RU2244027C1 - Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys - Google Patents

Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys Download PDF

Info

Publication number
RU2244027C1
RU2244027C1 RU2003122237A RU2003122237A RU2244027C1 RU 2244027 C1 RU2244027 C1 RU 2244027C1 RU 2003122237 A RU2003122237 A RU 2003122237A RU 2003122237 A RU2003122237 A RU 2003122237A RU 2244027 C1 RU2244027 C1 RU 2244027C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
flux
magnesium
metal
alloy
melting
Prior art date
Application number
RU2003122237A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2003122237A (en
Inventor
Г.Ф. Казанцев (RU)
Г.Ф. Казанцев
Н.М. Барбин (RU)
Н.М. Барбин
И.Г. Бродова (RU)
И.Г. Бродова
Г.К. Моисеев (RU)
Г.К. Моисеев
Н.А. Ватолин (RU)
Н.А. Ватолин
Д.В. Башлыков (RU)
Д.В. Башлыков
Original Assignee
Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН
Государственное Учреждение Институт физики металлов Уральского отделения РАН
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 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН, Государственное Учреждение Институт физики металлов Уральского отделения РАН filed Critical Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН
Priority to RU2003122237A priority Critical patent/RU2244027C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2003122237A publication Critical patent/RU2003122237A/en
Publication of RU2244027C1 publication Critical patent/RU2244027C1/en

Links

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: non-iron metallurgy, in particular reprocessing of aluminum waste.
SUBSTANCE: claimed method includes junk charge into premelted flux at ratio of 1:(5-10); heating up to melt temperature; smelting under flux layer, and separation of metal from flux. Equimolar mixture of sodium chloride and potassium chloride with addition of 2.9-52.6 % (in respect to total flux weight) magnesium fluoride is used as flux, and in melting process flux layer with thickness of 4.5-20 cm is maintained. Method affords the ability to conserve original composition and eliminate additional burdening with magnesium.
EFFECT: decreased burn-off loss, especially for magnesium, metal of improved quality.
4 cl, 3 tbl, 5 ex

Description

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам переработки отходов алюминия.The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to methods for processing aluminum waste.

Известен способ плавки сплава АЛЧ в индукционных печах ИАТ-2,5 (Кимстач Г.М. Приготовление вторичных алюминиевых сплавов из стружки на машиностроительных заводах. Литейное производство, 1981 г., №1, стр.14-15).There is a method of melting ALCH alloy in induction furnaces IAT-2.5 (Kimstach G.M. Preparation of secondary aluminum alloys from shavings at engineering plants. Foundry, 1981, No. 1, pp. 14-15).

Расход флюса при этом составляет 2 - 2,5%. Хорошие результаты обеспечивает флюс из 47% КСl, 30% NaСl, 23% Na3AlF6. Угар металла при плавке составляет ~22%.The flux consumption in this case is 2 - 2.5%. Good results are provided by a flux of 47% KCl, 30% NaCl, 23% Na 3 AlF 6 . The metal burn during melting is ~ 22%.

Для повышения качества при 740°С стенки тигля очищают от флюса, шлак удаляют из печи и на поверхность ванны подают 1,5% флюса. По расплавлении флюса расплав обрабатывают гексахлорэтанолом, который вводят по 0,1% от массы плавки с общим расходом 0,7-0,8%.To improve quality at 740 ° C, the crucible walls are cleaned of flux, slag is removed from the furnace, and 1.5% of flux is fed to the surface of the bath. After melting the flux, the melt is treated with hexachloroethanol, which is introduced at 0.1% by weight of the heat with a total flow rate of 0.7-0.8%.

Указанный способ не обеспечивает сохранение Mg в расплаве, так как он взаимодействует с криолитом и выводится из расплава. Кроме того, применение легколетучего гексахлорэтанола ухудшает экологические условия при плавке стружки. Малое количество рафинирующего флюса смешивается с окислами и по окончании плавки флюс полностью удаляется с поверхности металла, т.е. это флюс одноразового использования.The specified method does not ensure the conservation of Mg in the melt, since it interacts with cryolite and is removed from the melt. In addition, the use of volatile hexachloroethanol worsens environmental conditions during the smelting of chips. A small amount of refining flux is mixed with oxides and, at the end of smelting, the flux is completely removed from the metal surface, i.e. This is a disposable flux.

Известен способ оплавления в солевом растворе сырья, содержащего алюминий и металлические включения. Сырьем служили лом и отходы алюминиевых сплавов марок АЛ 34 и АЛ 104 (Машан А.Г., Резняков А.А. Оплавление в солевом растворе сырья, содержащего алюминий и металлические включения. Сборник “Легкие сплавы в народном хозяйстве”, 1975 г., стр.176-181).A known method of reflow in a salt solution of raw materials containing aluminum and metal inclusions. The raw materials were scrap and waste of aluminum alloys of the AL 34 and AL 104 grades (Mashan A.G., Reznyakov A.A. Reflow in a saline solution of raw materials containing aluminum and metal inclusions. Collection “Light alloys in the national economy”, 1975, pg. 176-181).

При оплавлении в “легких” флюсах, т.е. с удельным весом меньше, чем у алюминия, наибольшая степень извлечения алюминия (98%) достигается при 780-800°С с применением плавикового шпата.When melting in “light” fluxes, i.e. with a specific gravity less than that of aluminum, the highest degree of aluminum recovery (98%) is achieved at 780-800 ° C using fluorspar.

Расход флюса при этом составляет: для состава КСl+NaCl+ криолит - 0,5 кг/кг шихты, а для состава КСl+NaCl+СаF2 - 0,28 кг/кг шихты. В первом случае скорость оплавления 27 г/мин, во втором - 34 г/мин.The flux consumption in this case is: for the composition KCl + NaCl + cryolite - 0.5 kg / kg of the charge, and for the composition KCl + NaCl + CaF 2 - 0.28 kg / kg of the charge. In the first case, the reflow rate is 27 g / min, in the second - 34 g / min.

Недостаток способа тот же, что и в предыдущем случае, криолит взаимодействует с магнием и обедняет им сплав. Кроме того, требуется большой расход флюсов.The disadvantage of the method is the same as in the previous case, cryolite interacts with magnesium and impoverishes its alloy. In addition, a large consumption of fluxes is required.

Наиболее близким по технической сущности является способ переработки лома алюминиевых сплавов (патент РФ №2089630, заявл. 30.04.93 г., опубл. 10.09.97 г., БИ №25, 1997 г., с.271). По известному способу загрузку лома осуществляют в предварительно расплавленный флюс, нагрев производят пропусканием переменного электрического тока силой 7-1 кА на один квадратный метр поверхности металл при напряжении 10-20 В, а плавку ведут под слоем флюса толщиной 20-40 см при соотношении 1:(5-20) по массе лома и флюса. В качестве флюса используют смесь солей щелочных и щелочно-земельных металлов с плотностью, меньшей плотности лома на 0,3-0,5 г/см3.The closest in technical essence is the method of processing scrap aluminum alloys (RF patent No. 2089630, application. 04/30/93, publ. 09/10/97, BI No. 25, 1997, p.271). According to the known method, the scrap is loaded into a pre-molten flux, heating is performed by passing an alternating electric current of 7-1 kA per square meter of metal surface at a voltage of 10-20 V, and melting is carried out under a flux layer with a thickness of 20-40 cm at a ratio of 1: (5-20) by weight of scrap and flux. As a flux, a mixture of alkali and alkaline earth metal salts with a density lower than the scrap density by 0.3-0.5 g / cm 3 is used .

Недостатком этого способа является использование электроэнергии в процессе и применение солей, содержащих фтор, для растворения пленок окислов на поверхности отходов с развитой поверхностью.The disadvantage of this method is the use of electricity in the process and the use of salts containing fluorine to dissolve oxide films on the surface of waste with a developed surface.

Соли в виде криолита и NaF взаимодействуют с Mg, и его содержание в сплаве снижается.Salts in the form of cryolite and NaF interact with Mg, and its content in the alloy decreases.

Технической задачей, на решение которой направлено изобретение, является снижение угара металлов, в первую очередь Mg, улучшение качества металла за счет полного сохранения первоначального состава, исключение операции дополнительной подшихтовки Mg.The technical problem to which the invention is directed is to reduce the burning of metals, primarily Mg, to improve the quality of the metal due to the complete preservation of the initial composition, to exclude the operation of additional grinding of Mg.

Технический эффект, получаемый при использовании изобретения, заключается в снижении потерь активного металла в сплаве в 1,5-2 раза, исключении операции дополнительной подшихтовки Mg и уменьшении трудозатрат.The technical effect obtained by using the invention is to reduce the loss of active metal in the alloy by 1.5-2 times, eliminating the operation of additional underlining of Mg and reducing labor costs.

Поставленная задача достигается тем, что в способе переработки лома алюминиевых сплавов, содержащих магний, включающем загрузку лома в предварительно расплавленный флюс в массовом соотношении 1:(5-20), нагрев до температуры плавления, плавку под слоем флюса и отделение металла от флюса, согласно изобретению в качестве флюса используют эквимольную смесь хлоридов калия и натрия с добавкой хлорида магния или фторида магния в количестве 2,9-52,6% от общей массы флюса, а слой флюса при плавлении поддерживают толщиной 5-20 см.The problem is achieved in that in a method for processing scrap aluminum alloys containing magnesium, comprising loading the scrap into a pre-molten flux in a mass ratio of 1: (5-20), heating to the melting temperature, melting under a flux layer and separating the metal from the flux, according to According to the invention, an equimolar mixture of potassium and sodium chlorides with the addition of magnesium chloride or magnesium fluoride in the amount of 2.9-52.6% of the total mass of the flux is used as the flux, and the melting flux layer is maintained at a thickness of 5-20 cm.

При этом в качестве добавки к флюсу используют хлорид магния с содержанием 48% от общей массы флюса или смесь хлоридов бария и магния в количестве 15,6% от общей массы флюса, а содержание магния и бария во флюсе поддерживают в 1,1-8,6 раза больше, чем содержание магния в сплаве.In this case, magnesium chloride with a content of 48% of the total mass of the flux or a mixture of barium and magnesium chlorides in the amount of 15.6% of the total mass of the flux is used as an additive to the flux, and the content of magnesium and barium in the flux is maintained at 1.1-8, 6 times more than the magnesium content in the alloy.

Температуру плавки поддерживают в пределах 708-904°С, предпочтительно 765-800°С.The melting temperature is maintained within the range of 708-904 ° C, preferably 765-800 ° C.

При снижении температуры <708°С извлечение Mg падает до 50,8%, а при увеличении свыше 904°С также снижается до 67,7%.With a decrease in temperature <708 ° C, the extraction of Mg drops to 50.8%, and with an increase over 904 ° C it also decreases to 67.7%.

При снижении толщины слоя солей меньше 5 см он перестает работать как защитный слой, т.к. стружка погружается в него не полностью.With a decrease in the thickness of the salt layer less than 5 cm, it ceases to work as a protective layer, because the chips are not completely immersed in it.

При толщине слоя более 20 см производительность процесса падает из-за уменьшения объема печи, заполненного алюминием.With a layer thickness of more than 20 cm, the productivity of the process decreases due to a decrease in the volume of the furnace filled with aluminum.

Пример 1. В алундовый тигель диаметром 50 мм и высотой 120 мм загрузили соли: NaСl - 58 г, КСl - 72 г, NaF - 20 г и установили в печь Таммана, нагрели до 740°С. Замер температуры производили хромель-алюмель термопарой. В расплав солей в 10 приемов загрузили 235 г стружки сплава АВ следующего состава (вес.%): Сu - 0,235; Mg - 0,65; Mn - 0,225; Fe - 0,28; Si - 0,78; Zn - 0,085; Ti - 0,058. Средняя температура опыта 904°С, время плавки 35 мин.Example 1. In the alundum crucible with a diameter of 50 mm and a height of 120 mm, salts were loaded: NaCl - 58 g, KCl - 72 g, NaF - 20 g and installed in a Tamman furnace, heated to 740 ° C. Measurement of temperature was carried out with a chromel-alumel thermocouple. 235 g of chips of alloy AB of the following composition (wt.%) Were loaded into the molten salt in 10 stages: Cu - 0.235; Mg 0.65; Mn 0.225; Fe 0.28; Si 0.78; Zn - 0.085; Ti - 0.058. The average temperature of the experiment 904 ° C, the melting time of 35 minutes

Расплав вылили в графитовую изложницу, отделили флюс и взвесили соли и металл. Извлекли 213,9 г металла и 114,5 г флюса. Извлечение Mg в сплав составило 67,7%.The melt was poured into a graphite mold, the flux was separated and the salts and metal were weighed. 213.9 g of metal and 114.5 g of flux were recovered. Extraction of Mg in the alloy was 67.7%.

Пример 2. В алундовый тигель загрузили 94 г NaCl, 120 г КСl и 32 г MgF2 (соотв. 38,5-49,2-13,3 вес.%), расплавили, подняли температуру до 725°С и в 12 приемов загрузили 300 г стружки прежнего состава. Средняя температура опыта составила 765,5°С. Время плавки 45 мин. Тигель извлекли, содержимое вылили, охладили, отделили металл от флюса и взвесили. Извлечение Mg составило 98,8%.Example 2. In an alundum crucible, 94 g of NaCl, 120 g of KCl and 32 g of MgF 2 (resp. 38.5-49.2-13.3 wt.%) Were loaded, melted, the temperature was raised to 725 ° C and in 12 doses loaded 300 g of chips of the previous composition. The average temperature of the experiment was 765.5 ° C. Melting time 45 minutes The crucible was removed, the contents were poured, cooled, the metal was separated from the flux and weighed. The Mg recovery was 98.8%.

Пример 3. В алундовый тигель загрузили 90 г NaCl, 170 г КС1, 30 г ВаСl2 и 6 г MgCl2, расплавили, подняли температуру до 760°С, загрузили в 8 приемов 300 г стружки прежнего состава. Средняя температура опыта составила 774,7°С. Время плавки 61 мин. Тигель извлекли, содержимое вылили, охладили, отделили металл от флюса, взвесили, проанализировали. Извлечение Mg составило 96%.Example 3. In an alundum crucible, 90 g of NaCl, 170 g of KCl, 30 g of BaCl 2 and 6 g of MgCl 2 were loaded, melted, the temperature was raised to 760 ° C, and 300 g of the old chip was loaded in 8 doses. The average temperature of the experiment was 774.7 ° C. Melting time 61 minutes The crucible was removed, the contents were poured, cooled, the metal was separated from the flux, weighed, analyzed. The Mg recovery was 96%.

Пример 4. В алундовый тигель загрузили 190 г смеси 9,0% NaCl, 39,0% KCl, 48,0% MgCl2, расплавили, нагрели до 770°С и в 8 приемов загрузили 300 г стружки, часть металла получилась в виде корольков, в слиток перешло 70% металла, содержание магния в металле 86,2%.Example 4. 190 g of a mixture of 9.0% NaCl, 39.0% KCl, 48.0% MgCl 2 was loaded into an alundum crucible, melted, heated to 770 ° С and 300 g of chips were loaded in 8 steps, part of the metal turned out Kings, 70% of the metal was transferred to the ingot, the magnesium content in the metal was 86.2%.

Пример 5. Соли из предыдущего опыта с добавкой 20 г MgF2 (8,2% NaCl, 35,6% KCl, 43,8% MgCl2, 8,8% MgF2) загрузили в алундовый тигель, расплавили, нагрели до 775°С, загрузили в 8 приемов 300 г стружки. Средняя температура 768,7°С. Время опыта 85 мин. Вылили в изложницу, отделили слиток от флюса, взвесили и проанализировали металл, извлечение магния получилось 90,6%.Example 5. Salts from a previous experiment with the addition of 20 g of MgF 2 (8.2% NaCl, 35.6% KCl, 43.8% MgCl 2 , 8.8% MgF 2 ) were loaded into an alundum crucible, melted, heated to 775 ° C, loaded into 8 doses of 300 g of chip. The average temperature is 768.7 ° C. The experiment time is 85 minutes It was poured into the mold, the ingot was separated from the flux, the metal was weighed and analyzed, magnesium extraction was 90.6%.

Результаты опытов по переплавке стружки и других отходов, содержащих магний, приведены в таблицах 1, 2, 3.The results of experiments on the remelting of chips and other waste containing magnesium are shown in tables 1, 2, 3.

В таблице 2 показано, что составы солей, содержащие NaF, позволяют извлечь магний в товарный сплав не более чем на 83% (оп. 1-7, 18-1, 19-1). Наиболее перспективны составы, содержащие MgF2 (оп. 12 и 24) и карналлит, а также их смеси. Кроме того, хороший результат показал опыт с присутствием хлорида бария и фторида магния (опыт 16).Table 2 shows that the salt compositions containing NaF allow magnesium to be extracted into the salable alloy by no more than 83% (op. 1-7, 18-1, 19-1). The most promising compositions containing MgF 2 (op. 12 and 24) and carnallite, as well as mixtures thereof. In addition, a good result was shown by an experiment with the presence of barium chloride and magnesium fluoride (experiment 16).

Наиболее высокое извлечение магния произошло в интервале температур 765-800°С.The highest extraction of magnesium occurred in the temperature range 765-800 ° C.

В таблице 3 показан химический состав исходных и полученных после переплавки сплавов алюминия в лабораторных и промышленных условиях, содержащих магний от 0,65 до 5,78%.Table 3 shows the chemical composition of the initial and obtained after remelting aluminum alloys in laboratory and industrial conditions, containing magnesium from 0.65 to 5.78%.

Таблица 1.
Условия плавки стружки, содержащей магний.
Table 1.
Smelting conditions for chips containing magnesium.
No. t°Ct ° C τ Времяτ time Расход солейSalt consumption Расход металлаMetal consumption ИзвлечениеExtraction ИзвлечениеExtraction опытаexperience   плавки, мин.swimming trunks, min. Загруж., г.Loading., G. Вылито, г.It is poured, g. Потери, г.Losses % потерь% loss Загруж., г.Loading., G. Вылито, г.It is poured, g. Потери, г.Losses % потерь% loss всех металлов, %all metals,% магния от загруженного, %magnesium from the loaded,% 22 904904 3535 150150 114,5114.5 35,535.5 23,723.7 235235 213,9213.9 21,121.1 8,98.9 91,091.0 67,767.7 33 708708 2828 180180 127,2127.2 62,862.8 34,934.9 360360 291291 6969 19,1619.16 80,880.8 50,850.8 44 837,9837.9 5858 177,2177.2 167,1167.1 10,210,2 5,75.7 400400 432,5432.5 +32,5+32.5 +8,12+8.12 95,295.2 78,578.5 55 846,3846.3 5252 252252 250250 22 0,80.8 300300 287287 13thirteen 4,34.3 95,795.7 70,870.8 66 831,2831.2 4949 250250 203203 4747 18,818.8 300300 288,6288.6 11,411,4 3,83.8 96,296.2 72,872.8 77 818,2818.2 5858 214,4214.4 160160 54,454,4 25,425,4 300300 283,2283.2 16,816.8 5,45,4 94,694.6 83,183.1 1010 744,1744.1 110110 165165 148148 1717 10,310.3 300300 282282 18eighteen 66 94,094.0 61,061.0 1212 765,5765.5 4545 244244 158158 8686 35,235,2 300300 282282 18eighteen 66 94,094.0 98,898.8 1414 771,7771.7 7070 230230 223223 77 3,043.04 300300 261261 3939 12,912.9 87,187.1 81,281.2 15fifteen 774,8774.8 6060 163163 159,7159.7 3,33.3 2,022.02 300300 276,3276.3 23,723.7 7,97.9 92,192.1 81,481.4 1616 774,9774.9 6161 203203 176176 2727 13,313.3 300300 296,0296.0 4,04.0 1,31.3 98,798.7 96,096.0           +27 с+27 s               1919 769,2769.2 2828 180180 207207 кор.box +15,0+15.0 300300 211,5211.5 88,588.5 29,529.5 70,570.5 86,286.2           мет.met.               2323 768,7768.7 8585 227227 153153 7474 32,532,5 300300 332,5332.5 +32+32 +10,8+10.8 110,8110.8 90,690.6 2424 800800 6060 405405 380380 2525 6,176.17 600600 595595 55 0,850.85 99,1599.15 99,1599.15

Таблица 2.
Зависимость извлечения металлов от состава солей.
Table 2.
Dependence of metal recovery on salt composition.
No. Состав солеей в масс.%The composition of the salts in wt.% Извл. Mg %Ex. Mg% Извл. Аl%Ex. Al% опытаexperience NaClNaCl КСlKCl NaFNaF ВаСl2 BaCl 2 MgCl2 MgCl 2 MgF2 MgF 2     11 37,437,4 47,647.6 15,015.0 -- -- -- 100100   95,6595.65 22 38,738.7 48,048.0 13,313.3 -- -- -- 100100 67,767.7 91,191.1 33 37,337.3 47,747.7 15,015.0 -- -- -- 100100 50,850.8 80,880.8 44 39,239.2 50,050,0 10,810.8 -- -- -- 100100 78,578.5 98,1298.12 55 37,337.3 47,647.6 15,115.1 -- -- -- 100100 70,870.8 95,795.7 66 37,337.3 47,647.6 15,115.1 -- -- -- 100100 72,372.3 96,296.2 77 37,337.3 47,647.6 15,115.1 -- -- -- 100100 83,383.3 94,694.6 88 44,444,4 55,655.6 -- -- -- -- 100100 -- 7,77.7 1010 37,337.3 47,647.6 15,215,2 -- -- -- 100100 6161 95,595.5 1212 38,538.5 49,249.2 -- -- -- 13,313.3 100100 98,898.8 9494 1414 39,139.1 47,847.8 -- 13,113.1 -- -- 100100 81,281.2 8787 15fifteen 39,139.1 47,847.8 -- 13,113.1 -- -- 100100 81,481.4 92,192.1 1616 37,937.9 46,4846.48 -- 12,712.7 -- 2,92.9 100100 9696 98,6698.66 1919 9,09.0 39,039.0 -- -- 48,048.0 -- 9696 86,286.2 70,570.5 2323 8,28.2 35,635.6 -- -- 43,843.8 8,88.8 96,496.4 90,690.6 99,899.8 19-119-1 37,437,4 47,647.6 15,015.0 -- -- -- 100100 80,580.5 95,995.9 18-118-1 37,437,4 47,647.6 15,015.0 -- -- -- 100100 76,576.5 94,594.5 2424 37,937.9 46,846.8 -- -- -- 15,315.3 100100 99,1599.15 99,1599.15

Таблица 3.
Химический состав исходного сырья и полученных сплавов.
Table 3.
The chemical composition of the feedstock and the resulting alloys.
No. Состав солейSalt composition Химический состав в массовых процентах (Аl остальное)The chemical composition in mass percent (Al the rest) опытаexperience   СuCu MgMg MnMn FeFe SiSi ZnZn TiTi CrCr % извлеч. Mg% extracted Mg Исходное сырье в виде стружкиChip feedstock   Сплав АВAlloy AB 0,2350.235 0,650.65 0,2250.225 0,280.28 0,780.78 0,0850,085 0,0580.058 0,0100.010     Сплав D 16Alloy D 16 4,254.25 1,331.33 0,380.38 0,390.39 0,100.10 0,0900,090 0,10.1 --     Сплав АМГAMG alloy -- 5,895.89 0,620.62 0,400.40 0,400.40 0,200.20 0,070,07 --   Полученные сплавыThe resulting alloys 22 Сплав АВAlloy AB 0,270.27 0,4400.440 0,2370.237 0,290.29 0,690.69 0,0950,095 0,0510.051 0,0080.008 67,767.7 33 Сплав АВAlloy AB 0,240.24 0,3300.330 0,2410.241 0,290.29 0,550.55 0,0840,084 0,0680,068 0,0090.009 50,850.8 44 Сплав АВAlloy AB 0,280.28 0,5100.510 0,2450.245 0,320.32 0,710.71 0,1000,100 0,0820,082 0,0090.009 78,578.5 55 Сплав АВAlloy AB 0,250.25 0,4600.460 0,2400.240 0,230.23 0,630.63 0,0640,064 0,0600,060 0,0100.010 70,870.8 бb Сплав АВAlloy AB 0,240.24 0,4700.470 0,2390.239 0,240.24 0,550.55 0,0840,084 0,0620,062 0,0100.010 72,372.3 77 Сплав АВAlloy AB 0,280.28 0,5400.540 0,2220.222 0,370.37 0,550.55 0,1160.116 0,0640,064 0,0080.008 83,183.1 1010 Сплав АВAlloy AB 0,280.28 0,3970.397 0,2400.240 0,3860.386 0,510.51 0,0880,088 0,0700,070 0,0090.009 61,161.1 1212 Сплав АВAlloy AB 0,280.28 0,6420.642 0,2170.217 0,2740.274 0,540.54 0,0880,088 0,0690,069 0,0090.009 98,898.8 1414 Сплав АВAlloy AB 0,290.29 0,5280.528 0,2140.214 0,3290.329 0,590.59 0,0880,088 0,0670,067 0,0110.011 81,281.2 15fifteen Сплав АВAlloy AB 0,290.29 0,5300.530 0,2110.211 0,4100.410 0,580.58 0,0870,087 0,0680,068 0,0070.007 81,481.4 1616 Сплав АВAlloy AB 0,290.29 0,6240.624 0,2160.216 0,3050,305 0,580.58 0,0880,088 0,0720,072 0,0110.011 96,096.0 1919 Сплав АВAlloy AB 0,290.29 0,5600.560 0,2210.221 0,3430.343 0,580.58 0,0710,071 0,0700,070 0,0120.012 86,286.2 2323 Сплав АВAlloy AB 0,330.33 0,5890.589 0,2240.224 0,4990.499 0,680.68 0,1810.181 0,0580.058 0,0090.009 90,690.6 2525 Сплав D 16Alloy D 16 4,244.24 1,3021,302 0,3700.370 0,4010.401 0,090.09 0,0400,040 0,110.11 -- 97,997.9 30thirty Сплав АМГAMG alloy -- 5,785.78 0,630.63 0,420.42 0,380.38 0,180.18 0,060.06 -- 98,198.1

Источники информацииSources of information

1. Кимстач Г.М. Приготовление вторичных алюминиевых сплавов из стружки на машиностроительных заводах. Литейное производство, 1981 г, №1, стр.14-15.1. Kimstach G.M. Preparation of secondary aluminum alloys from shavings at engineering plants. Foundry, 1981, No. 1, pp. 14-15.

2. Машан А.Г., Резняков А.А. Оплавление в солевом растворе сырья, содержащего алюминий и металлические включения”. Сборник “Легкие сплавы в народном хозяйстве, 1975 г., стр.176-181.2. Mashan A.G., Reznyakov A.A. Salt fusion of raw materials containing aluminum and metallic inclusions. ” Collection “Light alloys in the national economy, 1975, pp. 176-181.

3. Казанцев Г.Ф., Барбин Н.М., Калашников В.А. Патент РФ №2089630 “Способ переработки лома алюминиевых сплавов”. 30.04.1993 г.3. Kazantsev G.F., Barbin N.M., Kalashnikov V.A. RF patent No. 2089630 “Method for processing scrap aluminum alloys”. 04/30/1993

Claims (4)

1. Способ переработки лома алюминиевых сплавов, содержащих магний, включающий загрузку лома в предварительно расплавленный флюс в массовом соотношении 1:(5-10), нагрев до температуры плавления, плавку под слоем флюса и отделение металла от флюса, отличающийся тем, что в качестве флюса используют эквимольную смесь хлоридов калия и натрия с добавкой хлорида магния или фторида магния в количестве 2,9-52,6% от общей массы флюса и слой флюса при плавлении поддерживают толщиной 5-20 см.1. A method of processing scrap aluminum alloys containing magnesium, comprising loading the scrap into a pre-molten flux in a mass ratio of 1: (5-10), heating to the melting temperature, melting under a flux layer and separating the metal from the flux, characterized in that as fluxes use an equimolar mixture of potassium and sodium chlorides with the addition of magnesium chloride or magnesium fluoride in the amount of 2.9-52.6% of the total mass of the flux and the flux layer during melting is supported with a thickness of 5-20 cm. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве добавки к флюсу используют хлорид магния с содержанием 48% от общей массы флюса.2. The method according to claim 1, characterized in that magnesium chloride is used as an additive to the flux with a content of 48% of the total mass of the flux. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве добавки используют хлорид магния в смеси с хлоридом бария с количеством смеси 15,6% от общей массы флюса, при этом содержание магния и бария во флюсе поддерживают в 1,1-8,6 раза больше, чем содержание магния в сплаве.3. The method according to claim 1, characterized in that the additive is magnesium chloride mixed with barium chloride with a mixture amount of 15.6% of the total mass of flux, while the content of magnesium and barium in the flux is maintained in 1.1-8 6 times more than the magnesium content in the alloy. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что температуру плавки поддерживают в пределах 708-904°С, предпочтительно 765-800°С.4. The method according to claim 1, characterized in that the melting temperature is maintained within the range of 708-904 ° C, preferably 765-800 ° C.
RU2003122237A 2003-07-16 2003-07-16 Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys RU2244027C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003122237A RU2244027C1 (en) 2003-07-16 2003-07-16 Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003122237A RU2244027C1 (en) 2003-07-16 2003-07-16 Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2003122237A RU2003122237A (en) 2005-01-10
RU2244027C1 true RU2244027C1 (en) 2005-01-10

Family

ID=34881793

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2003122237A RU2244027C1 (en) 2003-07-16 2003-07-16 Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2244027C1 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
RU2003122237A (en) 2005-01-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Utigard The properties and uses of fluxes in molten aluminum processing
CN100516260C (en) Casting technique for aluminium or aluminium alloy
RU2441926C2 (en) Process for recycling aluminium alloy scrap coming from the aeronautical industry
Velasco et al. Recycling of aluminium scrap for secondary Al-Si alloys
CN107723475A (en) Improve the method that aluminium recovery is regenerated in aluminium slag
CN105316513B (en) A kind of aluminium alloy sodium-free refining agent of the erbium of yttrium containing cerium
CA2158073A1 (en) Direct chill casting of aluminum-lithium alloys under salt cover
CN101942578B (en) Magnesium alloy composite flux, preparation thereof and use thereof
RU2587700C1 (en) Method of producing aluminium-scandium-yttrium ligature
RU2244027C1 (en) Method for reprocessing of junks of magnesium containing based-based alloys
Housh et al. Magnesium refining: A fluxless alternative
US6936089B2 (en) Molten aluminum alloy processing method and flux for molten aluminum alloy processing
RU2542191C1 (en) Method of alloys manufacturing for aluminium alloys production
RU2283881C1 (en) Flux for melting magnesium alloys
Lofstrom Solid Salt Fluxing of Molten Aluminum
Ibragimov et al. Remelting of highly polluted metallic aluminium scrap with ecological refining reagents
Gallo Development, evaluation, and application of granular and powder fluxes in transfer ladles, crucible, and reverberatory furnaces
RU2521930C1 (en) Charge and method for electric-furnace aluminothermic production of ferroboron using it
CN1275628A (en) Aluminium alloy covering slag-cleaning agent
RU2791654C1 (en) Flux for refining primary aluminum
RU2083699C1 (en) Method of reprocessing aluminium wastes
SU897876A1 (en) Covering refining flux for copper and its alloys
JP3766363B2 (en) Method for refining molten aluminum alloy
Smith et al. Determination of percentage zinc loss during melting of zinc scrap in a crucible furnace
RU2563612C1 (en) Method of silver extraction from scrap of silver-zinc batteries containing lead

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20070717