RU2147322C1 - Method of processing zinc wastes - Google Patents
Method of processing zinc wastes Download PDFInfo
- Publication number
- RU2147322C1 RU2147322C1 RU99107789A RU99107789A RU2147322C1 RU 2147322 C1 RU2147322 C1 RU 2147322C1 RU 99107789 A RU99107789 A RU 99107789A RU 99107789 A RU99107789 A RU 99107789A RU 2147322 C1 RU2147322 C1 RU 2147322C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- zinc
- aluminum
- melt
- wastes
- sodium
- Prior art date
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)
Abstract
Description
Способ относится к цветной металлургии, в частности к технологии переработки отходов цинка в виде изгари после цинкования железа и окисленных отходов. The method relates to non-ferrous metallurgy, in particular to a technology for processing zinc waste in the form of a cinder after galvanizing iron and oxidized waste.
Известен способ извлечения цинка из цинксодержащих отходов методом переплавки с рафинированием алюминием и использованием флюсовых добавок [1]. A known method of extracting zinc from zinc-containing waste by smelting with refining with aluminum and using flux additives [1].
Выдержка при 650oC продолжалась 4-6 часов, а добавка хлорида алюминия была 0,6-1,0 кг на 1 т изгари. Железо удаляли, вводя алюминий в расплав изгари. Степень извлечения цинка в металл из цинксодержащих отходов представлена в табл. 1.The exposure at 650 o C lasted 4-6 hours, and the addition of aluminum chloride was 0.6-1.0 kg per 1 ton of izgari. Iron was removed by introducing aluminum into the melt of the cinder. The degree of extraction of zinc into metal from zinc-containing waste is presented in table. 1.
Содержание железа в готовом продукте составило 0,15% при плавке без алюминия и 0,014-0,015% - при плавке с алюминием. The iron content in the finished product was 0.15% when melting without aluminum and 0.014-0.015% when melting with aluminum.
Недостатком данного способа является низкий выход годного и длительная выдержка металла в расплавленном состоянии. Кроме того, хлорид алюминия при данной температуре сильно возгоняется, ухудшая экологические условия работы. The disadvantage of this method is the low yield and long exposure of the metal to the molten state. In addition, aluminum chloride at a given temperature is greatly sublimated, worsening environmental working conditions.
Известен способ переработки цинксодержащих отходов методом центробежной фильтрации [2] . Цинксодержащие отходы от распыления сплавов Zn - 20% Su в горячем состоянии загружали на поверхность металлического расплава, разогревали, "выкручивали" с помощью погружной центрифуги и отделяли сухую шлаковую массу от металлического расплава. Оптимальная температура составляла 440-460oC, соотношение расплава металла и шлака - 5:1.A known method of processing zinc-containing waste by centrifugal filtration [2]. Zinc-containing wastes from the spraying of Zn - 20% Su alloys were hot loaded onto the surface of the metal melt, heated, “twisted” using an immersion centrifuge, and the dry slag mass was separated from the metal melt. The optimum temperature was 440-460 o C, the ratio of the molten metal and slag was 5: 1.
При отсутствии флюсов извлечение составляет не более 60%, добавление флюсов, содержащих отходы АВЧ, увеличивало выход годного. Отходы АВЧ следующего состава, %: 15-20 Fe, 10-20 Cu, 1,5 - 6,0 Si, остальное - алюминий. In the absence of fluxes, the recovery is not more than 60%, the addition of fluxes containing HFW wastes increased the yield. Wasteland waste of the following composition,%: 15-20 Fe, 10-20 Cu, 1.5 - 6.0 Si, the rest is aluminum.
Используемый флюс содержит следующие компоненты, %: 20-30 NaCl, 20-30 KCl, 20-30 ZnCl2, 5-15 NaF, остальное - отходы АВЧ.The flux used contains the following components,%: 20-30 NaCl, 20-30 KCl, 20-30 ZnCl 2 , 5-15 NaF, the rest is WFM waste.
В результате опыта на 232 кг цинкового сплава загружали 65 кг отходов цинка, 1,3 кг флюса, получили 269 кг сплава и 21,6 кг сухих съемов. В сплаве было 215 кг цинка (загружено 236,2), т.е. извлечение из съемов было не более 67,7%. Все интерметаллиды остались в сухих съемах. As a result of the experiment, 65 kg of zinc waste, 1.3 kg of flux were loaded onto 232 kg of zinc alloy, 269 kg of alloy and 21.6 kg of dry removals were obtained. The alloy contained 215 kg of zinc (236.2 loaded), i.e. extraction from leases was not more than 67.7%. All intermetallic compounds remained in dry land.
Недостаток способа - большое количество задействованного чистого металла, сложная конструкция центрифуги, кроме того, все интерметаллиды с цинком идут в съемы. The disadvantage of this method is the large amount of pure metal involved, the complex design of the centrifuge, in addition, all the intermetallic compounds with zinc are removed.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки отходов горячего цинкования [3], заключающийся в плавке отходов в печи сопротивления со сводовым нагревом. После расплавления гартцинка (смесь цинка и интерметаллидов FemZnn) вводили часть алюминиевого лома, необходимого для связывания железа. Образовавшуюся на поверхности расплава пену обрабатывали флюсом и снимали дроссы. Потом температуру снижали, добавляли остаток алюминиевого лома и отстаивали 15 часов. После этого расплав обрабатывали флюсом, удаляли дроссы и разливали товарный цинк. Было загружено 5475 кг гартцинка, в котором содержалось 5135 кг цинка, 169 кг железа и 98 кг свинца. Алюминия загрузили 180 кг и 500 кг карналлита (флюса). Получено 4960 кг товарного сплава, в котором было 4629 кг цинка, 14 кг алюминия, 0,94 кг железа и 42 кг свинца. Дроссов получено 1366 кг, в которых осталось 489 кг цинка, 160 кг алюминия, 166 кг железа и 54 кг свинца. Таким образом, извлечение цинка составило 90,1%, а железа осталось 0,5% от содержания в гартцинке.The closest in technical essence is the method of processing hot dip galvanizing waste [3], which consists in melting the waste in a resistance furnace with arch heating. After the melting of hartzinc (a mixture of zinc and Fe m Zn n intermetallic compounds), a portion of the aluminum scrap necessary for iron binding was introduced. The foam formed on the surface of the melt was treated with flux and the drosses were removed. Then the temperature was reduced, the remainder of the aluminum scrap was added, and it was left to stand for 15 hours. After that, the melt was treated with flux, dross was removed and commercial zinc was poured. 5475 kg of hartsink was loaded, which contained 5135 kg of zinc, 169 kg of iron and 98 kg of lead. Aluminum was charged with 180 kg and 500 kg of carnallite (flux). Received 4960 kg of salable alloy, which was 4629 kg of zinc, 14 kg of aluminum, 0.94 kg of iron and 42 kg of lead. 1366 kg of dross were obtained, in which 489 kg of zinc, 160 kg of aluminum, 166 kg of iron and 54 kg of lead remained. Thus, zinc recovery was 90.1%, and iron remained 0.5% of the content in hartsinka.
Недостаток способа: большая продолжительность процесса - 18-20 часов, большой расход флюсов - 106,6 кг/т полученного сплава, а выход шлаков - 275 кг/т товарного сплава. The disadvantage of this method: the long process time is 18-20 hours, the high consumption of fluxes is 106.6 kg / t of the obtained alloy, and the slag yield is 275 kg / t of commercial alloy.
Техническая задача данного изобретения состоит в наиболее полном извлечении цинка из отходов, снижении продолжительности процесса, уменьшении выхода шлаков и расхода флюсов. The technical task of this invention is the most complete extraction of zinc from the waste, reducing the duration of the process, reducing the output of slag and the consumption of fluxes.
Поставленная задача решается следующим образом. Отходы цинка, содержащие железо и оксиды цинка, загружают в расплав солей на основе эвтектической смеси NaCl : KCl с добавлением фторидов в виде NaF, AlF3 или их смеси в виде криолита Na3AlF6. Температуру процесса поддерживают в интервале 740-790oC, выдерживают расплав 15-30 минут и извлекают товарный цинк. После проведения 3-5 циклов загрузки в расплав добавляют 5-10% алюминия от веса расплава солей, извлекают алюмоцинковый сплав, а из расплава извлекают (выгребают) осадок интерметаллидов железа с алюминием, после чего операцию повторяют.The problem is solved as follows. Zinc waste containing iron and zinc oxides is loaded into a molten salt based on a NaCl: KCl eutectic mixture with the addition of fluorides in the form of NaF, AlF 3, or a mixture thereof in the form of cryolite Na 3 AlF 6 . The temperature of the process is maintained in the range of 740-790 ° C., the melt is held for 15-30 minutes and commercial zinc is recovered. After 3-5 loading cycles, 5-10% of the aluminum by weight of the molten salt is added to the melt, an aluminum-zinc alloy is removed, and a precipitate of iron intermetallic compounds with aluminum is extracted (removed) from the melt, after which the operation is repeated.
Температура ниже 740oC близка к температурам плавления солей, интерметаллидов цинка (температура плавления FeZn7 - 647o, Fe5Zn21 - 765o), и дальнейшее снижение приводит к снижению выхода цинка в товарный сплав ниже 70%, а выше 790oC происходит испарение цинка, что тоже снижает извлечение цинка в товарный сплав.A temperature below 740 o C is close to the melting temperature of salts, zinc intermetallic compounds (melting point FeZn 7 - 647 o , Fe 5 Zn 21 - 765 o ), and a further decrease leads to a decrease in the yield of zinc in the alloy product below 70% and above 790 o C the evaporation of zinc occurs, which also reduces the extraction of zinc in the salable alloy.
Длительная выдержка расплавленного цинка под слоем солей приводит к потерям за счет испарения, поэтому выдержка более 30 минут в расплавленном состоянии нецелесообразна. Long exposure of molten zinc under a layer of salts leads to losses due to evaporation, therefore, exposure for more than 30 minutes in the molten state is impractical.
Введение алюминия на второй стадии процесса приводит к вытеснению цинка из интерметаллида цинка и замещению его алюминием, так как железо образует в интервале температур 760-1000oC интерметаллиды с алюминием FeAl3, FeAl2, Fe3Al5, Fe3Al, а при температуре ниже 760 все они находятся в твердом состоянии, т.е. алюминий прочно связан с железом и в цинк обратно не переходит.The introduction of aluminum in the second stage of the process leads to the displacement of zinc from zinc intermetallic and its replacement with aluminum, since iron forms intermetallic compounds with aluminum FeAl 3 , FeAl 2 , Fe 3 Al 5 , Fe 3 Al in the temperature range 760-1000 o C temperatures below 760 they are all in solid state, i.e. aluminum is firmly bound to iron and does not go back to zinc.
Введение фторидов в виде NaF, AlF3 или Na3AlF6 приводит к растворению оксидных пленок цинка, в то время как в чистых хлоридах оксид цинка практически не растворяется.The introduction of fluorides in the form of NaF, AlF 3 or Na 3 AlF 6 leads to the dissolution of zinc oxide films, while zinc oxide practically does not dissolve in pure chlorides.
Повышение содержания фторида выше 15% нецелесообразно, так как влечет за собой растворение материала футеровки. Кроме того, силы поверхностных явлений (адгезии) неэффективны при содержании выше 10-15% поверхностно-активных фторидов. An increase in the fluoride content above 15% is impractical, since it entails the dissolution of the lining material. In addition, the forces of surface phenomena (adhesion) are ineffective when they contain above 10-15% of surface-active fluorides.
Предложенное техническое решение позволяет извлечь весь металлический цинк за короткое время, оставшиеся оксиды цинка восстановить алюминием, а цинк из интерметаллидов вытеснить алюминием. При этом отходы в виде шлака намного уменьшаются с 275 до 91,5 кг/т товарного металла, а расход солей составил 40 кг/т против 106 кг по прототипу. The proposed technical solution allows you to remove all metallic zinc in a short time, to restore the remaining zinc oxides with aluminum, and to replace zinc from intermetallic compounds with aluminum. At the same time, waste in the form of slag is much reduced from 275 to 91.5 kg / t of commodity metal, and the consumption of salts amounted to 40 kg / t against 106 kg of the prototype.
Достоинство указанного способа в том, что процесс осуществляется в одном агрегате, с достаточной большой производительностью (за полчаса вместо 6-18 час). Кроме того, в процессе извлекается цинк не только из интерметаллидов, но и из отходов цинка, что ни в одном из известных технических решений не достигается. The advantage of this method is that the process is carried out in one unit, with a sufficiently large productivity (in half an hour instead of 6-18 hours). In addition, zinc is extracted in the process not only from intermetallic compounds, but also from zinc waste, which is not achieved in any of the known technical solutions.
В процессе использованы доступные и дешевые соли, мало отходов. In the process used affordable and cheap salts, few waste.
Новым в данном процессе является:
- загрузка твердых отходов в жидкий расплав солей;
- дополнительное восстановление цинка из оксидов алюминием и вытеснение цинка из интерметаллидов тем же алюминием;
- использование фторидов щелочных металлов и алюминия обеспечивает растворение пленки из оксида цинка и позволяет в дальнейшем восстановить оксид цинка алюминием;
- повышенная температура (740-750oC) позволяет быстро проплавить и отделить цинк от интерметаллидов и оксида цинка, а также ускоряет вытеснение цинка из интерметаллидов и восстановление оксида цинка. Суммарное извлечение по нашим данным составило 95-98% от всего содержания цинка в отходах, а не металлического, как в прототипе.New in this process is:
- loading solid waste into a liquid molten salt;
- additional reduction of zinc from oxides of aluminum and the displacement of zinc from intermetallic compounds by the same aluminum;
- the use of fluorides of alkali metals and aluminum ensures the dissolution of the film of zinc oxide and allows further reduction of zinc oxide by aluminum;
- increased temperature (740-750 o C) allows you to quickly melt and separate zinc from intermetallic compounds and zinc oxide, and also accelerates the displacement of zinc from intermetallic compounds and the reduction of zinc oxide. The total recovery according to our data amounted to 95-98% of the total zinc content in the waste, and not metal, as in the prototype.
Пример 1. В печь сопротивления Таммана установили тигель из алунда диаметром 58 и высотой 70 мм, загрузили и наплавили 50 г NaCl, 40 г KCl, 5 г NaF, квалификации (r); нагрели до 750oC и в шесть приемов загрузили 100 г изгари цинка крупностью (-5 + 3) мм в течение 5 минут. Температуру в печи поддерживали в среднем 740oC. Тигель извлекли из печи, соль вылили на железный противень, а металл в графитовую изложницу, охладили и взвесили вылитую соль и чушечку металла. Извлечено 87 г цинка в виде компактного металла. Соль собрали и использовали для следующих опытов, результаты которых приведены в таблице 2 (пример 6).Example 1. In a resistance furnace Tamman installed a crucible from alunda with a diameter of 58 and a height of 70 mm, loaded and deposited 50 g of NaCl, 40 g of KCl, 5 g of NaF, qualification (r); heated to 750 o C and in six doses loaded 100 g of zinc izgari with a grain size of (-5 + 3) mm for 5 minutes. The temperature in the furnace was maintained at an average of 740 ° C. The crucible was removed from the furnace, the salt was poured onto an iron pan, and the metal was put into a graphite mold, the poured salt and a metal ingot were cooled and weighed. Recovered 87 g of zinc in the form of a compact metal. Salt was collected and used for the following experiments, the results of which are shown in table 2 (example 6).
Пример 2. В шахтную селитовую печь установили тигель из алунда диаметром 80, высотой 100 мм, загрузили и наплавили эвтектическую смесь солей NaCl - KCl 200 г, нагрели до 800 oC и загрузили в несколько приемов 120 г оксида цинка и 30 г алюминия в виде стружки, выдержали 1 час и содержимое вылили в изложницу, отделили металл от солей и получили 62 г сплава цинка с алюминием, содержащем: Zu 87,2% Al - 0,01%, Cu 0,58%, Pb 0,45%, Fe 0,061%, Sn 0,01%.Example 2. A crucible of alunda with a diameter of 80, a height of 100 mm was installed in a mine selit furnace, loaded and melted a eutectic mixture of NaCl - KCl salts of 200 g, heated to 800 o C and loaded in several stages 120 g of zinc oxide and 30 g of aluminum in the form shavings, kept for 1 hour and the contents were poured into the mold, metal was separated from salts and 62 g of zinc alloy with aluminum was obtained, containing: Zu 87.2% Al - 0.01%, Cu 0.58%, Pb 0.45%, Fe 0.061%; Sn 0.01%.
Извлечение цинка в металл от загруженных отходов составило 54%, а от содержания в отходах 67% в таблице 2 (пример 13). The extraction of zinc in the metal from the loaded waste was 54%, and from the waste content of 67% in table 2 (example 13).
Пример 3. В печь сопротивления Таммана установили тигель из алунда аналогичного примеру 1, загрузили соль опыта II и твердые остатки из 3-х предыдущих опытов, содержащие оксид цинка и интерметаллиды цинка, расплавили соль, загрузили 10 г алюминия в виде гранул, выдержали 40 минут при средней температуре 762oC, извлекли тигель, соль вылили на противень, а металл в изложницу. Получили 25,3 г алюмоцинкового сплава. Извлечение цинка составило 69,4% от теоретически возможного, содержащего в виде окислов и интерметаллидов, содержание железа 0,061 - 0,6% (таблица 2, пример 12).Example 3. A crucible from alunda similar to Example 1 was installed in Tamman’s resistance furnace, the salt of experiment II was loaded and the solid residues from 3 previous experiments containing zinc oxide and zinc intermetallic compounds were melted, 10 g of aluminum was loaded in the form of granules, and held for 40 minutes at an average temperature of 762 o C, the crucible was removed, the salt was poured onto a baking sheet, and the metal into the mold. Received 25.3 g of aluminum-zinc alloy. The extraction of zinc amounted to 69.4% of theoretically possible, containing in the form of oxides and intermetallic compounds, the iron content of 0.061 - 0.6% (table 2, example 12).
Использованная литература
1. Черкасский Р. И., Максимов Л.В., Никитин В.В., Яковлев М.Л. Сталь.- 1993, N 2, с. 89-90.References
1. Cherkassky R.I., Maksimov L.V., Nikitin V.V., Yakovlev M.L. Steel. - 1993,
2. Шустов А.Ю., Алексеев В.М., Маценко Ю.А., Бабанский В.И. Цветные металлы.- 1993, N3, с.26-28. 2. Shustov A.Yu., Alekseev V.M., Matsenko Yu.A., Babansky V.I. Non-ferrous metals. - 1993, N3, p. 26-28.
3. Тарасов А.В., Гель В.И., Шевелева Л.М. Сталь.- 1989, N6, с. 57-58. 3. Tarasov A.V., Gel V.I., Sheveleva L.M. Steel. - 1989, N6, p. 57-58.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99107789A RU2147322C1 (en) | 1999-04-09 | 1999-04-09 | Method of processing zinc wastes |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99107789A RU2147322C1 (en) | 1999-04-09 | 1999-04-09 | Method of processing zinc wastes |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2147322C1 true RU2147322C1 (en) | 2000-04-10 |
Family
ID=20218581
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99107789A RU2147322C1 (en) | 1999-04-09 | 1999-04-09 | Method of processing zinc wastes |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2147322C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU206008U1 (en) * | 2020-10-27 | 2021-08-16 | Общество с ограниченной ответственностью "ПК "Беллит" | Hartzinc Refining Furnace |
| RU2778931C1 (en) * | 2022-04-28 | 2022-08-29 | Общество с ограниченной ответственностью "ПК "Беллит" | Method for refining hardzinc from iron and aluminum impurities |
-
1999
- 1999-04-09 RU RU99107789A patent/RU2147322C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Тарасов А.В. и др. Сталь, 1989, N 6, с.57-58. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU206008U1 (en) * | 2020-10-27 | 2021-08-16 | Общество с ограниченной ответственностью "ПК "Беллит" | Hartzinc Refining Furnace |
| RU2778931C1 (en) * | 2022-04-28 | 2022-08-29 | Общество с ограниченной ответственностью "ПК "Беллит" | Method for refining hardzinc from iron and aluminum impurities |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CS199282B2 (en) | Method for removal of alkaline metals and alkaline earth metals,especially sodium and calcium contained in light alloys based on aluminium | |
| JPS63153230A (en) | Production of pure alloy based on rare earth metal and transition metal by heat-reduction of metal | |
| US4038068A (en) | Method of melting copper alloys with a flux | |
| RU2147322C1 (en) | Method of processing zinc wastes | |
| RU2124574C1 (en) | Method of producing scandium-aluminum alloying composition (versions) | |
| US4911755A (en) | Method for the refining of lead | |
| US3769001A (en) | Metallurgical process for recovering aluminum from aluminum scrap | |
| Ochoa et al. | Manufacture of Al-Zn-Mg alloys using spent alkaline batteries and cans | |
| US2760859A (en) | Metallurgical flux compositions | |
| US4022614A (en) | Method of refining aluminum-silicon alloys | |
| RU2283881C1 (en) | Flux for melting magnesium alloys | |
| US3667934A (en) | Refining of zinc | |
| RU2258091C1 (en) | Method of recovering silver from waste | |
| RU2114200C1 (en) | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper | |
| RU2083699C1 (en) | Method of reprocessing aluminium wastes | |
| RU2157422C1 (en) | Method of production of high-purity magnesium alloy | |
| JPS5931581B2 (en) | Demagnesium treatment method for aluminum alloy | |
| JP2005008965A (en) | Method for operating copper smelting furnace | |
| US2349190A (en) | Recovery of finely divided magnesium scrap | |
| RU2201991C2 (en) | Method of production of zirconium alloying composition | |
| CA1337579C (en) | Method for the refining of lead | |
| RU2208652C2 (en) | Method of refining of lead-antimony and lead from antimony | |
| RU2675709C9 (en) | Method of obtaining magnesium-zinc-yttrium ligature | |
| SU1294857A1 (en) | Flux for melting copper alloys | |
| SU1421790A1 (en) | Flux for treating waste of aluminium-silicon alloys |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20070410 |