithium and magnesium from the waste in the first stage, flux KCl = AlCl 3 with melt mixing with argon is used. As a result of the interaction of lithium and magnesium with aluminum chloride, a salt phase containing lithium, magnesium and potassium chlorides and a metal phase containing 0.002% lithium, 0.003% magnesium and the rest aluminum are obtained. After removing the salt phase, potassium chloride is added to the bath and the metal is treated with a chlorine-gas mixture (5% Cl 2 ), reducing lithium and magnesium in it to 0.001%. In this case, a salt phase is obtained with a content of ≈ 52% AlCl 3 and 48% KCl, which is returned to the first stage. The salt phase after the first stage (20-30% LiCl) is crushed and leached in alcohol. After evaporation of the solution, lithium chloride is recovered, and then lithium is obtained by electrolysis.

Недостатками способа являются: сложная аппаратурная схема по извлечению лития, включающая электрохимический дорогой передел и малопроизводительную гидрохимическую схему; высокие потери алюминия в виде хлорида алюминия ≈ 6% ; магний теряется в виде хлорида. The disadvantages of the method are: a complex hardware circuit for the extraction of lithium, including an expensive electrochemical redistribution and low-productivity hydrochemical scheme; high losses of aluminum in the form of aluminum chloride ≈ 6%; magnesium is lost in the form of chloride.

Известен способ извлечения лития из алюминиевого лома. Переплав лома осуществляется в электролизере, в котором расплавленный лом является анодом, литий или сплав Al c Li катодом, а электролитом - расплав на основе хлоридов, содержащих литий. Оставшийся после переплава лом (анод) может затем использоваться как обычный алюминиевый лом. A known method of extracting lithium from aluminum scrap. Scrap is remelted in an electrolyzer, in which the molten scrap is an anode, lithium, or an Al alloy with a Li cathode, and the electrolyte is a melt based on chlorides containing lithium. The scrap (anode) remaining after the remelting can then be used as ordinary aluminum scrap.

Недостатками способа являются: большие капитальные вложения; ограничения содержания в ломе магния до 1,0%. The disadvantages of the method are: large capital investments; restrictions on the content of magnesium scrap to 1.0%.

Известно удаление натрия и лития из первичного алюминия обработкой солями в ковше с мешалкой. Первичный алюминий из электролизера содержит, г/т: Na 30-40; Li 15-20. Показано, что обработка солями MgCl2 и AlF3 снижает содержание в металле натрия и лития за 5-10 мин до < 1 г/т. Указанная технология не может быть реализована для отходов трехкомпонентного сплава, содержащего, % : Li 1-2; Mf 3-5, так как этот способ не предусматривает регенерацию лития.It is known to remove sodium and lithium from primary aluminum by treatment with salts in a ladle with a stirrer. Primary aluminum from the electrolyzer contains, g / t: Na 30-40; Li 15-20. It was shown that treatment with MgCl 2 and AlF 3 salts reduces the content of sodium and lithium in the metal in 5–10 min to <1 g / t. The specified technology cannot be implemented for wastes of a three-component alloy, containing,%: Li 1-2; Mf 3-5, since this method does not provide for lithium regeneration.

Известно извлечение лития из скрапа алюминиево-литиевых сплавов хлорированием. Показана селективность хлорирования компонентов в отходах алюминиевого сплава (Li, Mg, Cu, Zr). Предложено две схемы технологического процесса с добавками хлористого калия - прямое хлорирование и хлорирование с возвратом частично образующихся хлоридов алюминия и магния на первую стадию. Способ проверен в лабораторных условиях. It is known to extract lithium from scrap aluminum-lithium alloys by chlorination. The selectivity of the chlorination of components in aluminum alloy wastes (Li, Mg, Cu, Zr) is shown. Two schemes of the technological process with the addition of potassium chloride are proposed — direct chlorination and chlorination with the return of partially formed aluminum and magnesium chlorides to the first stage. The method was tested in laboratory conditions.

Недостатками способа являются: потеря алюминия ≈ 5% в виде хлорида алюминия с шлаком; сложная технологическая схема разделения хлоридов магния и лития, не ясна экономическая целесообразность дальнейшего их использования. The disadvantages of the method are: loss of aluminum ≈ 5% in the form of aluminum chloride with slag; a complex technological scheme for the separation of magnesium and lithium chlorides; the economic feasibility of their further use is not clear.

Наиболее близким к предлагаемому является способ выделения алюминия и отходов, в котором в качестве флюса используются фториды щелочных и (или) щелочно-земельных металлов. Процесс идет при температуре выше температуры плавления фторидов и предпочтительно при давлении 100 мм рт.ст. Испаренные продукты конденсируются в виде жидкостей в зоне отстоя на металлический алюминий высокой чистоты и фтористые соли. Металлические примеси из реакционной зоны периодически удаляются. Closest to the proposed is a method for the separation of aluminum and waste, in which fluorides are used fluorides of alkali and (or) alkaline-earth metals. The process proceeds at a temperature above the melting point of fluorides and preferably at a pressure of 100 mm Hg. Evaporated products condense in the form of liquids in the sludge zone onto high-purity metallic aluminum and fluoride salts. Metal impurities are periodically removed from the reaction zone.

Способ имеет следующие недостатки: согласно способу получают алюминий, загрязненный магнием: отсутствует комплексная переработка отходов сплавов; образующийся шлак, который содержит фтористые соли, требует дополнительную обработку; при переработке отходов, содержащих элементы с низкой температурой кипения, например цинк, требуется предварительное удаление этих примесей; сложная аппаратурная схема удорожает процесс переработки отходов; не позволяет удалять литий и магний из лома и других неочищенных источников. В процессе обработки очищенный алюминий загрязняется магнием. The method has the following disadvantages: according to the method, aluminum contaminated with magnesium is obtained: there is no integrated processing of alloy waste; the resulting slag, which contains fluoride salts, requires additional processing; when processing waste containing elements with a low boiling point, for example zinc, preliminary removal of these impurities is required; complex hardware circuitry increases the cost of waste processing; does not allow the removal of lithium and magnesium from scrap and other untreated sources. During processing, purified aluminum is contaminated with magnesium.

Целью изобретения является повышение выхода компонентов из отходов сплава. The aim of the invention is to increase the yield of components from alloy waste.

Указанная цель достигается тем, что переработку отходов алюминиевых сплавов, включающую расплавление отходов под флюсом, содержащим фториды щелочных и щелочно-земельных металлов, разделение фтористых солей и металлического алюминия ведут при 800-900оС не менее 30 мин с одновременным перемешиванием расплава инертным газом.This object is achieved in that the processing wastes of aluminum alloys, comprising melting the waste under flux containing fluorides of alkali and alkaline-earth metal, the separation of fluoride and aluminum metal is carried out at 800-900 ° C for at least 30 minutes while stirring the melt with an inert gas.

В качестве флюса используют 30-60% фторида магния и до 5% фторида лития, остальное фториды натрия и алюминия и получают литийсодержащий компонент и алюминиево-магниевый сплав, который подвергается последующей обработке флюсом, содержащим фториды натрия и алюминия в молярном соотношении 0,8-2,0 с получением алюминия и магнийсодержащего солевого компонента. As a flux, 30-60% magnesium fluoride and up to 5% lithium fluoride are used, the rest is sodium and aluminum fluorides, and a lithium-containing component and an aluminum-magnesium alloy are obtained, which is subjected to a subsequent treatment with a flux containing sodium and aluminum fluorides in a molar ratio of 0.8- 2.0 to produce aluminum and a magnesium-containing salt component.

Сущность способа заключается в селективном извлечении лития за счет взаимодействия фторида магния с литием (извлечение лития составляет 75-85%, магния 0-5%) с получением литийсодержащего компонента и сплава, обогащенного магнием. Алюминиево-магниевый сплав обрабатывается фторидом натрия и алюминия для извлечения магния и оставшегося лития. Так как в сплаве имеется всего 0,3-0,5% лития, а магния более 5%, то получаемый флюс обогащается фторидом магния. The essence of the method is the selective extraction of lithium due to the interaction of magnesium fluoride with lithium (lithium recovery is 75-85%, magnesium 0-5%) to obtain a lithium-containing component and an alloy enriched with magnesium. The aluminum-magnesium alloy is treated with sodium and aluminum fluoride to extract magnesium and the remaining lithium. Since the alloy contains only 0.3-0.5% lithium, and magnesium more than 5%, the resulting flux is enriched with magnesium fluoride.

Способ осуществления в интервале 800-900оС. При снижении температуры процесса значительно снижается извлечение лития и магния. При повышении температуры выше 900оС увеличиваются потери флюса за счет испарения легколетучих компонентов. Продолжительность менее 30 мин не обеспечивает высокого извлечения лития и магния. Верхний предел продолжительности стадии определяется концентрацией лития и магния в отходах.The method of implementation in the range of 800-900 about C. With a decrease in the temperature of the process significantly reduces the extraction of lithium and magnesium. When the temperature rises above 900 ° C loss increased flux due to evaporation of volatile components. A duration of less than 30 minutes does not provide a high recovery of lithium and magnesium. The upper limit of the stage duration is determined by the concentration of lithium and magnesium in the waste.

Для обработки отходов применяется флюс из фторидов щелочных и щелочно-земельных металлов, а состав его определяется следующими факторами: увеличение содержания MgF2 более 60% требует повышения температуры процесса в связи с повышением температуры плавления флюса более 900оС, а проведение процесса менее 800-900оС сопровождается снижением извлечения лития вследствие нахождения флюса в твердом виде; снижение содержания MgF2 менее 30% сопровождается совместным извлечением лития и магния.For processing waste applied flux from fluorides of alkali and alkaline earth metals, and its composition determined by the following factors: the increase in the MgF 2 content of more than 60% requires a process temperature increase due to the increased melting point of the flux of more than 900 ° C, and conducting the process at least 800- 900 о С is accompanied by a decrease in lithium extraction due to the presence of flux in solid form; a decrease in MgF 2 content of less than 30% is accompanied by the combined extraction of lithium and magnesium.

Далее алюминиево-магниевый сплав обрабатывается флюсом, содержащим фториды натрия и алюминия при соотношении NaF:AlF3 в интервале 0,8-2, которое определяется: если соотношение ниже 0,8, то значительно увеличиваются потери алюминия за счет его испарения; если соотношение выше 2, то требуется повышение температуры процесса в связи с повышением температуры плавления флюса, особенно при переходе в него фторида магния.Next, the aluminum-magnesium alloy is treated with a flux containing sodium and aluminum fluorides with a ratio of NaF: AlF 3 in the range of 0.8-2, which is determined: if the ratio is below 0.8, aluminum losses due to its evaporation increase significantly; if the ratio is above 2, an increase in the process temperature is required in connection with an increase in the melting temperature of the flux, especially when magnesium fluoride is transferred to it.

Таким образом, при применении переработки отходов в предложенном интервале составов флюсов и температуры можно при минимальных затратах достичь максимального селективного извлечения лития и магния во фтористые соли. Thus, when using waste processing in the proposed range of flux compositions and temperatures, it is possible to achieve the maximum selective extraction of lithium and magnesium into fluoride salts at minimal cost.

В результате переработки отходов получаются следующие полезные компоненты: флюс с литийсодержащим компонентом при ограниченном содержании фторида магния, который можно применить как добавку к электролиту при электролитическом получении алюминия взамен дорогих литийсодержащих солей; флюс с магнийсодержащим компонентом, который частично идет на обработку отходов сплава, а остальная часть используется в качестве добавки к электролиту для пусковых электролизеров; очищенный металл - для производства вторичных алюминиевых сплавов. As a result of waste processing, the following useful components are obtained: flux with a lithium-containing component with a limited content of magnesium fluoride, which can be used as an additive to the electrolyte in the electrolytic production of aluminum instead of expensive lithium-containing salts; a flux with a magnesium-containing component, which partially goes to the processing of alloy waste, and the rest is used as an additive to the electrolyte for starting electrolyzers; refined metal - for the production of secondary aluminum alloys.

Схема переработки отходов Al-Li-Mg сплавов показана на чертеже. The waste recycling scheme of Al-Li-Mg alloys is shown in the drawing.

Примеры конкретного выполнения. Examples of specific performance.

В синтеркорундовом тигле при навеске 50 г отходов алюминиево-литиевых сплавов (Li - 2,0% ; Mg - 5,0%) выполнена переработка при 750оС с 10 г флюса, содержащего 53% MgF2 и 3% LiF, NaF + AlF3 - 44% (таблица, п.1). После расплавления металла и достижения температуры 850оС при перемешивании инертным газом, содержимое тигля выдерживалось 30 мин. Расход аргона составил 3 л/ч. После обработки получено: 50,5 г металла (Li - 0,25%, Mg - 7,8%) и 9,0 г флюса (LiF - 40%, MgF2 - 15%, остальное AlF3 и NaF). Извлечение лития и магния составило соответственно 90% и 1%. Литийсодержащий компонент удаляется из тигля и может быть использован как литийсодержащая добавка для электролита алюминиевых электролизеров. Металл, содержащий Mg - 7,8%, Li - 0,25% , обрабатывался криолитом (К. 0-1,0). В тигель, где находилось 50,5 г сплава, загружалось 17 г криолита и при температуре 850оС с перемешиванием аргоном процесс осуществлялся 30 мин. После обработки получено: 1) - 49,5 г алюминия, где Li - 0,01%, Mg - 0,1%; 2) 17,5 г флюса, который содержит MgF2 53%, LiF 3,0%, остальное AlF3 и NaF. Часть флюса 10 г используется для обработки отходов алюминиевых сплавов.In sinterkorundovom crucible with 50 g weighed portion of waste aluminum-lithium alloy (Li - 2,0%; Mg - 5,0%) Processing performed at 750 C with 10 g of a flux comprising 53% MgF 2 and 3% LiF, NaF + AlF 3 - 44% (table, p. 1). After melting, metal and achieve a temperature of 850 ° C under stirring with an inert gas, the contents of the crucible was maintained for 30 minutes. The argon flow rate was 3 l / h. After processing, it was obtained: 50.5 g of metal (Li - 0.25%, Mg - 7.8%) and 9.0 g of flux (LiF - 40%, MgF2 - 15%, the rest is AlF3 and NaF). The recovery of lithium and magnesium was 90% and 1%, respectively. The lithium-containing component is removed from the crucible and can be used as a lithium-containing additive for the electrolyte of aluminum electrolysis cells. The metal containing Mg - 7.8%, Li - 0.25%, was treated with cryolite (K. 0-1.0). The crucible was 50.5 g which alloy was charged with 17 g of cryolite and at a temperature of 850 ° C with argon stirring process was carried out for 30 minutes. After processing, the following was obtained: 1) - 49.5 g of aluminum, where Li is 0.01%, Mg is 0.1%; 2) 17.5 g of flux, which contains MgF 2 53%, LiF 3,0%, the rest is AlF 3 and NaF. A portion of 10 g of flux is used to treat aluminum alloy waste.

Остальная часть 7,5 г рекомендуется для использования в качестве добавки к электролиту пусковых электролизеров. Извлечение лития и магния при обработке фторидами натрия и алюминия соответственно составило 97 и 98%. The rest of 7.5 g is recommended for use as an additive to the starting electrolyte electrolyte. Extraction of lithium and magnesium by treatment with sodium and aluminum fluorides, respectively, was 97 and 98%.

Примеры выполнения переработки при различных технологических параметрах представлены в таблице. Examples of processing at various technological parameters are presented in the table.

Осуществление технологического процесса в промышленных условиях аналогично лабораторным. The implementation of the process in an industrial environment is similar to laboratory.

В печь (ИТА-6) загружают 4 т отходов сплава и 600 кг флюса (MgF2 50-60% , LiF 2-5%, остальное NaF + AlF. После расплавления и достижения 820-850оС осуществляют перемешивание расплава механической или барботажем аргона в течение 30 мин. Полученный литийсодержащий компонент (40-50% LiF) в количестве 550 кг выгружают вакуум-ковшом и заливают в электролизеры для получения первичного алюминия и замораживают в изложницах в виде чушек и затем загружают в электролизеры. В оставшийся жидкий металл загружают 1400 кг фторидного флюса при криолитовом соотношении 5,0-0,8-2,0. После установки температуры 820-850оС производится перемешивание в течение 30 мин. Отрафинированный жидкий металл (масса - 3700 кг) откачивается из печи вакуум-ковшом и используется для приготовления сплавов. Образовавшийся магнийсодержащий солевой компонент (MgF2 - 40-60%) частично откачивается (800 кг) и направляется в пусковые алюминиевые электролизеры для корректировки состава электролита по фтористому магнию. Оставшаяся часть (600 кг) солевого компонента используется при рафинировании отходов алюминиево-литиевых сплавов. The furnace (ITA-6) was charged 4 volumes of waste alloy and 600 kg of flux (MgF 2 50-60%, LiF 2-5%, the rest NaF + AlF. After melting and reaching 820-850 ° C carried mechanical stirring or by bubbling the melt argon for 30 minutes, the resulting lithium-containing component (40-50% LiF) in the amount of 550 kg is unloaded with a vacuum ladle and poured into electrolytic cells to obtain primary aluminum and frozen in ingots in the form of ingots and then loaded into the electrolytic cells. 1400 kg of fluoride flux with a cryolite ratio of 5.0-0.8-2.0. anovki temperature of 820-850 ° C is produced by stirring for 30 minutes Otrafinirovanny molten metal (weight - 3700 kg). evacuated from the furnace ladle and vacuum is used to prepare a magnesium alloy formed salt component. (MgF 2 - 40-60%) is partially evacuated (800 kg) and sent to the starting aluminum electrolytic cells to adjust the composition of the electrolyte on magnesium fluoride.The remaining part (600 kg) of the salt component is used in the refining of waste aluminum-lithium alloys.

Claims (1)

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ОТХОДОВ АЛЮМИНИЕВЫХ СПЛАВОВ, включающий расплавление отходов под флюсом, содержащим фториды щелочных и щелочноземельных металлов, разделение фтористых солей и металлического алюминия, отличающийся тем, что, с целью повышения выхода компонентов сплава, расплавление ведут при 800 - 900oС не менее 30 мин с одновременным перемешиванием расплава инертным газом, в качестве флюса используют смесь: 30 - 60% фторида магния, до 5% фторида лития и остальное - фториды натрия и алюминия с получением литийсодержащего компонента и алюминиево-магниевого сплава и последующей обработкой алюминиево-магниевого сплава флюсом, содержащим фториды натрия и алюминия в молярном соотношении 0,8 - 2,0, с получением алюминия и магнитсодержащего солевого компонента.METHOD FOR PROCESSING WASTE OF ALUMINUM ALLOYS, including the melting of waste under a flux containing alkali and alkaline earth metal fluorides, the separation of fluoride salts and metallic aluminum, characterized in that, in order to increase the yield of alloy components, the melting is carried out at 800 - 900 o C for at least 30 minutes while mixing the melt with an inert gas, a mixture is used as a flux: 30-60% magnesium fluoride, up to 5% lithium fluoride and the rest is sodium and aluminum fluorides to produce a lithium-containing component and aluminum o-magnesium alloy and subsequent processing of the aluminum-magnesium alloy with flux containing sodium and aluminum fluorides in a molar ratio of 0.8 - 2.0, to obtain aluminum and a magnetically containing salt component.
SU904858884A 1990-08-13 1990-08-13 Method for processing of aluminium alloy waste RU2024637C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU904858884A RU2024637C1 (en) 1990-08-13 1990-08-13 Method for processing of aluminium alloy waste

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU904858884A RU2024637C1 (en) 1990-08-13 1990-08-13 Method for processing of aluminium alloy waste

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2024637C1 true RU2024637C1 (en) 1994-12-15

Family

ID=21531929

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU904858884A RU2024637C1 (en) 1990-08-13 1990-08-13 Method for processing of aluminium alloy waste

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2024637C1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Заявка Англии N 1226391, кл. C 22B 21/06, опубл. 1971. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US5024737A (en) Process for producing a reactive metal-magnesium alloy
JP2904744B2 (en) Method for electrolytic production of magnesium or its alloy
US10988830B2 (en) Scandium master alloy production
CS199282B2 (en) Method for removal of alkaline metals and alkaline earth metals,especially sodium and calcium contained in light alloys based on aluminium
EP2450311A1 (en) Method for producing silicon, silicon, and panel for solar cell
US4430174A (en) Method for refinement of impure aluminum
US4183745A (en) Demagging process for aluminum alloy without air pollution
RU2024637C1 (en) Method for processing of aluminium alloy waste
WO2022092231A1 (en) Method for manufacturing recycled aluminum, manufacturing equipment, manufacturing system, recycled aluminum, and processed aluminum product
US2766110A (en) Method of refining uranium
US3661737A (en) Recovery of valuable components from magnesium cell sludge
NO161511B (en) PROCEDURE FOR THE REMOVAL OF SOLVED TI AND V POLLUTIONS FROM MELTED ALUMINUM.
US5071523A (en) Two stage lithium transport process
CN111187916A (en) Method for preparing high-purity titanium by using industrial titanium slag
CN115717199B (en) Refining method of metallic lithium
US4881971A (en) Refining of lead-debismuthizing
HU177164B (en) Method for cleaning aluminium alloys
RU1770418C (en) Method of lithium extraction from waste of aluminium-lithium alloys
US3265492A (en) Method of utilizing electrolytic cell sludge by recovering calcium metal thereform
RU2074906C1 (en) Method of aluminum production out of nepheline stenites and thinnerites
US2821506A (en) Purification of titanium and zirconium metal
SU1731848A1 (en) Method of processing titanium-magnesium production waste
US20240191321A1 (en) Semi-continuous rare earth metal production
RU1582680C (en) Method of aluminium refining
SU1258886A1 (en) Method of producing magnesium-calcium alloys