RU2821446C1 - Method of processing of clinker of waelz process dusts of electric arc steel melting - Google Patents
Method of processing of clinker of waelz process dusts of electric arc steel melting Download PDFInfo
- Publication number
- RU2821446C1 RU2821446C1 RU2023115127A RU2023115127A RU2821446C1 RU 2821446 C1 RU2821446 C1 RU 2821446C1 RU 2023115127 A RU2023115127 A RU 2023115127A RU 2023115127 A RU2023115127 A RU 2023115127A RU 2821446 C1 RU2821446 C1 RU 2821446C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- clinker
- melting
- electric arc
- processing
- waelz
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 36
- 238000002844 melting Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 230000008018 melting Effects 0.000 title claims abstract description 22
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 10
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 title claims abstract description 10
- 239000010959 steel Substances 0.000 title claims abstract description 10
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 19
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 19
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 11
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 10
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 9
- 239000011398 Portland cement Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 3
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims abstract description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 3
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 claims abstract 2
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 claims abstract 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 abstract description 12
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 238000010276 construction Methods 0.000 abstract description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 3
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000010703 silicon Substances 0.000 abstract description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 2
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 abstract description 2
- 239000003517 fume Substances 0.000 abstract 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010431 corundum Substances 0.000 description 2
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 2
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- DECCZIUVGMLHKQ-UHFFFAOYSA-N rhenium tungsten Chemical compound [W].[Re] DECCZIUVGMLHKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано при комплексной переработке отхода производства цинка - клинкера вельцевания пылей электродуговой плавки стали с целью получения сплава на основе железа, а именно низкокремнистого ферросилиция, цинксодержащих возгонов, а также шлака, пригодного в качестве добавки в портландцемент.The invention relates to metallurgy and can be used in the complex processing of zinc production waste - Waeltz clinker dust from electric arc melting of steel in order to obtain an iron-based alloy, namely low-silicon ferrosilicon, zinc-containing sublimes, as well as slag suitable as an additive to Portland cement.
Известен способ переработки клинкера вельцевания, согласно которому он измельчается до крупности -0,047 мм и подвергается магнитной сепарации, после чего из магнитного концентрата выщелачивают железо серной кислотой (Патент СССР 1836461 от 10.04.1992 г. Андреев Ю.В. и др. Способ переработки цинкового клинкера вельц-печей). Недостатками этого способа являются необходимость в высокозатратных стадиях тонкого помола и осаждения железа из раствора.There is a known method for processing Waelz clinker, according to which it is crushed to a size of -0.047 mm and subjected to magnetic separation, after which iron is leached from the magnetic concentrate with sulfuric acid (USSR Patent 1836461 dated April 10, 1992, Andreev Yu.V. et al. Method of processing zinc Waelz kiln clinker). The disadvantages of this method are the need for high-cost stages of fine grinding and precipitation of iron from solution.
Известен способ, включающий дробление клинкера вельцевания до крупности 1 -5 мм, магнитную сепарацию, кучное выщелачивание магнитной фракции, флотацию немагнитной фракции (Патент РФ 2356960, 15.11.2006, Тедеев М.Н., Тедеев Н.М. Способ переработки отходов цинкового производства). Недостатками данного способа являются низкая эффективность магнитного разделения из-за отсутствия стадии измельчения дробленного клинкера, необходимость тонкого помола немагнитной фракции перед флотацией, необходимость селективного выделения элементов, перешедших в раствор в ходе кучного выщелачивания.A known method includes crushing Waelz clinker to a particle size of 1-5 mm, magnetic separation, heap leaching of the magnetic fraction, flotation of the non-magnetic fraction (RF Patent 2356960, 11/15/2006, Tedeev M.N., Tedeev N.M. Method for processing zinc production waste ). The disadvantages of this method are the low efficiency of magnetic separation due to the absence of a crushed clinker grinding stage, the need for fine grinding of the non-magnetic fraction before flotation, and the need for selective isolation of elements that went into solution during heap leaching.
Наиболее близким к заявленному является способ, согласно которому проводят восстановительную плавку клинкера при 1350-1650°С в присутствии углерода в печи постоянного тока с помощью погруженных в расплав электродов при поддержании концентрации углерода в металлическом расплаве и произведения концентраций углерода в металлическом расплаве и железа в шлаке в интервалах 0,05-5 масс. % и 12-80 (масс. %)2 соответственно (Патент РФ 2121518, 21.05.1997. Леонтьев В.Г. и др. Способ переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы). Недостатком данного способа является осложненная конструкция печи, требуемая для процесса. Другим недостатком способа является то, что погружение в жидкий металл электродов в ходе восстановительной плавки может привести к короткому замыканию в силовой цепи электропечи с соответствующими последствиями для оборудования. Кроме того, использование жидких углеродосодержащих веществ в ходе плавки может привести к неконтролируемому воспламенению при температурах процесса.The closest to the claimed method is a method according to which reduction melting of clinker is carried out at 1350-1650°C in the presence of carbon in a direct current furnace using electrodes immersed in the melt while maintaining the concentration of carbon in the metal melt and the product of the concentrations of carbon in the metal melt and iron in the slag in the ranges of 0.05-5 wt. % and 12-80 (wt %) 2 , respectively (RF Patent 2121518, 05/21/1997. Leontiev V.G. et al. Method for processing oxide raw materials containing non-ferrous metals). The disadvantage of this method is the complicated design of the furnace required for the process. Another disadvantage of this method is that immersion of electrodes in liquid metal during reduction melting can lead to a short circuit in the power circuit of the electric furnace with corresponding consequences for the equipment. In addition, the use of liquid carbonaceous substances during smelting may result in uncontrolled combustion at process temperatures.
В основу патентуемого способа положена задача переработки клинкера вельцевания пылей электродуговой плавки стали с получением товарной продукции в виде низкокремнистого ферросилиция, шлака, пригодного для утилизации в строительной отрасли, а также цинксодержащих возгонов для рециклинга в вельц-процессе. Предложенный способ отличается тем, что для переработки клинкера применяют метод восстановительной плавки смеси клинкера и кремнезема в интервале температур 1650-1750°С. Способ может быть реализован без предварительных операций дробления и измельчения клинкера.The patented method is based on the task of processing Waeltz clinker dust from electric arc melting of steel to produce commercial products in the form of low-silicon ferrosilicon, slag suitable for disposal in the construction industry, as well as zinc-containing sublimes for recycling in the Waelz process. The proposed method differs in that for clinker processing, the method of reduction melting of a mixture of clinker and silica is used in the temperature range of 1650-1750°C. The method can be implemented without preliminary operations of crushing and grinding clinker.
Техническим результатом является полная переработка клинкера вельцевания в товарные продукты без образования дополнительных твердых отходов. Технический результат достигается тем, что согласно изобретению, способ включает в себя смешение шихты, состоящей из клинкера вельцевания и кремнезема в следующем соотношении компонентов, масс. %: клинкер вельцевания пылей электродуговой плавки стали 84-89,5 кремнезем 10,5-16The technical result is the complete processing of Waelz clinker into marketable products without the formation of additional solid waste. The technical result is achieved by the fact that according to the invention, the method includes mixing a charge consisting of Waelz clinker and silica in the following ratio of components, mass. %: Waeltz clinker dust of electric arc melting steel 84-89.5 silica 10.5-16
Шихту подвергают восстановительной плавке в интервале температур 1650-1750°С, выдерживают 10-20 минут. Присадка восстановителей не требуется, так как клинкер вельцевания имеет в своем составе достаточное количество углерода.The charge is subjected to reduction melting in the temperature range of 1650-1750°C and held for 10-20 minutes. The addition of reducing agents is not required, since Waelz clinker contains a sufficient amount of carbon.
Заявляемые пределы соотношения компонентов установлены экспериментальным путем. При использовании в смеси менее 10,5% кремнезема разделение металла и шлака в ходе восстановительной плавки в интервале температур 1650-1750°С не происходит или является недостаточным. При использовании в смеси более 16% кремнезема значительно уменьшается выход металла.The declared limits of the ratio of components are established experimentally. When using less than 10.5% silica in the mixture, the separation of metal and slag during reduction smelting in the temperature range 1650-1750°C does not occur or is insufficient. When more than 16% silica is used in the mixture, the metal yield is significantly reduced.
В результате плавки при температурах менее 1650°С разделение металла и шлака не происходит или является недостаточным. Плавка при температурах более 1750°С приводит к высоким энергетическим затратам, повышенному износу футеровки и расходу электродов.As a result of melting at temperatures below 1650°C, the separation of metal and slag does not occur or is insufficient. Melting at temperatures above 1750°C leads to high energy costs, increased wear of the lining and consumption of electrodes.
При выдержке расплава продолжительностью менее 10 мин разделение металла и шлака не происходит или является недостаточным. Повышение времени выдержки при температурах 1650-1750°С более 20 мин нецелесообразно, так как не оказывает влияния на разделение фаз и выход металла, а также приводит к излишним затратам энергии.When the melt is held for less than 10 minutes, the separation of metal and slag does not occur or is insufficient. Increasing the holding time at temperatures of 1650-1750°C for more than 20 minutes is impractical, since it does not affect phase separation and metal yield, and also leads to unnecessary energy consumption.
Способ осуществляется следующим образом. Клинкер вельцевания и кремнезем смешивают.Процесс восстановительной плавки проводят в интервале температур 1650-1750°С длительностью 10-20 мин. Полученный металл выпускают и отправляют потребителю. Полученные возгоны направляют на рециклинг в вельц-процесс. Шлак после охлаждения дробят, измельчают и направляют потребителю для использования в строительстве.The method is carried out as follows. Waelz clinker and silica are mixed. The reduction smelting process is carried out in the temperature range 1650-1750°C for 10-20 minutes. The resulting metal is released and sent to the consumer. The resulting sublimates are sent for recycling into the Waelz process. After cooling, the slag is crushed, crushed and sent to the consumer for use in construction.
Результаты испытаний.Test results.
Далее изобретение описывается на примерах, которые ни коим образом не ограничивает объем и сущность изобретения, а приводится только в иллюстративных целях.The invention is further described by examples, which in no way limit the scope and essence of the invention, but are provided for illustrative purposes only.
Пример 1Example 1
Восстановительным плавкам на лабораторной печи сопротивления Таммана при температурах 1550-1750°С подвергали шихту, состоящую из клинкера вельцевания и кремнезема (реактив чда по ГОСТ 9428-73, содержащий не менее 98% SiO2) в различных соотношениях. Шихту в количестве 17-25 г насыпали в корундовые тигли и помещали в печь. Температуру задавали с помощью автоматического регулятора с управляющей вольфрам-рениевой термопарой, опущенной в шихту. Печь разогревали до необходимой температуры и выдерживали в течение 5-30 мин. После выдержки тигли охлаждали вместе с печью.A mixture consisting of Waelz clinker and silica (analytical grade reagent according to GOST 9428-73, containing at least 98% SiO 2 ) in various proportions was subjected to reduction smelting in a laboratory Tamman resistance furnace at temperatures of 1550-1750°C. The charge in the amount of 17-25 g was poured into corundum crucibles and placed in the oven. The temperature was set using an automatic regulator with a control tungsten-rhenium thermocouple lowered into the charge. The oven was heated to the required temperature and held for 5-30 minutes. After exposure, the crucibles were cooled along with the furnace.
В таблице 1 представлен химический состав компонентов смеси - клинкера вельцевания и кварцевого песка.Table 1 shows the chemical composition of the components of the mixture - Waelz clinker and quartz sand.
В таблице 2 представлены данные о разделении металла и шлака в ходе экспериментальных восстановительных плавок, а также значения выхода металла (отношение массы выплавленного металла к массе загружаемой шихты), полученные в результате обработки смеси по заявленному способу при различных соотношениях компонентов шихты и температурах. Как видно из приведенных данных, разделение металла и шлака было достигнуто при температуре 1650°С и выше при добавлении не менее 10,5% SiO2, при этом выход металла значительно снижается при присадке 19,25% SiO2.Table 2 presents data on the separation of metal and slag during experimental reduction smelting, as well as metal yield values (the ratio of the mass of smelted metal to the mass of the loaded charge), obtained as a result of processing the mixture according to the claimed method at various ratios of charge components and temperatures. As can be seen from the data presented, separation of metal and slag was achieved at a temperature of 1650°C and above with the addition of at least 10.5% SiO 2 , while the metal yield is significantly reduced with the addition of 19.25% SiO 2 .
В таблице 3 представлены значения выхода металла, полученные в результате обработки смеси по заявленному способу при различной продолжительности и температуре плавки. Приведенные данные свидетельствуют, что продолжительность плавки более 20 минут не влияют на значения выхода металла при температурах 1650 и 1750°С.Table 3 presents the metal yield values obtained as a result of processing the mixture according to the claimed method at different durations and melting temperatures. The data presented indicate that smelting durations of more than 20 minutes do not affect the metal yield values at temperatures of 1650 and 1750°C.
Пример 2Example 2
Восстановительной плавке на лабораторной печи сопротивления Таммана при температуре 1650°С подвергали шихту, состоящую из 86,25% клинкера вельцевания и 13,75% кремнезема. Шихту насыпали в корундовый тигель и помещали в печь. Температуру задавали с помощью автоматического регулятора с управляющей вольфрам-рениевой термопарой, опущенной в шихту. Печь разогревали до необходимой температуры и выдерживали в течение 10 мин. После выдержки тигель охлаждали вместе с печью. Возгоны в ходе плавки улавливали. Шлак после плавки размалывали до фракции -0,054 мм и испытывали на прочность на сжатие в соответствии с ГОСТ 310.4-81.A charge consisting of 86.25% Waelz clinker and 13.75% silica was subjected to reduction smelting in a laboratory Tamman resistance furnace at a temperature of 1650°C. The charge was poured into a corundum crucible and placed in a furnace. The temperature was set using an automatic regulator with a control tungsten-rhenium thermocouple lowered into the charge. The oven was heated to the required temperature and held for 10 minutes. After exposure, the crucible was cooled along with the furnace. The sublimates were caught during smelting. The slag after melting was ground to a fraction of -0.054 mm and tested for compressive strength in accordance with GOST 310.4-81.
В таблице 4 представлен химический состав полученного металла, который соответствует ГОСТ 1415-93 ферросилицию марки FeSilO.Table 4 shows the chemical composition of the resulting metal, which corresponds to GOST 1415-93 ferrosilicon grade FeSilO.
В таблице 5 представлен химический состав полученных возгонов с высоким содержанием цинка, которые можно перерабатывать в вельц-процессе.Table 5 presents the chemical composition of the resulting high-zinc sublimates, which can be processed in the Waelz process.
В таблице 6 показан химический состав шлака, а на рисунке 1 - результаты испытаний на прочность на сжатие в соответствии с ГОСТ 310.4-81. Как видно из рисунка I, добавка до 15% шлака к портландцементу улучшает его физико-механические свойства. Table 6 shows the chemical composition of the slag, and Figure 1 shows the results of compressive strength tests in accordance with GOST 310.4-81. As can be seen from Figure I, adding up to 15% slag to Portland cement improves its physical and mechanical properties.
Claims (2)
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2821446C1 true RU2821446C1 (en) | 2024-06-24 |
Family
ID=
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU94038624A (en) * | 1994-10-14 | 1996-09-10 | Акционерное общество "Эмпилс" | Method of processing zinc-containing materials and production line |
RU2121518C1 (en) * | 1997-05-21 | 1998-11-10 | Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals |
EP1088904B1 (en) * | 1999-09-28 | 2004-12-08 | B.U.S. Zinkrecycling Freiberg GmbH & Co. KG | Method of treating iron, zinc and lead bearing secondary materials such as steelmaking furnace dusts |
RU2507280C1 (en) * | 2012-07-23 | 2014-02-20 | Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод" | Processing method of zinc-containing metallurgical waste |
RU2732817C1 (en) * | 2019-12-23 | 2020-09-22 | Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" | Electric arc furnaces dust processing method |
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU94038624A (en) * | 1994-10-14 | 1996-09-10 | Акционерное общество "Эмпилс" | Method of processing zinc-containing materials and production line |
RU2121518C1 (en) * | 1997-05-21 | 1998-11-10 | Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals |
EP1088904B1 (en) * | 1999-09-28 | 2004-12-08 | B.U.S. Zinkrecycling Freiberg GmbH & Co. KG | Method of treating iron, zinc and lead bearing secondary materials such as steelmaking furnace dusts |
RU2507280C1 (en) * | 2012-07-23 | 2014-02-20 | Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод" | Processing method of zinc-containing metallurgical waste |
RU2732817C1 (en) * | 2019-12-23 | 2020-09-22 | Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" | Electric arc furnaces dust processing method |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
КОЛЕСНИКОВ А.С. и др. Технология переработки отхода цинковой промышленности с получением ферросплава и возгонов цветных металлов., Вестник ЮУрГу. Серия "Металлургия"., 2013, т.13, N1, С.34-39. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Jian et al. | Utilization of nickel slag using selective reduction followed by magnetic separation | |
Fan et al. | Crystallization behaviors of copper smelter slag studied using time-temperature-transformation diagram | |
EA011796B1 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
Chen et al. | Preparation of prereduced pellets by pyrite cinder containing nonferrous metals with high temperature chloridizing-reduction roasting technology | |
Wang et al. | An experimental comparison: Horizontal evaluation of valuable metal extraction and arsenic emission characteristics of tailings from different copper smelting slag recovery processes | |
RU2531333C2 (en) | Method of extraction of platinoids from spent automotive catalysts | |
RU2360984C1 (en) | Extraction method of platinum metals | |
RU2821446C1 (en) | Method of processing of clinker of waelz process dusts of electric arc steel melting | |
Barakat | The pyrometallurgical processing of galvanizing zinc ash and flue dust | |
Dildin et al. | Process improvement for liquidphase metal reduction from steelmaking dump slags | |
JP6229846B2 (en) | Separation and recovery method of rare earth elements and iron | |
Roshchin et al. | Complex processing of copper smelting slags with obtaining of cast iron grinding media and proppants | |
Xenidis et al. | Reductive smelting of Greek bauxite residues for iron production | |
Yang et al. | Efficient recovery of copper and cobalt from the matte–slag mixture of ISA furnace by injection of coke and pyrite | |
JP6542560B2 (en) | Method of treating non-ferrous smelting slag | |
Sviridova et al. | Determination of the Basic Parameters of the Recovery Process for Extracting Iron from Iron and Steel Slag | |
RU2787918C1 (en) | Method for extracting iron from red sludge | |
Higley et al. | Electric Furnace Steelmaking Dusts, a Zinc Raw Material | |
JP2006307267A (en) | Slag-fuming method | |
RU2096486C1 (en) | Method recovering iron from steel-casting foundry slag | |
JPS61149445A (en) | Method for recovering valuable metal from copper smelting slag | |
RU2558588C1 (en) | Method of processing of beryllium-containing waste | |
TIAN et al. | Synergistic recovery of copper, lead and zinc via sulfurization–reduction method from copper smelting slag | |
RU2403294C2 (en) | Washing agglomerate and manufacturing method thereof | |
SU1735409A1 (en) | Method for impoverishment of converter slag |