UA85719U - METHOD FOR PROCESSING red mud - Google Patents
METHOD FOR PROCESSING red mud Download PDFInfo
- Publication number
- UA85719U UA85719U UAU201307571U UAU201307571U UA85719U UA 85719 U UA85719 U UA 85719U UA U201307571 U UAU201307571 U UA U201307571U UA U201307571 U UAU201307571 U UA U201307571U UA 85719 U UA85719 U UA 85719U
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- charge
- melt
- slag
- cao
- metal
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 20
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 37
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 33
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 33
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 20
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims abstract description 19
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 13
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 13
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 238000005187 foaming Methods 0.000 claims abstract description 10
- 239000005373 porous glass Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims abstract description 10
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims abstract description 9
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims abstract description 9
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 238000010276 construction Methods 0.000 claims abstract description 3
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 claims abstract description 3
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 claims description 5
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 5
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 3
- 230000001052 transient effect Effects 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 abstract description 2
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 abstract 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 12
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 12
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 10
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 9
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 8
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 7
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 7
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical group [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- -1 aluminum carbides Chemical class 0.000 description 5
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 5
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 4
- 230000008569 process Effects 0.000 description 4
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 4
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 4
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 4
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 3
- 239000003870 refractory metal Substances 0.000 description 3
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 3
- 229910010271 silicon carbide Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 2
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 2
- JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N calcium silicate Chemical compound [Ca+2].[Ca+2].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000012241 calcium silicate Nutrition 0.000 description 2
- AOWKSNWVBZGMTJ-UHFFFAOYSA-N calcium titanate Chemical compound [Ca+2].[O-][Ti]([O-])=O AOWKSNWVBZGMTJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XFWJKVMFIVXPKK-UHFFFAOYSA-N calcium;oxido(oxo)alumane Chemical compound [Ca+2].[O-][Al]=O.[O-][Al]=O XFWJKVMFIVXPKK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 2
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N silicon carbide Chemical compound [Si+]#[C-] HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 2
- OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N titanium oxide Inorganic materials [Ti]=O OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QORWJWZARLRLPR-UHFFFAOYSA-H tricalcium bis(phosphate) Chemical compound [Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O QORWJWZARLRLPR-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 2
- 229910000391 tricalcium phosphate Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004131 Bayer process Methods 0.000 description 1
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001000161 Mago Species 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RGKMZNDDOBAZGW-UHFFFAOYSA-N aluminum calcium Chemical compound [Al].[Ca] RGKMZNDDOBAZGW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N aluminum;sodium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[Na+].[Al+3] ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000009977 dual effect Effects 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000011152 fibreglass Substances 0.000 description 1
- 239000000945 filler Substances 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 239000011494 foam glass Substances 0.000 description 1
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012774 insulation material Substances 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003077 lignite Substances 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 150000001247 metal acetylides Chemical class 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- SOQBVABWOPYFQZ-UHFFFAOYSA-N oxygen(2-);titanium(4+) Chemical class [O-2].[O-2].[Ti+4] SOQBVABWOPYFQZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000003238 silicate melt Substances 0.000 description 1
- 229910001388 sodium aluminate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000006104 solid solution Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 229910000658 steel phase Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 239000002023 wood Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Корисна модель належить до кольорової металургії, а саме до переробки червоних шламів- відходів, які утворюються в процесі виробництва алюмінію.A useful model belongs to non-ferrous metallurgy, namely to the processing of red sludges, which are wastes that are formed in the process of aluminum production.
Червоний шлам утворюється при очищенні бокситу (основна сировина для виробництва алюмінію) у виробництві глинозему в так званому Баєровому процесі (процес одержання чистого оксиду алюмінію). Червоний шлам, з якого видобуто оксид алюмінію, забруднений лугом і тому становить небезпеку для оточуючого середовища та людини. Щорічно до 10 млн. тонн таких відходів зливаються в шламосховища, незважаючи на те, що вони є перспективними джерелами цінних речовин. Сьогодні кількість накопичених (через відсутність економічно обгрунтованих способів переробки) відходів обчислюється сотнями мільйонів тонн.Red sludge is formed during the purification of bauxite (the main raw material for the production of aluminum) in the production of alumina in the so-called Bayer process (the process of obtaining pure aluminum oxide). The red mud from which aluminum oxide is extracted is contaminated with alkali and therefore poses a danger to the environment and humans. Every year, up to 10 million tons of such waste are poured into sludge storage facilities, despite the fact that they are promising sources of valuable substances. Today, the amount of accumulated waste (due to the lack of economically justified methods of processing) is estimated at hundreds of millions of tons.
Хімічний склад червоних шламів неоднорідний. Вміст окремих компонентів у шламах за 8 пробами наступний (мас. 9б):The chemical composition of red sludge is heterogeneous. The content of individual components in slurries for 8 samples is as follows (wt. 9b):
АІОз 8,28-15,28 5іО» 10,40-15,56AIOz 8.28-15.28 5iO» 10.40-15.56
СаО 8,28-15,28CaO 8.28-15.28
Ее2Оз - ГеО 45,61-59,32Ee2Oz - GeO 45.61-59.32
Ті; 1,12-5,31Those; 1.12-5.31
Мао 0,76-2,8 характеризується високим вмістом титану та фосфору (до 195), і геленітвмісного шлаку для наступної переробки. Однак ця технологія економічно недоцільна внаслідок використання декількох дорогих пірометалургійних процесів, що супроводжуються високими тепло- та енерговитратами.MAO 0.76-2.8 is characterized by a high content of titanium and phosphorus (up to 195), and a hellenite-containing slag for further processing. However, this technology is economically impractical due to the use of several expensive pyrometallurgical processes accompanied by high heat and energy consumption.
Спосіб комплексної переробки червоних шламів, розкритий у книзі «Пирометаллургическая переработка комплексньїх руд» Л.И. Леонтьев, Н.А. Ватолин, СВ. Шаврин, Н.С. Шумаков. М.:The method of complex processing of red slimes, disclosed in the book "Pyrometallurgical processing of complex ores" by L.I. Leontiev, N.A. Vatolyn, St. Shavryn, N.S. Shumakov. M.:
Металлургия, 1997, включає відновлювальне плавлення шламу з вапняком і вугіллям при температурі 1500-1600 "С у послідовно розташованих пічних агрегатах. Цей спосіб дозволяє одержати два готові продукти - переробний чавун і алюмокальцієвий шлак, що саморозсипається.Metallurgy, 1997, includes regenerative melting of sludge with limestone and coal at a temperature of 1500-1600 "C in sequentially located furnace units. This method allows you to obtain two finished products - recycled cast iron and self-dissolving aluminum-calcium slag.
Відповідно до способу відновлювальної обробки червоних шламів, розкритому в патенті О5 3876749, червоний шлам з'єднують з відновником, суміш розплавляють, а розплав розділяють на фазу сталі і фазу шлаку. У шлак поза піччю додають кальцинований продукт, забезпечуючи таку концентрацію, щоб разом з Сас вміст шлакової фази мав наступні молярні співвідношенняAccording to the method of reductive treatment of red slimes, disclosed in patent O5 3876749, red slime is combined with a reducing agent, the mixture is melted, and the melt is separated into a steel phase and a slag phase. A calcined product is added to the slag outside the furnace, providing such a concentration that, together with Sas, the content of the slag phase has the following molar ratios
БО», ТіО», Ре2Оз і АІ2Оз (51095): СаО:5іО»-2; баОтіО-1; СаО:Ре2О53-2 і Саб:АІ2Оз3-0,1-0,5.BO», TiO», Re2Oz and AI2Oz (51095): CaO:5iO»-2; baOtiO-1; CaO:Re2O53-2 and Sab:AI2Oz3-0.1-0.5.
Продукт змішування плавлять при температурах від 1000 "С до 1600 "С у нейтральному або окислювальному середовищі і в подальшому за допомогою проведеного вилуговування розплаву одержують алюмінат натрію, що утворюється. Однак додавання в шлаки зо кальцинованого продукту та наступна термообробка при температурах від 1000 "С до 1600 С вимагають значних додаткових витрат.The mixing product is melted at temperatures from 1000 "C to 1600 "C in a neutral or oxidizing environment, and subsequently, with the help of leaching of the melt, the resulting sodium aluminate is obtained. However, adding the calcined product to the slag and subsequent heat treatment at temperatures from 1000 "C to 1600 C require significant additional costs.
З патенту КО 2428490 відомий спосіб переробки червоних шламів алюмінієвої промисловості що включає одержання шихти, яка містить червоний шлам, вуглецевий відновник і боксит, яким молярне відношення вмісту Сас до 5іО» у шихті доводять до величиниFrom patent KO 2428490, a method of processing red sludges of the aluminum industry is known, which includes obtaining a charge that contains red sludge, a carbon reducing agent and bauxite, by which the molar ratio of the content of Sas to 5iO" in the charge is brought to the value
ЗБ не більше 1,2-1,4. Здійснюють плавку отриманої шихти при температурі 1500-1600" з утворенням металевої частини розплаву та шлакової частини розплаву. Металева частина розплаву являє собою побіжний метал, що відливають у виливниці. В шлакову частину розплаву поза піччю при охолодженні додають вапняк і соду, доводять до концентрації з розрахунку утворення в одержуваному шлаку ортосилікату кальцію, ортофосфату кальцію, титанату кальцію та алюмінату кальцію і обробляють водяною парою.ZB no more than 1.2-1.4. The resulting charge is melted at a temperature of 1500-1600" with the formation of a metal part of the melt and a slag part of the melt. The metal part of the melt is a flux metal that is cast in a mold. Limestone and soda are added to the slag part of the melt outside the furnace during cooling, brought to a concentration of calculating the formation of calcium orthosilicate, calcium orthophosphate, calcium titanate and calcium aluminate in the resulting slag and treated with steam.
Недоліком цього способу є те, що в ньому передбачена позапічна додаткова переробка отриманих шлаків методом вилуговування, що несе значні економічні витрати. Після видобування зі шлаків ортосилікату кальцію, ортофосфату кальцію, титанату кальцію та алюмінату кальцію залишається шлак, який направляють у шлакові відвали.The disadvantage of this method is that it provides for extra processing of the obtained slag by leaching, which carries significant economic costs. After extraction of calcium orthosilicate, calcium orthophosphate, calcium titanate and calcium aluminate from slags, slag remains, which is sent to slag dumps.
В основу винаходу поставлено задачу розробити безвідхідний екологічно дружній спосіб переробки червоних шламів.The invention is based on the task of developing a waste-free, environmentally friendly method of red sludge processing.
В способі переробки червоних шламів, що включає одержання шихти, яка містить червоний шлам, вуглецевий відновник і матеріал, яким регулюють у шихті масове співвідношення 5іОо/СаоО, плавлення шихти з утворенням металевої частини розплаву та шлакової частиниIn the method of processing red slimes, which includes obtaining a charge that contains red slime, a carbon reducing agent and a material used to regulate the mass ratio of 5иОо/СаоО in the charge, melting the charge with the formation of a metal part of the melt and a slag part
БО розплаву, видобування побіжного металу та наступну обробку шлакової частини розплаву, відповідно до корисної моделі, поставлена задача вирішується тим, що шляхом введення вуглецевого відновника вміст вуглецю в шихті доводять до 3,5 - 5,5 мас. 90, як матеріал, яким регулюють у шихті масове співвідношення 5іОг/СаоО, використовують пісок з вапняком або доломітом, введенням яких співвідношення 5іО2/Сао в шихті доводять до 1,3 - 1,5, здійснюють плавлення шихти при температурі 1690-17907С, відливають шлакову частину розплаву у воду для її спінення та утворення пористого скломатеріалу, застосовуваного в будівництві, а металеву частину розплаву відливають у виливниці.BO of the melt, extraction of runaway metal and subsequent processing of the slag part of the melt, according to the useful model, the task is solved by the fact that by introducing a carbon reducing agent, the carbon content in the charge is brought to 3.5 - 5.5 wt. 90, as a material used to regulate the mass ratio of 5iOg/CaoO in the charge, sand with limestone or dolomite is used, with the introduction of which the ratio of 5iO2/CaoO in the charge is brought to 1.3 - 1.5, the charge is melted at a temperature of 1690-17907C, cast the slag part of the melt is poured into water for its foaming and the formation of porous glass material used in construction, and the metal part of the melt is cast in a mold.
Вміст вуглецю в шихті менш ніж 3,5 мас. 90 не забезпечує повного відновлення окислів заліза та титану до металевого стану. При плавленні шихти з вмістом вуглецю більше 5,5 мас.The carbon content in the charge is less than 3.5 wt. 90 does not ensure complete reduction of iron and titanium oxides to the metallic state. When melting a charge with a carbon content of more than 5.5 wt.
Фо порушуються термодинамічні характеристики: збільшується концентрація вуглецю в розплаві заліза та сплавів на його основі, підвищується концентрація карбідів групи тугоплавких металів - титану, які залишаються в шлаковій фазі і суттєво впливають на утворення карбіду кремнію та кальцію, що призводить до значного зниження концентрації карбіду кремнію та кальцію в розплаві шлаків і, як наслідок, негативного впливу на формування пористого скломатеріалу.Therefore, the thermodynamic characteristics are violated: the concentration of carbon in the molten iron and alloys based on it increases, the concentration of carbides of the group of refractory metals - titanium, which remain in the slag phase and significantly affect the formation of silicon carbide and calcium, increases, which leads to a significant decrease in the concentration of silicon carbide and calcium in the slag melt and, as a result, a negative effect on the formation of porous glass material.
Якщо масове співвідношення 5і025/Сао буде менше 1,3, розплав шихти буде більш в'язким і відновленому металу буде важко опуститися в розплав металу, він залишиться в шлаковій фазі, внаслідок чого утворення пористого скломатеріалу не відбудеться. При масовому співвідношенні 5іОг/СаО більш ніж 1,5 розплав перейде в більш низькотемпературну фазу, значно знизиться відновлення заліза, зміняться термодинамічні характеристики розплаву: збільшаться утворення королькового металу, витрата електричної енергії, знизиться електропровідність розплаву, що утруднить видобування продуктів переробки з плавильного агрегату.If the mass ratio 5i025/Cao will be less than 1.3, the melt of the charge will be more viscous and it will be difficult for the reduced metal to sink into the molten metal, it will remain in the slag phase, as a result of which the formation of porous glass material will not occur. With a mass ratio of 5iOg/CaO of more than 1.5, the melt will enter a lower-temperature phase, the recovery of iron will decrease significantly, the thermodynamic characteristics of the melt will change: the formation of king metal will increase, the consumption of electrical energy, the electrical conductivity of the melt will decrease, which will make it difficult to extract processing products from the smelting unit.
Краще як вуглецевий відновник використовувати антрацит, але можна використовувати, наприклад, деревне або буре вугілля, а також кокс.It is better to use anthracite as a carbon reducing agent, but you can use, for example, wood or brown coal, as well as coke.
Краще нагрівання шихти до досягнення температури 1690-17907С здійснювати зі швидкістю 16-18 "С/хв. Така швидкість розігріву шихтових матеріалів обумовлена оптимальною швидкістю фазових переходів окислів заліза (від вищих окислів до нижчого) і тугоплавких металів за реакцією твердофазного відновлення (Ме) ї- С - |Ме| ї СО та їхнього плавлення з наступним утворенням твердого розчину на основі заліза, здатного розчиняти в собі краплеподібний (розплавлений) і корольковий (губчастий) метал заліза, що утворюється, важких і тугоплавких металів. В інтервалі температур 1000-11007С відбувається зсув термодинамічної рівноваги в газовій фазі убік утворення монооксиду вуглецю за реакцією 2СО» - 2СО ж 05, що забезпечує більш повне відновлення металів з їхніх оксидів шляхом створення в системі псевдокиплячого зо шару. Відновлення в цьому періоді плавки відбувається за реакцією (Ме) - СО - |Ме| - СО». В інтервалі температур 1530-1650 "С відбувається хороше розділення металевої та силікатної частин розплаву. Подальше підвищення температури до 1700-1790 "С забезпечує утворення необхідної кількості карбідів кремнію, кальцію та алюмінію, які мають у даному процесі подвійне призначення: сприяють спіненню силікатної частини розплаву в плавильному агрегаті та взаємодії оксидів металів, що знаходяться в шлаковому розплаві, з газовим відновником - монооксидом вуглецю та забезпечують піноутворення при контакті шлакового розплаву з водою. Утворення високотемпературної піни та надлишкова концентрація СО в газовій фазі приводить систему до більш глибокого відновлення металів за реакцією (МеО) ї- СО - |Ме| їхIt is better to heat the charge until it reaches a temperature of 1690-17907C at a speed of 16-18 "C/min. This rate of heating of the charge materials is determined by the optimal speed of phase transitions of iron oxides (from higher oxides to lower) and refractory metals by the reaction of solid-phase reduction (Me) and - С - |Me| and CO and their melting with the subsequent formation of a solid solution based on iron, which is able to dissolve in itself the drop-shaped (molten) and kingly (spongy) iron metal that is formed, heavy and refractory metals. In the temperature range of 1000-11007С there is a shift of the thermodynamic equilibrium in the gas phase towards the formation of carbon monoxide according to the reaction 2СО» - 2СО х 05, which ensures a more complete recovery of metals from their oxides by creating a pseudo-boiling zo layer in the system. Recovery in this period of melting occurs according to the reaction (Me) - СО - |Me| - СО". In the temperature range of 1530-1650 "С, there is a good separation of metal and silicate parts of I float A further increase in temperature to 1700-1790 "С ensures the formation of the necessary amount of silicon, calcium and aluminum carbides, which have a dual purpose in this process: they contribute to the foaming of the silicate part of the melt in the melting unit and the interaction of metal oxides in the slag melt with the gas reducing agent - carbon monoxide and provide foam formation when the slag melt comes into contact with water. The formation of high-temperature foam and the excess concentration of CO in the gas phase leads the system to a deeper reduction of metals by the reaction (MeО) и- СО - |Ме|
СО», більш повному осадженню відновлених металів із силікатного розплаву, а також сприяє видаленню розчинених газів з металевої фази.СО", more complete precipitation of reduced metals from the silicate melt, and also contributes to the removal of dissolved gases from the metal phase.
У процесі відновлювального плавлення відбувається і відновлення сірки (5), що міститься в природних шихтових матеріалах - піску та вапняку і при контакті з водою утворює сірководень (Нгез), що має неприємний запах. Тому бажано силікатну частину розплаву відливати у воду з концентрацією мідного купоросу (Си5ЗО,; пНеО) 0,3-0,5 г/літр для його зв'язування в нерозчинні хімічні сполуки та видалення тим самим неприємного запаху з пористого скломатеріалу.In the process of reductive melting, the reduction of sulfur (5) occurs, which is contained in natural filler materials - sand and limestone and upon contact with water forms hydrogen sulfide (Ngez), which has an unpleasant smell. Therefore, it is desirable to pour the silicate part of the melt into water with a concentration of copper sulfate (Si5ZO,; pNeO) of 0.3-0.5 g/liter in order to bind it into insoluble chemical compounds and thus remove the unpleasant smell from the porous glass material.
Карбіди кальцію і кремнію, що утворюються в процесі плавлення, при контакті з водою утворюють велику кількість газів, які формують пористість скломатеріалу, що забезпечує його одержання з коефіцієнтом теплопровідності 0,03-0,06 Вт/мК і насипною щільністю 50-150 кг/м".Calcium and silicon carbides formed in the melting process, when in contact with water, form a large amount of gases that form the porosity of the glass material, which ensures its production with a thermal conductivity coefficient of 0.03-0.06 W/mK and a bulk density of 50-150 kg/ m".
Далі наведені приклади здійснення винаходу. У всіх прикладах використовувалися складовіExamples of the implementation of the invention are given below. All examples used components
БО шихти фракцій 0-50 мм. Для здійснення даного способу фракційний склад шихти не має принципового значення і її підготовка за однорідністю не потрібна.BO charges of fractions 0-50 mm. For the implementation of this method, the fractional composition of the charge is of no fundamental importance, and its preparation in terms of uniformity is not required.
Приклад 1Example 1
В шихті, що включає червоний шлам, який має наступний склад (мас. 9б):In the charge, which includes red sludge, which has the following composition (wt. 9b):
АІОз 12,51 5іО» 14,56AIOz 12.51 5iO» 14.56
СаО 13,98CaO 13.98
Еег2Оз - ЕеО 52,52 тіО» 3,63Eeg2Oz - EeO 52.52 tiO» 3.63
Маго 2,80,Mago 2.80,
довели вміст вуглецю до 3,5 мас. 95 додаванням відповідної кількості антрациту, а співвідношення 5іОг/СаО ж МдО до 1,3 додаванням піску та вапняку. Шихту розігрівали зі швидкістю 16 "С/хв.. до температури 1750 "С. При досягненні зазначеної температури розплав витримували протягом 30 хвилин, при якій за рахунок формування карбідів кремнію та кальцію в розплаві відбувається інтенсивне його насичення оксидом вуглецю (СО) - піноутворення, що сприяє активному перемішуванню шлаків і більш глибокому відновленню металів, а також якісному їх осадженню на подину плавильного агрегату. Після закінчення зазначеного часу шлакову частину розплаву відлили у воду з концентрацією мідного купоросу 0,3 г/літр. При цьому відбулося миттєве спінення маси. Металеву частину розплаву відлили у виливницю.brought the carbon content to 3.5 wt. 95 by adding the appropriate amount of anthracite, and the ratio of 5iOg/CaO and MdO to 1.3 by adding sand and limestone. The batch was heated at a rate of 16 °C/min to a temperature of 1750 °C. When the specified temperature was reached, the melt was kept for 30 minutes, during which, due to the formation of silicon and calcium carbides in the melt, it is intensively saturated with carbon monoxide (CO) - foaming, which contributes to the active mixing of slags and deeper recovery of metals, as well as their high-quality deposition on the bottom of the melting unit. After the specified time, the slag part of the melt was poured into water with a copper sulfate concentration of 0.3 g/liter. At the same time, instant foaming of the mass occurred. The metal part of the melt was poured into the mold.
Отриманий пористий скломатеріал мав усереднений коефіцієнт теплопровідності 0,036 Втм/К, насипну щільність 90 кг/м", відповідав ТУ У В.2.7.-14.32553104-001-2004 «Щебень и песок искусственнье пористье пеносиликатньєе» і мав наступний хімічний склад, мас. 9о:The resulting porous glass material had an average coefficient of thermal conductivity of 0.036 Wm/K, a bulk density of 90 kg/m", corresponded to TU U V.2.7.-14.32553104-001-2004 "Sand and artificial porous foam silicate" and had the following chemical composition, mass. 9o :
ТтіО. - 0,02,TtiO. - 0.02,
Еег2Оз -0,91, 5іО» - 52,00,Eeg2Oz -0.91, 5iO" - 52.00,
СаО - 39,60,CaO - 39.60,
Аг Оз - 6,70.Ag Oz - 6.70.
Хімічний склад металевої фази був наступним, мас. 90:The chemical composition of the metal phase was as follows, wt. 90:
Ее - 91,962,Ee - 91,962,
Ті - 1,988, о - 5,150,Ti - 1,988, o - 5,150,
ІФ) - не більше 0,900.IF) - no more than 0.900.
Вихід металу склав 98,2 95 від вихідного його вмісту в шлаку.The output of the metal was 98.2 95 of its initial content in the slag.
Приклад 2Example 2
В шихті, що включає червоний шлам, який має наступний склад (мас. б):In the charge, which includes red sludge, which has the following composition (wt. b):
Аг Оз 8,43 5іО» 14,66Ag Oz 8.43 5iO» 14.66
СаО 14,22CaO 14.22
Еег2Оз - ЕеО 56,62Eeg2Oz - EeO 56.62
Ті; 4,81Those; 4.81
Мао 1,26, довели вміст вуглецю до 4,5 мас. 95 додаванням відповідної кількості антрациту, а співвідношення 5і025/Сао до 1,5 додаванням піску та вапняку. Шихту розігрівали зі швидкістю 17"С/хв.. до температури 1770"С. Після досягнення зазначеної температури розплав витримували протягом 20 хвилин, при якій за рахунок формування карбідів кремнію та кальцію в розплаві відбувається інтенсивне його насичення оксидом вуглецю (СО) - піноутворення, що сприяє активному перемішуванню розплаву шлаків і більш глибокому відновленню металів, а також якісному їх осадженню на подину плавильного агрегату. Після закінчення зазначеного часу шлакову частину розплаву відлили у воду з концентрацією мідного купоросу 0,5 г/літр. При цьому відбулося миттєве спінення маси. Металеву частину розплаву відлили у виливницю.Mao 1.26, brought the carbon content to 4.5 wt. 95 by adding the appropriate amount of anthracite, and the ratio of 5.025/Сао to 1.5 by adding sand and limestone. The charge was heated at a rate of 17"C/min. to a temperature of 1770"C. After reaching the indicated temperature, the melt was held for 20 minutes, during which, due to the formation of silicon and calcium carbides in the melt, it is intensively saturated with carbon monoxide (CO) - foaming, which contributes to the active mixing of the slag melt and deeper recovery of metals, as well as their high-quality precipitation on the floor of the melting unit. After the specified time, the slag part of the melt was poured into water with a copper sulfate concentration of 0.5 g/liter. At the same time, instant foaming of the mass occurred. The metal part of the melt was poured into the mold.
Отриманий пористий скломатеріал мав усереднений коефіцієнт теплопровідності 0,031 Втм/К, насипну щільність 100 кг/м", відповідав ТУ У В.2.7.-14.32553104-001 -2004 «Щебень и песок искусственнье пористье пеносиликатньєе» і мав наступний хімічний склад, мас. 9о:The resulting porous glass material had an average coefficient of thermal conductivity of 0.031 Wm/K, a bulk density of 100 kg/m", corresponded to TU U V.2.7.-14.32553104-001 -2004 "Rubble and sand of artificial porous foam silicate" and had the following chemical composition, mass. 9o :
Еег2Оз - 0,33, 5іО» - 55,80,Eeg2Oz - 0.33, 5iO» - 55.80,
СаО - 37,90,CaO - 37.90,
Ті; - 0,09,Those; - 0.09,
Аг Оз - 5,88.Ag Oz - 5.88.
Хімічний склад металевої фази був наступним, мас. 90:The chemical composition of the metal phase was as follows, wt. 90:
Ее - 90,745,Ee - 90,745,
Ті -2,703, о - 5,752,Those -2.703, o - 5.752,
ІФ) - не більше 0,80. зо Вихід металу склав 99,6 95 від вихідного його вмісту в шлаку.IF) - no more than 0.80. zo The yield of metal was 99.6 95 of its initial content in the slag.
Приклад ЗExample C
В шихті, що включає червоний шлам, який має наступний склад (мас. 9б):In the charge, which includes red sludge, which has the following composition (wt. 9b):
Аг Оз 15,21 5іО» 12,02Ag Oz 15.21 5iO» 12.02
Сао 10,65Sao 10.65
Еег2Оз - ЕеО 5912Eeg2Oz - EeO 5912
ТО. 1,48THEN. 1.48
Мао 1,52, довели вміст вуглецю до 5,5 мас. 95 додаванням відповідної кількості антрациту, а співвідношення 5102/Сао до 1,4 додаванням піску та вапняку. Шихту розігрівали зі швидкістю 18 "Сб/хв.. до температури 1790 "С. Після досягнення зазначеної температури розплав витримували протягом 15 хвилин, при якій за рахунок формування карбідів кремнію та кальцію в розплаві відбувається інтенсивне його насичення оксидом вуглецю (СО) - піноутворення, що сприяє активному перемішуванню розплаву шлаків і більш глибокому відновленню металів, а також якісному їх осадженню на подину плавильного агрегату. Після закінчення зазначеного часу шлакову частину розплаву відлили у воду з концентрацією мідного купоросу 0,3 г/літр. При цьому відбулося миттєве спінення маси. Металеву частину розплаву відлили у виливницю.Mao 1.52, brought the carbon content to 5.5 wt. 95 by adding an appropriate amount of anthracite, and the ratio 5102/Cao to 1.4 by adding sand and limestone. The charge was heated at a rate of 18 "Sb/min.. to a temperature of 1790 "С. After reaching the specified temperature, the melt was held for 15 minutes, during which, due to the formation of silicon and calcium carbides in the melt, it is intensively saturated with carbon monoxide (CO) - foaming, which contributes to the active mixing of the slag melt and deeper recovery of metals, as well as their high-quality precipitation on the floor of the melting unit. After the specified time, the slag part of the melt was poured into water with a copper sulfate concentration of 0.3 g/liter. At the same time, instant foaming of the mass occurred. The metal part of the melt was poured into the mold.
Отриманий пористий скломатеріал мав усереднений коефіцієнт теплопровідності 0,041 Втм/К, насипну щільність 110 кг/м", відповідав ТУ У В.2.7.-144.32553104-001-2004 «Щебень и песок искусственнье пористье пеносиликатньєе» і мав наступний хімічний склад, мас. 90:The resulting porous glass material had an average coefficient of thermal conductivity of 0.041 Wm/K, a bulk density of 110 kg/m", corresponded to TU U V.2.7.-144.32553104-001-2004 "Sand and artificial porous foam silicate" and had the following chemical composition, mass 90 :
ЕегОз - 0,61,EegOz - 0.61,
Аг Оз -18,19, 5іО» - А8,74,Ag Oz -18.19, 5iO" - A8.74,
Сао - 31,83,Sao - 31.83,
Ті; - 0,63.Those; - 0.63.
Хімічний склад металевої фази був наступним, мас. 90:The chemical composition of the metal phase was as follows, wt. 90:
Ее - 84,51,Ee - 84.51,
Ті - 1,86, о - 12,83,Ti - 1.86, o - 12.83,
ІФ) - не більше 0,80.IF) - no more than 0.80.
Вихід металу склав 98,9 95 від вихідного його вмісту в шлаку.The output of the metal was 98.9 95 of its initial content in the slag.
Метал, отримуваний описаним способом, може використовуватися як основа для виробництва спецсталей і сплавів, а з отриманого пористого скломатеріалу виготовляється продукція будівельного призначення - теплоізоляційний матеріал, легкі бетони, фільтри, кераміка, піноскло, скловолокно.The metal obtained by the described method can be used as a basis for the production of special steels and alloys, and the obtained porous glass material is used for building products - thermal insulation material, lightweight concrete, filters, ceramics, foam glass, fiberglass.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| UAU201307571U UA85719U (en) | 2013-06-14 | 2013-06-14 | METHOD FOR PROCESSING red mud |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| UAU201307571U UA85719U (en) | 2013-06-14 | 2013-06-14 | METHOD FOR PROCESSING red mud |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| UA85719U true UA85719U (en) | 2013-11-25 |
Family
ID=52285237
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| UAU201307571U UA85719U (en) | 2013-06-14 | 2013-06-14 | METHOD FOR PROCESSING red mud |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| UA (1) | UA85719U (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2016174583A1 (en) * | 2015-04-29 | 2016-11-03 | Freij Wassim Mounir | Method for processing bauxite residue and production of glass rock material |
| GB2516364B (en) * | 2013-06-14 | 2017-11-15 | Mounir Freij Wassim | Method for processing red muds |
| CN110054225A (en) * | 2019-05-09 | 2019-07-26 | 新奥科技发展有限公司 | A kind of preparation method of oxygen carrier |
-
2013
- 2013-06-14 UA UAU201307571U patent/UA85719U/en unknown
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2516364B (en) * | 2013-06-14 | 2017-11-15 | Mounir Freij Wassim | Method for processing red muds |
| WO2016174583A1 (en) * | 2015-04-29 | 2016-11-03 | Freij Wassim Mounir | Method for processing bauxite residue and production of glass rock material |
| CN110054225A (en) * | 2019-05-09 | 2019-07-26 | 新奥科技发展有限公司 | A kind of preparation method of oxygen carrier |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Shen et al. | Harmless disposal and resource utilization for secondary aluminum dross: A review | |
| Chen et al. | New integrated method to recover the TiO2 component and prepare glass-ceramics from molten titanium-bearing blast furnace slag | |
| CN107083485B (en) | A kind of method of comprehensive utilization of alumina laterite | |
| CN109252045B (en) | Method for extracting metal aluminum and ferrosilicon alloy from aluminum-containing mineral | |
| US5865872A (en) | Method of recovering metals and producing a secondary slag from base metal smelter slag | |
| CN103030312B (en) | Treatment method of magnesium metal smelting waste slag | |
| UA85719U (en) | METHOD FOR PROCESSING red mud | |
| JP5790388B2 (en) | Separation method of steel slag by hydrochloric acid solution | |
| CN112958584B (en) | Method for reducing dangerous solid waste heavy metal by using secondary aluminum ash and utilizing molten slag | |
| WO1994011540A1 (en) | Process for producing alloy utilizing aluminum dross | |
| CN101476047B (en) | Method for preparing metal aluminum from aluminum-containing raw material | |
| CN113913621B (en) | Method for preparing aluminum-silicon-iron alloy by using high-aluminum gangue and purifying in grading manner | |
| CN105236899B (en) | A kind of electrolytic zinc acid leaching slag recycling innoxious use method | |
| RU2564187C2 (en) | Method of platinum-group metals extraction from spent catalysts on carriers out of aluminium oxide | |
| CN114150098B (en) | Method for preparing premelted calcium aluminate and metallic iron by reducing iron ore with secondary aluminum ash | |
| Zhou et al. | Alumina extraction from high-alumina ladle furnace refining slag | |
| JPS5933641B2 (en) | Processing method for converter slag | |
| RU2441927C2 (en) | Method for alumina industry slag treatment | |
| CN114716219A (en) | Cementing material for solidifying heavy metal and application thereof | |
| CN100556805C (en) | The industrialized preparing process of high-purity magnesium olivine crystal material | |
| CN106927706A (en) | A kind of method of incineration of refuse flyash synthetic crystal mineral material | |
| CN106048241B (en) | The method and apparatus that hot aluminium ash metal alum recovery and slag prepare steelmaking ingredient | |
| CN104611512A (en) | Preparation method for premelting-type calcium heptaaluminate desulfurizer | |
| López-Delgado et al. | Treatments of aluminium dust: a hazardous residue from secondary aluminium industry | |
| RU2307789C2 (en) | Method for chemical removal of impurities from chlorine-magnesium melt |