RU2477820C1 - Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium - Google Patents

Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium Download PDF

Info

Publication number
RU2477820C1
RU2477820C1 RU2011144012/03A RU2011144012A RU2477820C1 RU 2477820 C1 RU2477820 C1 RU 2477820C1 RU 2011144012/03 A RU2011144012/03 A RU 2011144012/03A RU 2011144012 A RU2011144012 A RU 2011144012A RU 2477820 C1 RU2477820 C1 RU 2477820C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
furnace
heating
stage
fluorides
minutes
Prior art date
Application number
RU2011144012/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Юрьевич Бажин
Сергей Петрович Мозер
Роман Константинович Патрин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет"
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 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет" filed Critical Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет"
Priority to RU2011144012/03A priority Critical patent/RU2477820C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2477820C1 publication Critical patent/RU2477820C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium involves heating of waste lining in a rotating calcining furnace with addition of solid oxidising and gasifying compounds; at that, as an oxidising compound, calcium carbonate is used, accumulation of gases leaving the rotating furnace, removal of fluorides from them, cooling of heated products and their grinding. Prior to heating, waste lining is crushed to the particle size of 15-20 mm, and then, finally crushed to the particle size of 0.35-1.5 mm by adding an oxidising compound, and namely calcium oxide, and active additives, particularly CaSO4, FeO in the quantity of 0.23-0.35 wt % of the waste lining weight. Oxygen is used as a gasifying compound. Heating is performed with oxygen blasting to the furnace volume, at the furnace rotation speed of 1.5-2.5 m/min in three stages; at that, at the first stage, heating up to 400°C is performed during 40-60 minutes; at the second stage, the furnace temperature is increased up to 400 to 800°C and exposed during 60-80 minutes; at the third stage, the furnace temperature is increased up to 800 to 1000°C and exposed during 60-80 minutes; at that, when changing over from one stage to another one, reversal of the rotating calcining furnace is changed.
EFFECT: increasing removal degree of fluorides and cyanides.
3 cl, 1 dwg, 2 tbl

Description

Изобретение относится к утилизации отходов алюминиевого производства и к охране окружающей среды.The invention relates to the disposal of aluminum production wastes and to environmental protection.

Известен способ переработки алюминиевых отходов (пат. RU №2083699, опубл. 10.07.1997). Сущность: на поверхность металлической жидкой ванны помещают равным слоем флюс, а затем после загрузки отходов флюсом покрывают также выступающие куски. Нагрев до 720-800°С ведут таким образом, чтобы степень перегрева жидкой ванны по сравнению с температурой ее плавления составляла не менее 30°С. В качестве флюса используют смесь 20% криолита (или отработанного электролита алюминиевого производства) и 80% отработанного электролита магниевого производства с составом, мас.%: KCl 70-80; NaCl 10-15; MgCl2 5,8; MgO, CaCl2, H2O - остальное. Переработку алюминиевых шлаков следует вести при температуре 750-780°С, а ломов - при 720-750°С. Соотношение отходов и флюса должно составлять (0,5-5):1.A known method of processing aluminum waste (US Pat. RU No. 2083699, publ. 10.07.1997). SUBSTANCE: flux is placed on the surface of a metal liquid bath with an equal layer, and then protruding pieces are also covered with flux after loading the waste. Heating to 720-800 ° C is carried out in such a way that the degree of overheating of the liquid bath in comparison with its melting temperature is at least 30 ° C. As a flux, a mixture of 20% cryolite (or spent electrolyte of aluminum production) and 80% of spent magnesium electrolyte with composition, wt.%: KCl 70-80; NaCl 10-15; MgCl 2 5.8; MgO, CaCl 2 , H 2 O - the rest. The processing of aluminum slag should be carried out at a temperature of 750-780 ° C, and scrap - at 720-750 ° C. The ratio of waste and flux should be (0.5-5): 1.

Недостатком данного способа является недостаточная полнота извлечения фторидов и цианидов и образование в ходе процесса газообразного хлора.The disadvantage of this method is the insufficient completeness of the extraction of fluorides and cyanides and the formation of gaseous chlorine during the process.

Известен способ переработки фторсодержащих отходов производства алюминия электролизом (заявка на изобр. RU №95113577, опубл. 10.10.1997). Использование: при обработке отходов производства алюминия с целью извлечения из них алюминия частично, щелочных металлов и фтора практически полностью, а также для получения сырьевого материала, содержащего глинозем и энергоноситель. Способ пригоден для утилизации как отработанной футеровки электролизных ванн, так и различных шламов. Сущность: фторосодержащие отходы производства алюминия суспендируют в растворе сульфата алюминия концентрации 40-165 г/л, нагревают до 50-100°С и перемешивают в течение 0,5-4,0 ч до тех пор, пока соединения щелочных металлов и фтора не перейдут в жидкую фазу практически полностью. Затем глиноземуглеродную фракцию (твердый остаток) отделяют одним из известных способов, например фильтрацией, и промывают горячей водой. Глиноземуглеродный остаток и фторидный раствор направляют на переработку.A known method of processing fluorine-containing wastes of aluminum production by electrolysis (application for the invention. RU No. 95113577, publ. 10.10.1997). Usage: in the processing of aluminum production wastes in order to extract partially aluminum, alkali metals and fluorine from them almost completely, as well as to obtain raw materials containing alumina and energy. The method is suitable for disposal of both the spent lining of electrolysis baths and various sludges. SUBSTANCE: fluorine-containing wastes of aluminum production are suspended in a solution of aluminum sulfate at a concentration of 40-165 g / l, heated to 50-100 ° C and stirred for 0.5-4.0 hours until the alkali metal and fluorine compounds pass into the liquid phase almost completely. Then the alumina-carbon fraction (solid residue) is separated by one of the known methods, for example by filtration, and washed with hot water. Alumina carbon residue and fluoride solution are sent for processing.

Недостатком данного способа является неэффективное извлечение фторидов и цианидов, сопряженное с большими трудозатратами.The disadvantage of this method is the inefficient extraction of fluorides and cyanides associated with high labor costs.

Известен способ обезвреживания отработанной цианидсодержащей угольной футеровки электролизера (заявка на изобр. RU №97114476, опубл. 27.08.1997). Способ включает ее размол и последующую переработку с введением соли железа. В качестве реагента используют соль двухвалентного железа, которую вводят в процесс размола в соотношении: Fe+2=0,05-0,25 CNcвоб., где Fe+2 - количество вводимого реагента (мол.); CNсвоб. - количество содержащегося в футеровке цианида (мол.).A known method of disposal of spent cyanide-containing coal lining of the electrolyzer (application for the invention. RU No. 97114476, publ. 08.27.1997). The method includes grinding and subsequent processing with the introduction of an iron salt. As the reagent, a ferrous salt is used, which is introduced into the grinding process in the ratio: Fe + 2 = 0.05-0.25 CN lib. where Fe +2 is the amount of introduced reagent (mol.); CN fre - the amount contained in the lining of cyanide (mol.).

Недостатком данного способа является неполное извлечение фторидов и цианидов.The disadvantage of this method is the incomplete extraction of fluorides and cyanides.

Известен способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия (патент RU №2127850, опубл. 20.03.1999), принятый за прототип. Способ включает нагревание отработанной футеровки. Нагревание осуществляют путем подачи отработанной футеровки в ванну солевого расплава, содержащего соли натрия, алюминия, кальция, кремния и фторида, во вращающейся обжиговой печи при температуре солевой ванны в диапазоне от 1100 до 1250°С и поддержания объема ванны солевого расплава с отработанной футеровкой по всей полной длине вращающейся обжиговой печи, с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений для уменьшения содержания углерода в ванне, добавлением кремнистого материала в ванну расплава и расплав охлаждают для образования стекловидного осадка, пригодного для захоронения. Способ дополнительно включает добавление твердого окисляющего и газифицирующего соединения в ванну солевого расплава для сжигания углерода с образованием моноокиси углерода. Используют окисляющее соединение, содержащее карбонат кальция. Нагревание и подачу отработанной футеровки, кремнистого материала и окисляющего соединения с образованием гомогенного расплава осуществляют во вращающейся обжиговой печи. Подачу отработанной футеровки, кремнистого материала и окисляющего соединения осуществляют для регулирования вязкости солевого расплава в диапазоне от 1 до 70 Пз и поддерживают солевую ванну в расплавленном состоянии от входного до разгрузочного конца вращающейся печи до охлаждения для образования стекловидного остатка. Способ включает сбор выпускаемых из вращающейся печи газов и удаление из них фторидов. Фториды извлекают из отходящих газов, выходящих из вспомогательной топочной камеры, и рециркулируют в ванну расплава или бассейн вращающейся печи, а стекловидную фритту - продукт нагрева - удаляют из закаливателя-охладителя золы.A known method of processing spent lining from electrolytic smelting of aluminum (patent RU No. 2127850, publ. 03.20.1999), adopted as a prototype. The method includes heating the spent lining. Heating is carried out by feeding the spent lining into the molten salt bath containing sodium, aluminum, calcium, silicon and fluoride salts in a rotary kiln at a salt bath temperature in the range from 1100 to 1250 ° C and maintaining the volume of the molten molten bath with the spent lining throughout the full length of the rotary kiln, with the addition of solid oxidizing and gasifying compounds to reduce the carbon content in the bath, the addition of siliceous material to the molten bath and the melt is cooled to The formation of a vitreous sediment suitable for burial. The method further includes adding a solid oxidizing and gasifying compound to the molten bath to burn carbon to form carbon monoxide. An oxidizing compound containing calcium carbonate is used. Heating and feeding the spent lining, siliceous material and oxidizing compound to form a homogeneous melt is carried out in a rotary kiln. The spent lining, siliceous material and oxidizing compound are supplied to control the viscosity of the salt melt in the range from 1 to 70 Pz and the salt bath is maintained in the molten state from the inlet to the discharge end of the rotary kiln until cooling to form a glassy residue. The method includes collecting gases discharged from the rotary kiln and removing fluorides from them. Fluorides are removed from the exhaust gases leaving the auxiliary combustion chamber and recycled to the melt pool or the rotary kiln pool, and the vitreous frit, the heating product, is removed from the ash temper-cooler.

Недостатком данного способа является недостаточная полнота извлечения фторидов и цианидов и образование значительного количества угарного газа СО во время обработки.The disadvantage of this method is the insufficient completeness of the extraction of fluorides and cyanides and the formation of a significant amount of carbon monoxide CO during processing.

Техническим результатом является увеличение степени извлечения фторидов (до уровня 85%) и цианидов для обеспечения повторного использования отработанной футеровки или захоронения ее в виде нетоксичных отходов.The technical result is an increase in the degree of extraction of fluorides (up to 85%) and cyanides to ensure the reuse of the spent lining or its disposal in the form of non-toxic waste.

Технический результат достигается тем, что в способе обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, включающем нагревание отработанной футеровки во вращающейся обжиговой печи с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений, при этом в качестве окисляющего соединения используют карбонат кальция, сбор выпускаемых из вращающейся печи газов, удаление из них фторидов, охлаждение продуктов нагрева и их размол, перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм, а затем измельчение до класса крупности 0,35-1,5 мм, с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция, и активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки, нагревание осуществляют с дутьем кислорода в объем печи при скорости вращения печи 1,5-2,5 м/мин в три стадии, в первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин, во второй стадии температуру печи повышают до 400-800°С и выдерживают 60-80 мин, в третьей стадии температуру печи повышают до 800-1000°С и выдерживают 60-80 мин, при этом при переходе от одной стадии к другой меняют реверс вращающейся обжиговой печи.The technical result is achieved by the fact that in the method for processing spent linings from aluminum electrolytic smelting, which includes heating the spent linings in a rotary kiln with the addition of solid oxidizing and gasifying compounds, calcium carbonate is used as an oxidizing compound, collecting gases discharged from the rotary kiln, removing of them fluorides, cooling the heating products and their grinding, before heating, the spent lining is crushed to a particle size of 15-20 mm, and then grinding to a size class of 0.35-1.5 mm, with the addition of calcium oxide as an oxidizing compound, and active additives, which are used as CaSO 4 , FeO in an amount of 0.23-0.35 wt.% by weight of the spent lining the heating is carried out with oxygen blowing into the furnace volume at a furnace rotation speed of 1.5-2.5 m / min in three stages, in the first stage heating is carried out to 400 ° C for 40-60 minutes, in the second stage the furnace temperature is increased to 400-800 ° C and withstand 60-80 minutes, in the third stage, the temperature of the furnace is increased to 800-1000 ° C and withstand 60-80 minutes m during the transition from one stage to another, the reverse of the rotary kiln is changed.

Удаленные из газов фториды утилизируют в дистилляторах.Fluorides removed from gases are disposed of in distillers.

После охлаждения и размола твердых продуктов нагрева осуществляют разделение фторида кальция с кремнием.After cooling and grinding the solid heating products, calcium fluoride is separated with silicon.

Отработанная футеровка не утилизируется сразу, поскольку является токсичным материалом и содержит растворимые токсичные цианиды и фториды. Содержание растворимых цианидов находится в диапазоне от около 1000 до 2000 частей на миллион, а содержание растворимых фторидов - около 3000-8000 мг/л. Общее содержание фторидов в отработанной футеровке обычно находится в диапазоне от около 25-35 мас.%.Spent lining is not immediately disposed of as it is a toxic material and contains soluble toxic cyanides and fluorides. The content of soluble cyanides is in the range from about 1000 to 2000 parts per million, and the content of soluble fluorides is about 3000-8000 mg / l. The total fluoride content in the spent lining is usually in the range from about 25-35 wt.%.

Дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм и измельчение отработанной футеровки с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция, а также активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки, до класса крупности 0,35-1,5 мм, обеспечивают равномерный прогрев исходного сырья и увеличивают степень извлечения растворимых фторидов и цианидов.Crushing the spent lining to a particle size of 15-20 mm and grinding the spent lining with the addition of calcium oxide as an oxidizing compound, as well as active additives, which use CaSO 4 , FeO in the amount of 0.23-0.35 wt.% Of the weight of the spent lining, to a particle size class of 0.35-1.5 mm, provide uniform heating of the feedstock and increase the degree of extraction of soluble fluorides and cyanides.

Исходное сырье представляет собой смесь частиц отработанной футеровки, оксида кальция и активных добавок крупностью 0,35-1,5 мм. Ввод на стадии измельчения оксида кальция и активных добавок обеспечивает равномерность распределения частиц исходного сырья в получаемой шихте и повышает степень извлечения растворимых фторидов и цианидов.The feedstock is a mixture of waste lining particles, calcium oxide and active additives with a particle size of 0.35-1.5 mm. The input at the grinding stage of calcium oxide and active additives ensures a uniform distribution of the particles of the feedstock in the resulting mixture and increases the degree of extraction of soluble fluorides and cyanides.

Добавление оксида кальция, и активных добавок, в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки активизирует протекание химических реакций, что увеличивает степень извлечения растворимых фторидов и цианидов.The addition of calcium oxide and active additives in an amount of 0.23-0.35 wt.% By weight of the spent lining activates the flow of chemical reactions, which increases the degree of extraction of soluble fluorides and cyanides.

Использование в качестве активной добавки FeO создает связь растворимых цианидов при температуре до 400-600°С.The use of FeO as an active additive creates a bond of soluble cyanides at temperatures up to 400-600 ° C.

Использование в качестве активной добавки CaSO4 обеспечивает связывание растворимых фторидов отработанной футеровки во фторид кальция CaF2 и перевод щелочных металлов в сульфаты, например Na2SO4, для дальнейшего их разложения до SO2 и Na2O при температуре до 800-1000°С.The use of CaSO 4 as an active additive ensures the binding of soluble fluorides of the spent lining to calcium fluoride CaF 2 and the conversion of alkali metals to sulfates, for example Na 2 SO 4 , for their further decomposition to SO 2 and Na 2 O at temperatures up to 800-1000 ° С .

Применение в качестве окисляющего соединения карбоната кальция, например в известняке, и оксида кальция обеспечивает переход оксида кремния и фтора в двукальциевый силикат и фторид кальция или куспидин - CaF2·3CaO·2SiO2 при температуре до 800-1000°С.The use of calcium carbonate as an oxidizing compound, for example, in limestone, and calcium oxide provides the transition of silicon oxide and fluorine to dicalcium silicate and calcium fluoride or cuspidine - CaF 2 · 3CaO · 2SiO 2 at temperatures up to 800-1000 ° С.

Нагревание исходного сырья осуществляют с дутьем кислорода в объем печи, активизируя окислительные процессы в печи за счет экзотермических реакций. Кислород в составе кислородно-воздушной смеси используют в качестве газифицирующего соединения. Углерод и органические материалы окисляются до диоксида углерода и водяного пара. Углеродная составляющая исходного сырья сгорает в печи, обеспечивая протекание восстановительных реакций, что также способствует ее более полному взаимодействию компонентов шихты. Одновременно при сгорании углеродной составляющей выделяется дополнительное тепло, позволяющее снизить удельный расход топлива на спекание. В интервале температур 600-800°С в течение 60 мин степень обезуглероживания исходного сырья увеличивается от 14 до 95%. Неорганические соединения исходного сырья, такие как растворимые цианиды и фториды, окисляются до нерастворимых нетоксичных соединений, которые дают возможность повторного использования отработанной футеровки или захоронения ее в виде нетоксичных отходов.The heating of the feedstock is carried out with oxygen blowing into the furnace volume, activating the oxidation processes in the furnace due to exothermic reactions. Oxygen in the composition of the oxygen-air mixture is used as a gasifying compound. Carbon and organic materials are oxidized to carbon dioxide and water vapor. The carbon component of the feedstock burns in the furnace, ensuring the occurrence of reduction reactions, which also contributes to its more complete interaction of the charge components. At the same time, additional heat is released during the combustion of the carbon component, which allows to reduce the specific fuel consumption for sintering. In the temperature range of 600-800 ° C for 60 min, the degree of decarburization of the feedstock increases from 14 to 95%. Inorganic compounds of the feedstock, such as soluble cyanides and fluorides, are oxidized to insoluble non-toxic compounds, which make it possible to reuse the spent lining or to bury it in the form of non-toxic waste.

Скорость вращения печи 1,5-2,5 м/мин обеспечивает наиболее полный прогрев исходного сырья и увеличивает степень извлечения растворимых фторидов и цианидов из отработанной футеровки за счет повышения площади контакта твердых частиц шихты.The rotational speed of the furnace 1.5-2.5 m / min provides the most complete heating of the feedstock and increases the degree of extraction of soluble fluorides and cyanides from the spent lining by increasing the contact area of the solid particles of the charge.

Осуществление нагрева печи до 400°С в течение 40-60 мин обеспечивает постепенный прогрев исходного сырья и удаление влаги из исходного сырья, что позволяет в дальнейшем при вращении исходного сырья в печи эффективно удалять диспергированные на поверхности углеродного или огнеупорного материала частицы фторидов. Кроме этого, удаление влаги из шихты предотвращает образование гидратов при последующем увеличении температуры после 400°С.The heating of the furnace to 400 ° C for 40-60 minutes provides a gradual heating of the feedstock and the removal of moisture from the feedstock, which subsequently allows the rotation of the feedstock to effectively remove fluoride particles dispersed on the surface of the carbon or refractory material. In addition, the removal of moisture from the mixture prevents the formation of hydrates with a subsequent increase in temperature after 400 ° C.

Температура нагрева в интервале 400-800°С обеспечивает разложение растворимых фторидов и цианидов из отработанной футеровки и их окисление:The heating temperature in the range of 400-800 ° C provides the decomposition of soluble fluorides and cyanides from the spent lining and their oxidation:

NaCN=Na++CN- NaCN = Na + + CN -

Na4[Fe(CN)6]=4Na++[Fe(CN)6]4- Na 4 [Fe (CN) 6 ] = 4Na + + [Fe (CN) 6 ] 4-

AlF3=Al3++3F- AlF 3 = Al 3+ + 3F -

Окисление растворимых фторидов и цианидов из отработанной футеровки:Oxidation of soluble fluorides and cyanides from spent lining:

2NaCN+1,5O2=СО2+N2+Na2O2NaCN + 1,5O 2 = СО 2 + N 2 + Na 2 O

2Na4[Fe(CN)6]+14,5O2=Fe2O3+12CO2+6N2+4Na2O2Na 4 [Fe (CN) 6 ] + 14.5O 2 = Fe 2 O 3 + 12CO 2 + 6N 2 + 4Na 2 O

4NaF+O2=2Na2O+2F2 4NaF + O 2 = 2Na 2 O + 2F 2

2AlF3+1,5O2=Al2O3+3F2 2AlF 3 + 1,5O 2 = Al 2 O 3 + 3F 2

Содержание растворимых фторидов и цианидов в твердом остатке на выходе из печи анализировали с помощью ICS измерений. Существующие формы фторидов на выходе из печи определяли по дифракции рентгеновских лучей. Исследования показали, что температуру печи необходимо поддерживать в интервале 400-800°С в течение 60-80 мин, чтобы обеспечить полное разложение и окисление цианидов.The content of soluble fluorides and cyanides in the solid residue at the outlet of the furnace was analyzed using ICS measurements. Existing forms of fluoride at the outlet of the furnace were determined by x-ray diffraction. Studies have shown that the temperature of the furnace must be maintained in the range of 400-800 ° C for 60-80 minutes to ensure complete decomposition and oxidation of cyanides.

Температура нагрева 800-1000°С создает активное и полное взаимодействие растворимых фторидов с окисляющими соединениями, в качестве которых используют карбонат кальция, например известняк, и оксид кальция, а также активные добавки, в качестве которых используют CaSO4.The heating temperature of 800-1000 ° C creates an active and complete interaction of soluble fluorides with oxidizing compounds, which use calcium carbonate, such as limestone, and calcium oxide, as well as active additives, which use CaSO 4 .

Взаимодействие отработанной футеровки с оксидом кальция и СаСО3 обеспечивает дополнительное извлечение растворимых фторидов:The interaction of the spent lining with calcium oxide and CaCO 3 provides additional extraction of soluble fluorides:

2NaF+СаО=CaF2+Na2O2NaF + CaO = CaF 2 + Na 2 O

2AlF3+3СаО=3CaF2+Al2O3 2AlF 3 + 3CaO = 3CaF 2 + Al 2 O 3

2NaF+СаСО3=CaF2+Na2CO3 2NaF + CaCO 3 = CaF 2 + Na 2 CO 3

2AlF3+3СаСО3=3CaF2+Al2(СО3)3 2AlF 3 + 3CaCO 3 = 3CaF 2 + Al 2 (CO 3 ) 3

Al2(СО3)3=Al2O3+3CO2 Al 2 (CO 3 ) 3 = Al 2 O 3 + 3CO 2

Na2CO3=Na2O+CO2 Na 2 CO 3 = Na 2 O + CO 2

При реакции с окисляющим соединением карбонатом кальция в виде известняка при температуре 800-1000°С наблюдается образование более сложных соединений - NaAlSiO4 и Ca4Si2O7F2 When reacting with an oxidizing compound, calcium carbonate in the form of limestone at a temperature of 800-1000 ° C, the formation of more complex compounds - NaAlSiO 4 and Ca 4 Si 2 O 7 F 2

2NaF+CaCO3+Al2O3·2SiO2=CaF2+2NaAlSiO4+CO2 2NaF + CaCO 3 + Al 2 O 3 · 2SiO 2 = CaF 2 + 2NaAlSiO 4 + CO 2

При переводе натрия и кальция в состав комплексных соединений повышается степень их извлечения.When sodium and calcium are converted to complex compounds, their degree of extraction increases.

Фторид алюминия имеет низкую химическую стойкость и переходит в газообразное состояние во время нагрева в присутствии кислорода.Aluminum fluoride has low chemical resistance and goes into a gaseous state during heating in the presence of oxygen.

При повышении температуры более 800°С во время контакта соприкосновения с воздухом при нагревании фторид алюминия частично улетучивается, и его улавливают с отходящими газами, а затем разделяют и направляют в бункер загрузки сырья (либо печь).When the temperature rises above 800 ° С during contact of contact with air during heating, aluminum fluoride partially evaporates, and it is trapped with exhaust gases, and then it is separated and sent to the feed hopper (or furnace).

При температуре 800-1000°С основная масса фторида алюминия реагирует с окисляющим соединением - карбонатом кальция в виде известняка с получением карбоната алюминия, который разлагается до оксида алюминия.At a temperature of 800-1000 ° C, the bulk of aluminum fluoride reacts with an oxidizing compound - calcium carbonate in the form of limestone to produce aluminum carbonate, which decomposes to aluminum oxide.

Повышение времени обработки до 60-80 мин повышает степень извлечения растворимых фторидов натрия и алюминия с образованием устойчивых и нерастворимых соединений (экспериментальные данные).Increasing the treatment time to 60-80 min increases the degree of extraction of soluble sodium and aluminum fluorides with the formation of stable and insoluble compounds (experimental data).

Растворимые фториды, связанные в процессе нагрева в нерастворимые формы, выводят из процесса в составе твердого остатка. Газообразные фториды, удаленные из газов, отправляют на получение AlF3.Soluble fluorides bound in the insoluble form during heating are removed from the process as a solid residue. Gaseous fluorides removed from the gases are sent to produce AlF 3 .

Изменение реверса обжиговой печи при переходе от одной стадии к другой обеспечивает плавный термический переход и сокращение длины печи.Changing the reverse of the kiln during the transition from one stage to another provides a smooth thermal transition and a reduction in the length of the furnace.

Способ поясняется фиг.1, где показана принципиальная схема способа, здесь 1 - щековая дробилка, 2 - шаровая мельница, 3 - бункер подачи исходного сырья, 4 - вращающаяся обжиговая печь, 5 - теплообменный аппарат, 6 - холодильник, 7 - питатель, 8 - газоотводная система.The method is illustrated in Fig. 1, where a schematic diagram of the method is shown, here 1 is a jaw crusher, 2 is a ball mill, 3 is a feed hopper for feedstock, 4 is a rotary kiln, 5 is a heat exchanger, 6 is a refrigerator, 7 is a feeder, 8 - gas vent system.

В табл.1 приведены технологические параметры процесса, в табл.2 показаны данные о потере веса фторида алюминия при нагреве отработанной футеровки, мас.%.Table 1 shows the process parameters of the process, table 2 shows the data on the weight loss of aluminum fluoride during heating of the spent lining, wt.%.

Способ осуществляют следующим образом. Перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до класса крупности 15-20 мм в щековой дробилке 1 и измельчение в шаровой мельнице 2 до класса крупности 0,35-1,5 мм. На стадии измельчения вводят окисляющие соединения, в качестве которых используют карбонат кальция (в виде известняка) и оксид кальция, а также активные добавки, в качестве которых используют CaSO4 и FeO, в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы футеровки, которые также измельчаются до класса крупности 0,35-1,5 мм. Исходное сырье, которое накапливают в бункере подачи сырья 3, представляет собой смесь твердых частиц отработанной футеровки, известняка, оксида кальция и активных добавок. Нагревание исходного сырья проводят во вращающейся обжиговой печи 4 при скорости вращения вращающейся обжиговой печи 4 1,5-2,5 м/мин с периодическим воздействием смеси воздуха и кислорода с различной степенью обогащения кислородом. Степень обогащения кислородом регулируют в зависимости от температуры нагрева. Нагревание исходного сырья проводят в три стадии. В первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин. Подача кислорода отсутствует. Во второй стадии температуру повышают от 400 до 800°С и выдерживают 60-80 мин. Степень обогащения кислородом выбирают 20%. В третью стадию температуру повышают от 800 до 1000°С и выдерживают 60-80 мин. Степень обогащения кислородом выбирают 35%. При переходе от одной стадии к другой меняют реверс обжиговой печи 4. Выпускаемые из вращающейся печи 4 газы собирают с помощью газоотводной системы 8, а затем удаляют из них газообразные фториды. Удаленные из газов фториды утилизируют в дистилляторах. Твердый продукт нагрева - твердый остаток, пригодный для захоронения и переработки, охлаждают с помощью холодильника 6, размалывают и разделяют по удельному весу фторид кальция и соединения с кремнием от остальной части твердого остатка.The method is as follows. Before heating, the spent lining is crushed to a fineness class of 15-20 mm in a jaw crusher 1 and grinding in a ball mill 2 to a fineness class of 0.35-1.5 mm. At the grinding stage, oxidizing compounds are introduced, which use calcium carbonate (in the form of limestone) and calcium oxide, as well as active additives, which use CaSO 4 and FeO, in an amount of 0.23-0.35 wt.% linings, which are also crushed to a size class of 0.35-1.5 mm. The feedstock that is accumulated in the feed hopper 3 is a mixture of solid particles from the spent lining, limestone, calcium oxide and active additives. Heating of the feedstock is carried out in a rotary kiln 4 at a rotational speed of the rotary kiln 4 of 1.5-2.5 m / min with periodic exposure to a mixture of air and oxygen with varying degrees of oxygen enrichment. The degree of enrichment with oxygen is regulated depending on the heating temperature. The heating of the feedstock is carried out in three stages. In the first stage, heating is carried out to 400 ° C for 40-60 minutes. There is no oxygen supply. In the second stage, the temperature is increased from 400 to 800 ° C and held for 60-80 minutes. The degree of enrichment with oxygen is chosen 20%. In the third stage, the temperature is increased from 800 to 1000 ° C and held for 60-80 minutes. The degree of enrichment with oxygen is chosen 35%. When moving from one stage to another, the reverse of the kiln 4 is changed. The gases discharged from the rotary kiln 4 are collected using a gas exhaust system 8, and then gaseous fluorides are removed from them. Fluorides removed from gases are disposed of in distillers. The solid heating product is a solid residue suitable for burial and processing, cooled using a refrigerator 6, milled and separated by specific gravity of calcium fluoride and compounds with silicon from the rest of the solid residue.

Примеры реализации способа приведены в табл.1. После загрузки в печь отработанной футеровки фракцией 0,4 мм осуществляли нагрев до температуры 380°С, степень удаления влаги составляла 86,5% при выдержке 40 мин. Во время второго режима при температуре 490°С и степени обогащения кислородом 20% шихтовой материал взаимодействовал с активными добавками - CaSO4, FeO в количестве 0,3 мас.% от массы отработанной футеровки и с кислородом, что обеспечило полноту разложения растворимых цианидов. Температура третьего режима составила 845°С при степени обогащения кислородом 35%, а время выдержки 65 мин. Скорость вращения печи во всех режимах составляла 1,72 об/мин. В результате процесса получали твердый остаток, который охлаждается и измельчается, а затем направляется на разделение кремния и фтористого кальция. Степень извлечения растворимых фторидов составила 85,7%.Examples of the method are given in table 1. After loading the spent lining with a fraction of 0.4 mm into the furnace, heating was carried out to a temperature of 380 ° C; the degree of moisture removal was 86.5% with a holding time of 40 min. During the second regime, at a temperature of 490 ° С and a degree of oxygen enrichment, 20% of the charge material interacted with active additives — CaSO 4 , FeO — in the amount of 0.3 wt% of the weight of the spent lining and with oxygen, which ensured the complete decomposition of soluble cyanides. The temperature of the third regime was 845 ° С with an oxygen enrichment degree of 35%, and the exposure time was 65 min. The rotational speed of the furnace in all modes was 1.72 rpm. As a result of the process, a solid residue was obtained, which is cooled and ground, and then sent to the separation of silicon and calcium fluoride. The soluble fluoride recovery was 85.7%.

Таким образом, способ позволяет получить степень извлечения растворимых фторидов 85% и цианидов. Ожидаемая средняя концентрация растворимых фторидов и цианидов в твердом остатке соответственно 40,1 и 0,055 мг/л.Thus, the method allows to obtain the degree of extraction of soluble fluorides 85% and cyanides. The expected average concentration of soluble fluorides and cyanides in the solid residue is 40.1 and 0.055 mg / l, respectively.

Применение данного способа обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия позволяет:The use of this method of processing spent lining from electrolytic smelting of aluminum allows you to:

- повысить полноту извлечения фторидов и разложения цианидов;- increase the completeness of the extraction of fluorides and decomposition of cyanides;

- получить очищенные углеграфитовые и огнеупорные материалы, например очищенный муллит;- get refined carbon-graphite and refractory materials, for example refined mullite;

- повысить безопасность ведения работ по утилизации отходов.- increase the safety of waste disposal.

Таблица 1Table 1 СПОСОБ ОБРАБОТКИ ОТРАБОТАННОЙ ФУТЕРОВКИ ОТ ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЙ ПЛАВКИ АЛЮМИНИЯMETHOD FOR PROCESSING WASTE LAYING FROM ELECTROLYTIC ALUMINUM Smelting № опытаExperience number Размер фракции на дроблении, ммThe size of the fraction on crushing, mm Размер фракции на дроблении, ммThe size of the fraction on crushing, mm Температура 1 режима, °СTemperature 1 mode, ° C Степень удаления влаги, %The degree of moisture removal,% Температура 2 режима, °СTemperature 2 modes, ° С Температура 3 режима, °СTemperature 3 modes, ° С Время выдержки (3 режим), минExposure time (3 modes), min Скорость вращения, об/минRotation speed rpm Извлечение фторидов, %Fluoride recovery,% 1one 13.913.9 0.150.15 365365 80,580.5 401401 810810 6161 1.561.56 8282 22 14.514.5 0.250.25 365365 80,380.3 422422 813813 6262 1.601.60 83.783.7 33 15.015.0 0.300.30 360360 78,178.1 430430 815815 6464 1.651.65 84.884.8 4four 15.215.2 0.350.35 370370 82,582.5 455455 830830 6565 1.701.70 85.285.2 55 15.215.2 0.400.40 380380 86,586.5 490490 845845 6565 1.721.72 85.785.7 66 15.515.5 0.470.47 385385 90,690.6 495495 860860 6666 1.751.75 85.885.8 77 15.515.5 0.560.56 385385 90,590.5 510510 875875 6767 1.851.85 86.386.3 88 15.715.7 0.600.60 387387 90,590.5 515515 880880 6868 1.871.87 86.986.9 99 15.915.9 0.650.65 388388 90,390.3 530530 890890 7070 1.901.90 87.387.3 1010 16.016.0 0.720.72 383383 88,788.7 540540 900900 7070 1.901.90 87.687.6 11eleven 16.016.0 0.800.80 390390 92,192.1 580580 910910 7171 1.921.92 88.288.2 1212 16.516.5 0.860.86 390390 91,691.6 585585 915915 7272 1.951.95 88.388.3 1313 16.816.8 0.950.95 391391 92,392.3 600600 923923 7373 2.002.00 88.188.1 14fourteen 17.217.2 1.001.00 388388 90,290.2 620620 945945 7474 2.102.10 87.587.5 15fifteen 17.517.5 1.151.15 395395 94,494.4 650650 950950 7474 2.152.15 87.287.2 1616 17.717.7 1.21.2 393393 93,593.5 680680 960960 7575 2.172.17 86.886.8 1717 18.118.1 1.251.25 394394 94,194.1 710710 975975 7575 2.252.25 86.486.4 18eighteen 18.518.5 1.321.32 391391 92,092.0 755755 983983 7777 2.282.28 86.186.1 1919 18.718.7 1.351.35 390390 91,491.4 765765 991991 7878 2.312.31 85.985.9 20twenty 19.019.0 1.401.40 385385 90,190.1 785785 994994 7979 2,352,35 85.685.6 2121 19.319.3 1.451.45 370370 81,781.7 780780 10001000 7979 2.412.41 85.485.4 2222 19.519.5 1.501.50 365365 80,180.1 800800 10001000 8080 2.492.49 83.783.7 2323 19.919.9 1.521.52 365365 79,879.8 800800 10051005 8080 2.482.48 82.882.8 2424 20.420.4 1.551.55 360360 77,977.9 790790 10101010 8080 2.492.49 81.581.5

Таблица 2table 2 СПОСОБ ОБРАБОТКИ ОТРАБОТАННОЙ ФУТЕРОВКИ ОТ ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЙ ПЛАВКИ АЛЮМИНИЯMETHOD FOR PROCESSING WASTE LAYING FROM ELECTROLYTIC ALUMINUM Smelting № обр.Arr. СредаWednesday 750°С750 ° C 800°С800 ° C 850°С850 ° C 900°С900 ° C 950°С950 ° C 1one ВоздухAir 38.838.8 58.958.9 65.465.4 69.269.2 72.672.6 22 СаОCaO 22.322.3 21.821.8 21.721.7 23.923.9 25.025.0 33 Продукт нагреваHeating product 29.129.1 28.928.9 30.130.1 31.231.2 30.530.5

Claims (3)

1. Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, включающий нагревание отработанной футеровки во вращающейся обжиговой печи с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений, при этом в качестве окисляющего соединения используют карбонат кальция, сбор выпускаемых из вращающейся печи газов, удаление из них фторидов, охлаждение продуктов нагрева и их размол, отличающийся тем, что перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм, а затем измельчение до класса крупности 0,35-1,5 мм с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция и активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35% от массы отработанной футеровки, в качестве газифицирующего соединения используют кислород, а нагревание осуществляют с дутьем кислорода в объем печи при скорости вращения печи 1,5-2,5 м/мин в три стадии, при этом в первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин, во второй стадии температуру печи повышают от 400 до 800°С и выдерживают 60-80 мин, в третьей стадии температуру печи повышают от 800 до 1000°С и выдерживают 60-80 мин, при этом при переходе от одной стадии к другой меняют реверс вращающейся обжиговой печи.1. A method of processing spent linings from aluminum electrolytic smelting, including heating the spent linings in a rotary kiln with the addition of solid oxidizing and gasifying compounds, using calcium carbonate as the oxidizing compound, collecting gases discharged from the rotary kiln, removing fluorides from them, cooling heating products and their grinding, characterized in that before heating, the spent lining is crushed to a particle size of 15-20 mm, and then grinding to class fineness of 0.35-1.5 mm with the addition of calcium oxide and active additives as an oxidizing compound, which are used as CaSO 4 , FeO in an amount of 0.23-0.35% by weight of the spent lining, oxygen is used as a gasifying compound and the heating is carried out with oxygen blast into the furnace volume at a furnace rotation speed of 1.5-2.5 m / min in three stages, while in the first stage they are heated to 400 ° C for 40-60 minutes, in the second stage the temperature the furnace is increased from 400 to 800 ° C and held for 60-80 minutes, in the third stage, the temperature of the furnace yshayut from 800 to 1000 ° C and maintained 60-80 minutes, while at the transition from one stage to the other changing reverse rotary kiln. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что удаленные из газов фториды утилизируют в дистилляторах.2. The method according to claim 1, characterized in that the fluorides removed from the gases are disposed of in distillers. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что после охлаждения и размола твердых продуктов нагрева осуществляют разделение фторида кальция и соединений с кремнием. 3. The method according to claim 1, characterized in that after cooling and grinding the solid heating products, calcium fluoride and compounds are separated with silicon.
RU2011144012/03A 2011-10-31 2011-10-31 Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium RU2477820C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011144012/03A RU2477820C1 (en) 2011-10-31 2011-10-31 Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011144012/03A RU2477820C1 (en) 2011-10-31 2011-10-31 Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2477820C1 true RU2477820C1 (en) 2013-03-20

Family

ID=49124420

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011144012/03A RU2477820C1 (en) 2011-10-31 2011-10-31 Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2477820C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110173696A (en) * 2019-06-10 2019-08-27 龙科天成(厦门)科技有限公司 A kind of electrolytic aluminium solid waste manifold type burning processing system and method

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU1791672C (en) * 1990-11-16 1993-01-30 Ю.ИТамбовцев Method for processing wastes with organics
RU2126028C1 (en) * 1993-06-16 1999-02-10 Термоселект АГ Method of discharge and utilization of wastes and device for its embodiment
RU2127850C1 (en) * 1993-06-29 1999-03-20 Алюминум Компани оф Америка Method of treatment of worked-out lining of electrolytic fusion of aluminium, installation for its realization, device for processing of waste of reclamation of worked-out lining and injection system for loading of worked-out lining
US6375908B1 (en) * 1997-04-28 2002-04-23 Melania Kaszas-Savos Process and apparatus for recovery of raw materials from wastes residues

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU1791672C (en) * 1990-11-16 1993-01-30 Ю.ИТамбовцев Method for processing wastes with organics
RU2126028C1 (en) * 1993-06-16 1999-02-10 Термоселект АГ Method of discharge and utilization of wastes and device for its embodiment
RU2127850C1 (en) * 1993-06-29 1999-03-20 Алюминум Компани оф Америка Method of treatment of worked-out lining of electrolytic fusion of aluminium, installation for its realization, device for processing of waste of reclamation of worked-out lining and injection system for loading of worked-out lining
US6375908B1 (en) * 1997-04-28 2002-04-23 Melania Kaszas-Savos Process and apparatus for recovery of raw materials from wastes residues

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110173696A (en) * 2019-06-10 2019-08-27 龙科天成(厦门)科技有限公司 A kind of electrolytic aluminium solid waste manifold type burning processing system and method

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Tsakiridis Aluminium salt slag characterization and utilization–A review
US5496392A (en) Method of recycling industrial waste
US5164174A (en) Detoxification of aluminum spent potliner by thermal treatment, lime slurry quench and post-kiln treatment
CN109179464A (en) A kind of method of Quadratic aluminum dust high-efficiency cleaning resource utilization
AU647974B2 (en) Method for the treatment of potlining residue from primary aluminium smelters
CN109136564B (en) Treatment method of carbon-containing waste residues of electrolytic aluminum
US5198190A (en) Method of recycling hazardous waste
CN105964660B (en) A kind of method of harmless treatment aluminium electrolytic tank
EA011796B1 (en) Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues
CA2775154C (en) Method and reactor for treating bulk material containing carbon
CN114672643B (en) Method for synergistically utilizing high-iron red mud and molten steel slag
JP2010111941A (en) Method for producing ferrovanadium
CN110482503A (en) A kind of method of Quadratic aluminum dust comprehensive utilization of resources
CN107699698A (en) The method for handling copper ashes
KR101493965B1 (en) Process for recovering iron and zinc from iron and zinc-bearing waste
CN109652653A (en) A kind of inorganic dangerous waste system process
WO2013070121A1 (en) Pyrometallurgical red mud processing method
WO2011040988A1 (en) Treatment of bauxite residue and spent pot lining
KR101493968B1 (en) Process for recovering valuable metals from wastes produced during the manufacture and the processing of stainless steel
CN109127655A (en) A kind of aluminium electroloysis is given up in breeze containing sodium, the method for transformation of fluorochemical and system
CN109108050A (en) Containing sodium, the method for transformation of fluorochemical and system in a kind of aluminium electroloysis slag from delining
RU2472865C1 (en) Method of processing fluorine-containing wastes from electrolytic production of aluminium
CN109127656A (en) Mechanochemistry conversion and recovery method in a kind of aluminium electroloysis dangerous waste slag containing sodium, fluorochemical
RU2477820C1 (en) Treatment method of waste lining from electrolytic molten aluminium
RU2693284C1 (en) Method of producing iron-rich dolomite for steel making

Legal Events

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

Effective date: 20131101