WO2013029447A1 - 一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法 - Google Patents

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red mud
melting furnace
outlet
products
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胡长春
胡晓雪
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Hu Changchun
Hu Xiaoxue
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    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/006—Starting from ores containing non ferrous metallic oxides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/08—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in rotary furnaces
    • C21B13/085—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in rotary furnaces wherein iron or steel is obtained in a molten state
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/001—Dry processes
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
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    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the invention belongs to the technical field of metal smelting, and particularly relates to a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud. Background technique
  • Red mud its main components are: 5% ⁇ 25% alumina; 30% ⁇ 55% iron oxide; 5% ⁇ 25% silica; 3% ⁇ 9% sodium oxide; 10% ⁇ 15% sodium hydroxide; Titanium, magnesium oxide, calcium oxide, etc. 5% ⁇ 10%. It generally contains a large amount of iron oxide, and its appearance is similar to that of red soil. It is named; it is a polluted waste discharged from the aluminum industry for the extraction of alumina. Its pH is very high, and the pH of the leachate is 12.1 ⁇ 13.0. In industrial production, an average of 1 to 2 tons of alumina is produced, with 1 to 2 red mud.
  • the sodium salt content of 30 ⁇ 400 mg / L is a suitable range of public water sources, and the sodium salinity of the red mud liquid is as high as 26348 mg / L, so the red mud liquid with such high sodium salinity enters the water body, and its pollution is not said. And Yu.
  • the technical problem to be solved by the present invention is: Overcoming the deficiencies of the prior art, providing a benefit
  • the method for preparing hot iron water and by-products from red mud can solve the problem that the magnetic separation method (including superconducting magnetic separation method), the re-election method or the flotation method cannot be selected in the prior art, and can also solve the blast furnace.
  • the problem of the law "slag discharge” can make the poisonous and polluted red mud resource, and obtain the elemental iron; and achieve zero discharge of solid pollutants.
  • the technical solution adopted by the present invention to solve the technical problem thereof is: a process method for preparing hot iron water and by-products by using red mud, which is characterized in that: the following steps are included:
  • the temperature in the rotary kiln is 800 ⁇ 1460 degrees Celsius; the mixed raw material is dried and pre-reduced in the rotary kiln for 2 ⁇ 10 hours to form a semi-molten state. Still raw materials;
  • the temperature from the tail to the head in the rotary kiln is gradually increased from 800 degrees Celsius to 1460 degrees.
  • three gas guns are installed on the head of the guiding trough, and at least one gas gun is installed at different heights on the left and right sides of the tail of the diversion trough, and all the guns of the gas gun are installed.
  • the mouth is directed toward the unloading of the tail of the diversion trough, and the raw materials are jetted and assisted.
  • the method further comprises the following steps: d) the slag discharged from the slag outlet of the diversion tank enters the melting furnace through the slag inlet of the melting furnace, and the temperature in the melting furnace is 2250-2380 degrees Celsius; The reducing agent is maintained for 30 to 120 minutes; the cement clinker is obtained from the cement clinker outlet of the melting furnace, and the silicon-titanium aluminum alloy is obtained from the silicon-titanium alloy outlet of the melting furnace.
  • the method further comprises the following steps: e) the slag discharged from the slag outlet of the diversion tank enters the melting furnace through the slag inlet of the melting furnace, and the temperature in the melting furnace is 1400 to 1700 degrees Celsius; The agent is kept for 30 to 120 minutes; the microcrystalline powder is obtained from the bottom outlet of the melting furnace.
  • the method further comprises the following steps: f) collecting flue gas discharged from the flue gas outlet at the tail of the rotary furnace, obtaining superheated steam through the waste heat boiler; and absorbing sulfur dioxide, fluorine and arsenic in the flue gas through the water curtain dedusting alkali absorption tower
  • the exhaust gas is dissolved in a sodium (potassium)-containing alkaline aqueous solution to form a mixed liquid comprising sodium sulfide (potassium), sodium fluoride (potassium), sodium fluorosilicate (potassium), and sodium arsenate (potassium).
  • red mud: lime: coal 1: 0: 1 : 0.3.
  • red mud: lime: coal 1: 0. 2: 0.4.
  • the temperature in the guide trough is 1450 degrees Celsius, and the reducing material is subjected to melting and slag separation in the diversion tank for 4 hours.
  • the temperature in the guiding trough is 1500 ° C, and the reducing material is subjected to melting and slag separation in the diversion tank for 3 hours.
  • the temperature in the melting furnace is 2300 degrees Celsius; and the metal reducing agent is added for 90 minutes.
  • the temperature in the melting furnace is 1600 degrees Celsius; and the clarifying agent is added for 90 minutes.
  • the invention has the beneficial effects that it does not need to incorporate a large amount of calcium-containing compounds, and does not have to use coke, so that the problem of the slag slag in the prior art can be solved, and the problem can be greatly reduced.
  • the production cost; the toxic red mud will be resourced to obtain elemental iron, which solves the problem of red mud occupation and environmental pollution; and by-products such as silicon-titanium alloy, superheated steam, sodium salt and microcrystalline powder can also be obtained.
  • it enables large-scale industrial production of float crystallites.
  • the entire production process achieves zero discharge of solid pollutants, gas emission standards, true low carbon emissions, and environmental protection. It is a great circular economy project.
  • Figure 1 is a schematic view showing the structure of an apparatus embodying the present invention.
  • Fig. 1 an apparatus for carrying out a process for producing hot iron water and by-products using red mud for carrying out an embodiment of the present invention will be described. It should be noted that the process for producing hot iron water and by-products by using red mud in the embodiment of the present invention is not limited to the device of Fig. 1.
  • the positions of the rotary kiln 1, the guide trough 2, and the melting furnace 3 are sequentially lowered, and their respective heads or lower portions are opposite to the tail portions thereof.
  • the height of the upper part is low, that is: the head of the rotary kiln 1 is slightly lower than the tail; the tail of the guide groove 2 is lower than the head of the rotary kiln 1, but higher than the head of the flow guide 2; The upper portion of the furnace 3 is lower than the head of the flow guiding groove 2, but higher than the lower portion of the melting furnace 3.
  • the apparatus for carrying out the process of the present invention comprises a rotary kiln 1, a guide trough 2, a melting furnace 3, a flue gas outlet 11 is arranged at the tail of the rotary kiln 1, and a discharge port 12 is provided at the head, the rotary kiln 1
  • the flue gas outlet 11 is connected to a water curtain dust removing alkali absorption tower 14 through the waste heat boiler 13;
  • the inlet trough 2 is provided with a feed port 21 at the tail, and the head is provided with a slag tap 22;
  • the inlet port 21 communicates with the discharge port 12 of the head of the rotary kiln 1 through a passage made of refractory material, and the inlet port 21 serves as an outlet port of the flow guiding groove 2 at the same time;
  • 2 heads, three gas guns 23 are installed, and at the different heights on the left and right sides of the tail of the diversion trough 2, a gas gun 23
  • the upper part of the melting furnace 3 is provided with a slag opening 31, and the slag opening 31 and the slag opening 22 of the guiding trough 2 are connected by a refractory material; the slag opening 31 is simultaneously melted
  • the gas outlet of the sub-furnace 3 a cement clinker outlet 32 is disposed in the middle of the melting furnace, a silicon-titanium-aluminum alloy outlet 33 is disposed at the lower portion, and a bottom outlet 34 is disposed at the bottom.
  • the composition of red mud generally includes: Fe2O3 20 ⁇ 60%, A1203 10 ⁇ 20%, Si20 3 ⁇ 20%, CaO 2 ⁇ 8%, Na20 2 ⁇ 10%, Ti02 1 ⁇ 10%, loss on ignition 10 ⁇ 15%
  • the lime in the mixed raw material is replaced by dolomite and fluorite; coal can be used as bituminous coal, anthracite, and coke.
  • a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud comprising the following steps: a) taking red mud, lime, coal according to the ratio of weight percentage 1:0.1:0.3, and mixing them uniformly Mixed raw meal;
  • the temperature in the rotary kiln 1 is 800 ⁇ 1460 degrees Celsius; the mixed raw material is dried and pre-reduced in the rotary kiln for 2 ⁇ 10 hours to form a semi-melting The raw material of the state; the temperature from the tail to the head in the rotary kiln 1 is gradually increased from 800 degrees Celsius to 1460 degrees Celsius;
  • the above-mentioned raw materials are taken from the discharge port of the rotary kiln 1, through the inlet of the flow guide 2 21 enters into the diversion tank 2; three gas guns 23 are installed on the head of the diversion tank 2, and the muzzle of the gas gun 23 faces the unloading portion at the tail of the diversion trough 2, and the raw material is jetted and ignited.
  • the temperature in the guide trough 2 is 1450 degrees Celsius, and the raw material is passed through the diversion tank 2 for 4 hours to melt and slag iron separation; the upper layer of slag is discharged from the slag discharge port 22, and the lower layer of hot iron water is discharged from the hot iron water outlet 24 Outflow
  • the slag discharged from the slag outlet 22 of the diversion tank 2 enters the melting furnace 3 through the slag inlet 31 of the melting furnace 3, and the temperature in the melting furnace 3 is 2300 degrees Celsius; the metal reducing agent is added to keep 90 minutes; obtaining cement clinker from the cement clinker outlet 32 of the melting furnace 3, obtaining a silicon-titanium alloy from the silicon-titanium aluminum alloy outlet 33 of the melting furnace 3;
  • the flue gas discharged from the flue gas outlet 11 at the tail of the rotary kiln 1 is passed through the waste heat boiler 13 to obtain superheated steam; and the sulphur dioxide, fluorine, arsenic and the like in the flue gas are absorbed by the water curtain dedusting alkali absorption tower 14 It is dissolved in a sodium (potassium)-containing aqueous solution to form a mixed liquid comprising sodium sulfide (potassium), sodium fluoride (potassium), sodium fluorosilicate (potassium), and sodium arsenate (potassium).
  • a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud comprising the following steps: a) taking red mud, lime, coal according to the ratio of weight ratio 1: 0.2: 0.4, and mixing them uniformly Mixed raw meal;
  • the temperature in the rotary kiln 1 is 800 to 1460 degrees Celsius; the mixed raw material is dried and pre-reduced in the rotary kiln 1 for 2 to 10 hours to form a half The raw material in the molten state; the temperature from the tail to the head in the rotary kiln 1 is gradually increased from 800 degrees Celsius to 1460 degrees Celsius;
  • the above-mentioned raw material is introduced into the flow guiding groove 2 through the discharge port of the rotary kiln 1 through the inlet 21 of the flow guiding groove 2;
  • the three gas guns 23 are installed in the head of the guiding groove 2
  • a gas gun 23 is installed at each of different heights on the left and right sides of the tail of the guide trough 2, and the muzzle of all the gas guns 23 faces the unloading portion at the tail of the diversion trough 2, and the raw materials are jetted and assisted;
  • the temperature in the guide trough 2 is 1500 degrees Celsius, and the raw material is passed through the diversion tank 2 for 3 hours to be melted and separated from the slag iron; the upper slag is discharged from the slag discharge port 22, and the lower layer of hot molten iron is discharged from the hot iron water outlet 24 ;
  • the slag discharged from the slag outlet 22 of the diversion tank 2 enters the melting furnace 3 through the slag inlet 31 of the melting furnace 3, and the temperature in the melting furnace 3 is 2300 degrees Celsius; the metal reducing agent is added to keep 100 minutes; obtained from the cement clinker outlet 32 of the melting furnace 3, obtained by melting The silicon-titanium aluminum alloy outlet 33 of the divided furnace 3 is obtained from a silicon-titanium alloy;
  • the flue gas discharged from the flue gas outlet 11 at the tail of the rotary kiln 1 is passed through the waste heat boiler 13 to obtain superheated steam; and the sulphur dioxide, fluorine, arsenic and the like in the flue gas are absorbed by the water curtain dedusting alkali absorption tower 14 It is dissolved in a sodium (potassium)-containing aqueous solution to form a mixed liquid comprising sodium sulfide (potassium), sodium fluoride (potassium), sodium fluorosilicate (potassium), and sodium arsenate (potassium).
  • a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud comprising the following steps: a) taking red mud, lime, coal according to the ratio of weight percentage 1:0.1:0.3, and mixing them uniformly Mixed raw meal;
  • the temperature in the rotary kiln 1 is 900 ⁇ 1360 degrees Celsius; the mixed raw material is dried and pre-reduced in the rotary kiln for 3-8 hours to form a semi-melting The raw material of the state; the temperature from the tail to the head in the rotary kiln 1 is gradually increased from 900 degrees Celsius to 1360 degrees;
  • the above-mentioned raw material is introduced into the guiding trough 2 through the discharge port of the rotary kiln 1 through the inlet 21 of the diversion trough 2;
  • three gas guns 23 are installed in the head of the diversion trough 2, gas
  • the muzzle of the gun 23 faces the blanking of the tail portion of the guiding trough 2, and the raw material is jetted and assisted;
  • the temperature in the guiding trough 2 is 1700 degrees Celsius, and the raw material is passed through the diversion tank 2 for 1 hour. Melting, slag iron separation; the upper layer of slag is discharged from the slag outlet 22, and the lower layer of hot molten iron is discharged from the hot iron water outlet 24;
  • the slag discharged from the slag outlet 22 of the diversion tank 2 enters the melting furnace 3 through the slag inlet 31 of the melting furnace 3, and the temperature in the melting furnace 3 is 2380 degrees Celsius; metal reducing agent is added to keep 60 minutes; obtaining cement clinker from the cement clinker outlet 32 of the melting furnace 3, obtaining a silicon-titanium alloy from the silicon-titanium aluminum alloy outlet 33 of the melting furnace 3;
  • the flue gas discharged from the flue gas outlet 11 at the tail of the rotary kiln 1 is passed through the waste heat boiler 13 to obtain superheated steam; and the sulphur dioxide, fluorine, arsenic and the like in the flue gas are absorbed by the water curtain dedusting alkali absorption tower 14 It is dissolved in a sodium (potassium)-containing aqueous solution to form a mixed liquid comprising sodium sulfide (potassium), sodium fluoride (potassium), sodium fluorosilicate (potassium), and sodium arsenate (potassium).
  • a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud comprising the following steps: a) taking red mud, lime, coal according to the ratio of weight ratio 1: 0.2: 0.4, and mixing them uniformly Mixed raw meal;
  • the temperature in the rotary kiln 1 is 900 ⁇ 1360 degrees Celsius; the mixed raw material is dried in the rotary kiln 1 for 5 ⁇ 6 hours, and is pre-reduced to form a half The raw material in the molten state; the temperature from the tail to the head in the rotary kiln 1 is gradually increased from 900 degrees Celsius to 1360 degrees;
  • the above-mentioned raw material is introduced into the flow guiding groove 2 through the discharge port of the rotary kiln 1 through the inlet 21 of the flow guiding groove 2;
  • the three gas guns 23 are installed in the head of the guiding groove 2
  • a gas gun 23 is installed at each of different heights on the left and right sides of the tail of the guide trough 2, and the muzzle of all the gas guns 23 faces the unloading portion at the tail of the diversion trough 2, and the raw materials are jetted and assisted;
  • the temperature in the guide trough 2 is 1450 degrees Celsius, and the raw material is passed through the diversion tank 2 for 4 hours to melt and slag iron is separated; the upper slag is discharged from the slag discharge port 22, and the lower hot iron water is discharged from the hot iron water outlet 24 ;
  • the slag discharged from the slag outlet 22 of the diversion tank 2 enters the melting furnace 3 through the slag inlet 31 of the melting furnace 3, and the temperature in the melting furnace 3 is 2250 degrees Celsius; metal reducing agent is added to keep 120 minutes; obtaining cement clinker from the cement clinker outlet 32 of the melting furnace 3, obtaining a silicon-titanium aluminum alloy from the silicon-titanium aluminum alloy outlet 33 of the melting furnace 3;
  • the flue gas discharged from the flue gas outlet 11 at the tail of the rotary kiln 1 is passed through the waste heat boiler 13 to obtain superheated steam; and the sulphur dioxide, fluorine, arsenic and the like in the flue gas are absorbed by the water curtain dedusting alkali absorption tower 14 It is dissolved in a sodium (potassium)-containing aqueous solution to form a mixed liquid comprising sodium sulfide (potassium), sodium fluoride (potassium), sodium fluorosilicate (potassium), and sodium arsenate (potassium).
  • a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud comprising the following steps: a) taking red mud, lime, coal according to the ratio of weight percentage 1:0.1:0.3, and mixing them uniformly Mixed raw meal;
  • the temperature in the rotary kiln 1 is 800 ⁇ 1460 degrees Celsius; the mixed raw material is dried and pre-reduced in the rotary kiln for 2 ⁇ 10 hours to form a semi-melting The raw material of the state; the temperature from the tail to the head in the rotary kiln 1 is gradually increased from 800 degrees Celsius to 1460 degrees Celsius;
  • the above-mentioned raw materials are taken from the discharge port of the rotary kiln 1, through the inlet of the flow guide 2 21 enters into the diversion tank 2; three gas guns 23 are installed on the head of the diversion tank 2, and the muzzle of the gas gun 23 faces the unloading portion at the tail of the diversion trough 2, and the raw material is jetted and ignited.
  • the temperature in the guide trough 2 is 1550 degrees Celsius, and the raw material is passed through the diversion tank 2 for 3 hours to melt and slag iron separation; the upper layer of slag is discharged from the slag discharge port 22, and the lower layer of hot iron water is discharged from the hot iron water outlet 24 Outflow
  • the slag discharged from the slag outlet 22 of the flow guiding groove 2 enters the melting furnace 3 through the slag opening 31 of the melting furnace 3, and the temperature in the melting furnace 3 is 1500 ° C; adding clarifying agent, maintaining 100 Minutes; microcrystalline powder obtained from the bottom outlet 34 of the melting furnace 3;
  • the flue gas discharged from the flue gas outlet 11 at the tail of the rotary kiln 1 is passed through the waste heat boiler 13 to obtain superheated steam; and the sulphur dioxide, fluorine, arsenic and the like in the flue gas are absorbed by the water curtain dedusting alkali absorption tower 14 It is dissolved in a sodium (potassium)-containing aqueous solution to form a mixed liquid comprising sodium sulfide (potassium), sodium fluoride (potassium), sodium fluorosilicate (potassium), and sodium arsenate (potassium).
  • a process for preparing hot iron water and by-products by using red mud comprising the following steps: a) taking red mud, lime, coal according to the ratio of weight percentage 1:0.1:0.3, and mixing them uniformly Mixed raw meal;
  • the temperature in the rotary kiln 1 is 800 ⁇ 1460 degrees Celsius; the mixed raw material is dried and pre-reduced in the rotary kiln for 2 ⁇ 10 hours to form a semi-melting The raw material of the state; the temperature from the tail to the head in the rotary kiln 1 is gradually increased from 800 degrees Celsius to 1460 degrees Celsius;
  • the above-mentioned raw material is introduced into the guiding trough 2 through the discharge port of the rotary kiln 1 through the inlet 21 of the diversion trough 2;
  • three gas guns 23 are installed in the head of the diversion trough 2, gas
  • the muzzle of the gun 23 faces the blanking of the tail of the guiding trough 2, and the raw material is jetted and assisted; the temperature in the guiding trough 2 is 1550 degrees Celsius, and the raw material is passed through the diversion tank 2 for 3 hours. Melting, slag iron separation; the upper layer of slag is discharged from the slag outlet 22, and the lower layer of hot molten iron is discharged from the hot iron water outlet 24;
  • the slag discharged from the slag discharge port 22 of the flow guiding groove 2 enters the melting furnace 3 through the slag opening 31 of the melting furnace 3, and the temperature in the melting furnace 3 is 1600 degrees Celsius; clarifying agent is added to keep 60 Minutes; microcrystalline powder obtained from the bottom outlet 34 of the melting furnace 3;
  • the flue gas discharged from the flue gas outlet 11 at the tail of the rotary kiln 1 is obtained by the waste heat boiler 13 to obtain superheated steam; and then the dioxane in the flue gas is absorbed by the water curtain dedusting alkali absorption tower 14.

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Abstract

一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法，步骤：a)赤泥、石灰、煤混合；b)加入到回转炉(1)中烘干、预还原；c)将还原料进入导流槽(2)内喷气、助燃，进行熔融、渣铁分离；上层的渣由出渣口(22)排出，下层的热铁水由热铁水出口(24)流出；d)渣在熔分炉(3)制得水泥熟料、硅钛铝合金；e)渣在熔分炉(3)制得微晶石粉；f)回收过热蒸汽；制取混合液体。其可解决高炉法不能"吐渣"的问题，大大降低成本，解决了赤泥占地、污染环境的问题；还可得到硅钛铝合金、过热蒸汽、钠盐、微晶石粉等副产品，且绿色环保。

Description

一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法 技术领域
本发明属于金属冶炼技术领域，具体涉及一种利用赤泥制取热铁 水及副产品的工艺方法。 背景技术
赤泥， 其主要成分为： 氧化铝 5% ~ 25%; 氧化铁 30% ~ 55%; 氧化硅 5% ~ 25%; 氧化钠 3% ~ 9%; 灼钠盐 10% ~ 15%； 氧化钛、 氧化镁、 氧化钙等 5% ~ 10%。 它一般含氧化铁量较大， 外观与赤色 泥土相似，因而得名；它是制铝工业提取氧化铝时排出的污染性废渣， 其 pH值很高， 浸出液的 pH值为 12.1 ~ 13.0。 在工业化生产中， 一 般平均每生产 1吨氧化铝， 附带产生 1 ~ 2 赤泥。 中国作为世界第 4大氧化铝生产国， 每年排放的赤泥高达数千万吨， 而全世界每年产 生的赤泥约 7000万吨。 每年不断产生大量的赤泥不能充分有效的利 用， 已经对人类的生产、 生活造成多方面的直接和间接的影响， 所以 最大限度的减少赤泥的产量和危害， 实现多渠道、 大数量的资源化已 迫在眉睫。 由于此前国内外对赤泥尚无有效的工业化处理方法， 即使 发达国家也多是排入海中。 中国相关行业过去一般只能堆存，既占用 了大量土地， 又对土壤、 水源、 大气等造成污染。 一般认为钠盐含量 为 30 ~ 400 mg/L是公共水源的适合范围， 而赤泥附液的钠盐度高达 26348mg/L, 如此高钠盐度的赤泥附液进入水体， 其污染不言而喻。 为解决这一难题， 人们曾经试图使用高炉法、磁选法（包括超导磁选 法）或浮选法， 提取赤泥中的铁， 并由此 "消化" 大量堆存的赤泥， 但是， 因为赤泥中的铁是以深度氧化铁、铁盐等状态存在的， 故磁选 法（包括超导磁选法）、 重选法或浮选法根本无法提取其中的铁； 而 高炉法， 因为其中含有较大量的铝、钛及其化合物， 由于这些物质非 常粘稠， 不但阻止了高炉中的气固液三相反应的进行， 而且使得高炉 "吐渣"不能； 虽然可以掺入大量的含钙化合物以解决 "粘稠"问题， 但就大大增加了生产成本， 基本没有了效益， 失去了实用性， 所以不 再被使用。 发明内容
本发明要解决的技术问题是： 克服现有技术的不足，提供一种利 用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法，它既可以解决现有技术中磁 选法 （包括超导磁选法）、 重选法或浮选法根本无法选取的问题， 也 可以解决高炉法 "吐渣" 不能的问题， 使得有毒害、 污染的赤泥资源 化， 得到单质铁； 而且达到固体污染物零排放。
本发明解决其技术问题所釆用的技术方案是：一种利用赤泥制取 热铁水及副产品的工艺方法， 其特征在于： 包括如下步骤：
a )按照重量百分比 1 : 0.05 ~ 0.35: 0.2 ~ 0.5的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑中，回转窑内温度在摄氏 800 ~ 1460度； 混合生料在回转窑内经过 2 ~ 10小时， 进行烘干、 预还原， 生成呈半熔融状态的还原料；
c )将上述的还原料由回转窑的出料口， 经导流槽的入料口进入 到导流槽内； 所述导流槽头部安装至少一支燃气枪，燃气枪的枪口朝 向所述导流槽尾部的下料处， 对还原料进行喷气、助燃； 导流槽内温 度在摄氏 1450 ~ 1700度，还原料在导流槽内经过 1 ~ 4小时，进行熔 融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口排出， 下层的热铁水由热铁水出口 流出。
优选的， 所述步骤 b ) 中， 回转窑内从尾部到头部的温度， 从摄 氏 800度渐升至 1460度。
优选的， 所述步骤 c ) 中， 所述导流槽头部安装三支燃气枪， 在 所述导流槽尾部左右两侧的不同高度处各安装至少一支燃气枪，所有 燃气枪的枪口均朝向导流槽尾部的下料处，对还原料进行喷气、助燃。
优选的， 还包括如下步骤： d ) 由导流槽的出渣口排出的渣， 经 熔分炉的入渣口进入熔分炉内，熔分炉内温度为摄氏 2250 ~ 2380度； 加入金属还原剂，保持 30 ~ 120分钟； 由熔分炉的水泥熟料出口得到 水泥熟料， 由熔分炉的硅钛铝合金出口得到硅钛铝合金。
优选的， 还包括如下步骤： e ) 由导流槽的出渣口排出的渣， 经 熔分炉的入渣口进入熔分炉内，熔分炉内温度为摄氏 1400 ~ 1700度； 加入澄清剂，保持 30 ~ 120分钟；由熔分炉的底部出口得到微晶石粉。
优选的， 还包括如下步骤： f ) 从回转炉尾部的烟气出口排放出 的烟气， 经由余热锅炉后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔吸 收烟气中的二氧化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶 液， 生成包括硫化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 (钾） 的混合液体。 优选的， 所述步骤 a ) 中， 赤泥： 石灰： 煤 =1 : 0. 1 : 0.3。
优选的， 所述步骤 a ) 中， 赤泥： 石灰： 煤 =1 : 0. 2: 0.4。
优选的， 所述步骤 c ) 中， 导流槽内温度在摄氏 1450度， 还原 料在导流槽内经过 4小时， 进行熔融、 渣铁分离。
优选的， 所述步骤 c ) 中， 导流槽内温度在摄氏 1500度， 还原 料在导流槽内经过 3小时， 进行熔融、 渣铁分离。
优选的， 所述步骤 d ) 中， 熔分炉内温度为摄氏 2300度； 加入 金属还原剂， 保持 90分钟。
优选的， 所述步骤 e ) 中， 熔分炉内温度为摄氏 1600度； 加入 澄清剂， 保持 90分钟。
与现有技术相比，本发明的有益效果是： 它不必掺入大量的含钙 化合物， 也不必须使用焦炭， 就可以解决现有技术中高炉法 "吐渣" 不能的问题， 大大地降低了生产成本； 将使有毒的赤泥资源化， 得到 单质铁， 解决了赤泥占地、 污染环境的问题； 还可以得到诸如硅钛铝 合金、 过热蒸汽、 钠盐、 微晶石粉等副产品， 且使得浮法微晶石的大 规模工业化生产成为可能。 而且整个生产过程达到固体污染物零排 放， 气体达标排放， 真正的低碳排放， 绿色环保。 是一个大好的循环 经济项目。 附图说明
图 1是实施本发明的装置的结构示意图。
图中标记为：
1、 回转炉； 11、 烟气出口； 12、 出料口； 13、 . 余热锅炉； 14、 水幕除尘碱吸收塔； 2、 导流槽； 21、 入料口； 22、 . 出渣口； 23、 燃 气枪； 24、 热铁水出口； 25、 钢水包； 26、 铸铁机； 3、 熔分炉； 31、 入渣口； 32、 水泥熟料出口； 33、 硅钛铝合金出口； 34、 底部出口。 具体实施方式
下面结合附图实施例， 对本发明做进一步描述：
首先参见图 1 ,描述用于实施本发明实施例的利用赤泥制取热铁 水及副产品的工艺方法的装置。需要说明的是， 实施本发明实施例的 利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 并不限于图 1的装置。
如图 1所示， 安装时， 回转炉 1、 导流槽 2、 熔分炉 3三者所处 的位置是依次降低的，而且它们各自本身的头部或下部相对于其尾部 或上部的高度都低， 亦即： 回转炉 1的头部较其尾部略低； 导流槽 2 的尾部低于回转炉 1的头部，但高于导流槽 2的头部； 熔分炉 3的上 部低于导流槽 2的头部， 但高于熔分炉 3的下部。
实施本发明工艺方法的装置， 包括回转炉 1、 导流槽 2、 熔分炉 3 , 所述回转炉 1尾部设有烟气出口 11、 头部设有出料口 12, 所述回 转炉 1的烟气出口 11经过余热锅炉 13与一水幕除尘碱吸收塔 14连 通； 所述导流槽 2尾部设有入料口 21、 头部设有出渣口 22; 所述导 流槽 2尾部的入料口 21与所述回转炉 1头部的出料口 12通过由耐火 材料砌成的通道连通， 所述入料口 21同时作为导流槽 2的出气口； 在所述导流槽 2头部， 安装有三支燃气枪 23 , 在所述导流槽 2 尾部左右两侧的不同高度处， 分别设置有一支燃气枪 23 , 所述燃气 枪 23的枪口均朝向所述导流槽 2尾部的入料口 21的下料处；所述导 流槽 2头部下侧， 设置有热铁水出口 24, 所述热铁水出口 24低于所 述导流槽 2头部的出渣口 22; 所述热铁水出口 24连接钢水包 25或 铸铁机 26;
所述熔分炉 3上部设置有入渣口 31 , 所述入渣口 31与所述导流 槽 2的出渣口 22通过由耐火材料砌成通道连通；所述入渣口 31同时 作为熔分炉 3的出气口； 所述熔分炉中部设有一水泥熟料出口 32, 下部设有一硅钛铝合金出口 33 , 底部设有一底部出口 34。
赤泥的成分一般包括： Fe2O3 20 ~ 60%, A1203 10 ~ 20%, Si20 3 ~ 20%, CaO 2 ~ 8%, Na20 2 ~ 10%, Ti02 1 ~ 10%, 烧失量 10 ~ 15%; 混合生料中的石灰用白云石、 萤石替代； 煤可以使用烟煤、 无 烟煤、 焦末。
实施例一
参见图 1 , 详细描述实施本发明第一个实施例的工艺方法。 （如 果所用赤泥中， 钛铝的含量较高， 就釆用如下方法）
一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 包括如下步骤： a )按照重量百分比 1 : 0. 1 : 0.3的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑 1中， 回转窑 1内温度在摄氏 800 ~ 1460度； 混合生料在回转窑内经过 2 ~ 10小时， 进行烘干、 预 还原，生成呈半熔融状态的还原料；回转窑 1内从尾部至头部的温度， 从摄氏 800度渐升至 1460度；
c )将上述的还原料由回转窑 1的出料口， 经导流槽 2的入料口 21进入到导流槽 2内； 所述导流槽 2头部安装三支燃气枪 23 , 燃气 枪 23的枪口朝向所述导流槽 2尾部的下料处， 对还原料进行喷气、 助燃； 导流槽 2内温度在摄氏 1450度， 还原料在导流槽 2内经过 4 小时， 进行熔融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口 22排出， 下层的热 铁水由热铁水出口 24流出；
d ) 由导流槽 2的出渣口 22排出的渣， 经熔分炉 3的入渣口 31 进入熔分炉 3内，熔分炉 3内温度为摄氏 2300度；加入金属还原剂， 保持 90分钟； 由熔分炉 3的水泥熟料出口 32得到水泥熟料， 由熔分 炉 3的硅钛铝合金出口 33得到硅钛铝合金；
f )从回转炉 1尾部的烟气出口 11排放出的烟气， 经由余热锅炉 13后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔 14吸收烟气中的二氧 化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶液， 生成包括硫 化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液 体。
实施例二
参见图 1 , 详细描述实施本发明第二个实施例的工艺方法。 （如 果所用赤泥中， 钛铝的含量较高， 就釆用如下方法）
一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 包括如下步骤： a )按照重量百分比 1 : 0. 2: 0.4的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑 1中， 回转窑 1内温度在摄氏 800 ~ 1460度； 混合生料在回转窑 1内经过 2 ~ 10小时， 进行烘干、 预还原，生成呈半熔融状态的还原料； 回转窑 1内从尾部到头部的温 度， 从摄氏 800度渐升至 1460度；
c )将上述的还原料由回转窑 1的出料口， 经导流槽 2的入料口 21进入到导流槽 2内； 所述导流槽 2头部安装三支燃气枪 23 , 在所 述导流槽 2尾部左右两侧的不同高度处各安装一支燃气枪 23 , 所有 的燃气枪 23的枪口均朝向导流槽 2尾部的下料处， 对还原料进行喷 气、 助燃； 导流槽 2内温度在摄氏 1500度， 还原料在导流槽 2内经 过 3小时， 进行熔融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口 22排出， 下层 的热铁水由热铁水出口 24流出；
d ) 由导流槽 2的出渣口 22排出的渣， 经熔分炉 3的入渣口 31 进入熔分炉 3内，熔分炉 3内温度为摄氏 2300度；加入金属还原剂， 保持 100分钟； 由熔分炉 3的水泥熟料出口 32得到水泥熟料， 由熔 分炉 3的硅钛铝合金出口 33得到硅钛铝合金；
f )从回转炉 1尾部的烟气出口 11排放出的烟气， 经由余热锅炉 13后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔 14吸收烟气中的二氧 化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶液， 生成包括硫 化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液 体。
实施例三
参见图 1 , 详细描述实施本发明第三个实施例的工艺方法。 （如 果所用赤泥中， 钛铝的含量较高， 就釆用如下方法）
一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 包括如下步骤： a )按照重量百分比 1 : 0. 1 : 0.3的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑 1中， 回转窑 1内温度在摄氏 900 ~ 1360度； 混合生料在回转窑内经过 3 ~ 8小时， 进行烘干、 预 还原，生成呈半熔融状态的还原料；回转窑 1内从尾部至头部的温度， 从摄氏 900度渐升至 1360度；
c )将上述的还原料由回转窑 1的出料口， 经导流槽 2的入料口 21进入到导流槽 2内； 所述导流槽 2头部安装三支燃气枪 23 , 燃气 枪 23的枪口朝向所述导流槽 2尾部的下料处， 对还原料进行喷气、 助燃； 导流槽 2内温度在摄氏 1700度， 还原料在导流槽 2内经过 1 小时， 进行熔融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口 22排出， 下层的热 铁水由热铁水出口 24流出；
d ) 由导流槽 2的出渣口 22排出的渣， 经熔分炉 3的入渣口 31 进入熔分炉 3内，熔分炉 3内温度为摄氏 2380度；加入金属还原剂， 保持 60分钟； 由熔分炉 3的水泥熟料出口 32得到水泥熟料， 由熔分 炉 3的硅钛铝合金出口 33得到硅钛铝合金；
f )从回转炉 1尾部的烟气出口 11排放出的烟气， 经由余热锅炉 13后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔 14吸收烟气中的二氧 化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶液， 生成包括硫 化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液 体。
实施例四
参见图 1 , 详细描述实施本发明第二个实施例的工艺方法。 （如 果所用赤泥中， 钛铝的含量较高， 就釆用如下方法） 一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 包括如下步骤： a )按照重量百分比 1 : 0. 2: 0.4的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑 1中， 回转窑 1内温度在摄氏 900 ~ 1360度； 混合生料在回转窑 1 内经过 5 ~ 6小时， 进行烘干、 预还原，生成呈半熔融状态的还原料； 回转窑 1内从尾部到头部的温 度， 从摄氏 900度渐升至 1360度；
c )将上述的还原料由回转窑 1的出料口， 经导流槽 2的入料口 21进入到导流槽 2内； 所述导流槽 2头部安装三支燃气枪 23 , 在所 述导流槽 2尾部左右两侧的不同高度处各安装一支燃气枪 23 , 所有 的燃气枪 23的枪口均朝向导流槽 2尾部的下料处， 对还原料进行喷 气、 助燃； 导流槽 2内温度在摄氏 1450度， 还原料在导流槽 2内经 过 4小时， 进行熔融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口 22排出， 下层 的热铁水由热铁水出口 24流出；
d ) 由导流槽 2的出渣口 22排出的渣， 经熔分炉 3的入渣口 31 进入熔分炉 3内，熔分炉 3内温度为摄氏 2250度；加入金属还原剂， 保持 120分钟； 由熔分炉 3的水泥熟料出口 32得到水泥熟料， 由熔 分炉 3的硅钛铝合金出口 33得到硅钛铝合金；
f )从回转炉 1尾部的烟气出口 11排放出的烟气， 经由余热锅炉 13后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔 14吸收烟气中的二氧 化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶液， 生成包括硫 化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液 体。
实施例五
参见图 1 , 详细描述实施本发明第一个实施例的工艺方法。 （如 果所用赤泥中， 钛铝的含量较低， 就釆用如下方法）
一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 包括如下步骤： a )按照重量百分比 1 : 0. 1 : 0.3的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑 1中， 回转窑 1内温度在摄氏 800 ~ 1460度； 混合生料在回转窑内经过 2 ~ 10小时， 进行烘干、 预 还原，生成呈半熔融状态的还原料；回转窑 1内从尾部至头部的温度， 从摄氏 800度渐升至 1460度；
c )将上述的还原料由回转窑 1的出料口， 经导流槽 2的入料口 21进入到导流槽 2内； 所述导流槽 2头部安装三支燃气枪 23 , 燃气 枪 23的枪口朝向所述导流槽 2尾部的下料处， 对还原料进行喷气、 助燃； 导流槽 2内温度在摄氏 1550度， 还原料在导流槽 2内经过 3 小时， 进行熔融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口 22排出， 下层的热 铁水由热铁水出口 24流出；
e ) 由导流槽 2的出渣口 22排出的渣， 经熔分炉 3的入渣口 31 进入熔分炉 3内， 熔分炉 3内温度为摄氏 1500度； 加入澄清剂， 保 持 100分钟； 由熔分炉 3的底部出口 34得到微晶石粉；
f )从回转炉 1尾部的烟气出口 11排放出的烟气， 经由余热锅炉 13后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔 14吸收烟气中的二氧 化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶液， 生成包括硫 化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液 体。
实施例六
参见图 1 , 详细描述实施本发明第一个实施例的工艺方法。 （如 果所用赤泥中， 钛铝的含量较低， 就釆用如下方法）
一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法， 包括如下步骤： a )按照重量百分比 1 : 0. 1 : 0.3的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑 1中， 回转窑 1内温度在摄氏 800 ~ 1460度； 混合生料在回转窑内经过 2 ~ 10小时， 进行烘干、 预 还原，生成呈半熔融状态的还原料；回转窑 1内从尾部至头部的温度， 从摄氏 800度渐升至 1460度；
c )将上述的还原料由回转窑 1的出料口， 经导流槽 2的入料口 21进入到导流槽 2内； 所述导流槽 2头部安装三支燃气枪 23 , 燃气 枪 23的枪口朝向所述导流槽 2尾部的下料处， 对还原料进行喷气、 助燃； 导流槽 2内温度在摄氏 1550度， 还原料在导流槽 2内经过 3 小时， 进行熔融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口 22排出， 下层的热 铁水由热铁水出口 24流出；
e ) 由导流槽 2的出渣口 22排出的渣， 经熔分炉 3的入渣口 31 进入熔分炉 3内， 熔分炉 3内温度为摄氏 1600度； 加入澄清剂， 保 持 60分钟； 由熔分炉 3的底部出口 34得到微晶石粉；
f )从回转炉 1尾部的烟气出口 11排放出的烟气， 经由余热锅炉 13后得到过热蒸汽； 再经由水幕除尘碱吸收塔 14吸收烟气中的二氧 化硫、 氟、 砷等废气， 使之溶于含钠（钾）碱性水溶液， 生成包括硫 化钠 （钾）、 氟化钠 （钾）、 氟硅酸钠 （钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液 体。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非是对本发明作其 它形式的限制，任何熟悉本专业的技术人员可能利用上述揭示的技术 内容加以变更或改型为等同变化的等效实施例。但是凡是未脱离本发 单修改、、等同变化与改型: 仍属于 明技术方^:的保护范围。

Claims

权利要求书
1、一种利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺方法，其特征在于： 包括如下步骤：
a )按照重量百分比 1 : 0.05 ~ 0.25: 0.2 ~ 0.5的比例， 取赤泥、 石灰、 煤， 并将它们混合均匀， 制成混合生料；
b )将上述混合生料加入到回转窑中，回转窑内温度在摄氏 800 ~ 1460度； 混合生料在回转窑内经过 2 ~ 10小时， 进行烘干、 预还原， 生成呈半熔融状态的还原料；
c )将上述的还原料由回转窑的出料口， 经导流槽的入料口进入 到导流槽内； 所述导流槽头部安装至少一支燃气枪，燃气枪的枪口朝 向所述导流槽尾部的下料处， 对还原料进行喷气、助燃； 导流槽内温 度在摄氏 1450 ~ 1700度，还原料在导流槽内经过 1 ~ 4小时，进行熔 融、 渣铁分离； 上层的渣由出渣口排出， 下层的热铁水由热铁水出口 流出。
2、 根据权利要求 1所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 b )中， 回转窑内从尾部到头部的温度， 从摄氏 800度渐升至 1460度。
3、 根据权利要求 2所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 c ) 中， 所述导流槽头部安装三支燃气 枪； 在所述导流槽尾部左右两侧的不同高度处各安装至少一支燃气 枪, 所有燃气枪的枪口均朝向导流槽尾部的下料处，对还原料进行喷 气、 助燃。
4、 根据权利要求 3所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 还包括如下步骤：
d ) 由导流槽的出渣口排出的渣， 经熔分炉的入渣口进入熔分炉 内，熔分炉内温度为摄氏 2250 ~ 2380度；加入金属还原剂，保持 30 ~ 120分钟； 由熔分炉的水泥熟料出口得到水泥熟料， 由熔分炉的硅钛 铝合金出口得到硅钛铝合金。
5、 根据权利要求 3所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 还包括如下步骤： e ) 由导流槽的出渣口排出的 渣， 经熔分炉的入渣口进入熔分炉内， 熔分炉内温度为摄氏 1400 ~ 1700度； 加入澄清剂， 保持 30 ~ 120分钟； 由熔分炉的底部出口得 到微晶石粉。
6、 根据权利要求 4或 5所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的 工艺方法， 其特征在于： 还包括如下步骤： f )从回转炉尾部的烟气 出口排放出的烟气，经由余热锅炉后得到过热蒸汽；再经由水幕除尘 碱吸收塔吸收烟气中的二氧化硫、 氟、砷等废气，使之溶于含钠（钾） 碱性水溶液， 生成包括硫化钠（钾）、 氟化钠（钾）、 氟硅酸钠（钾）、 砷酸钠 （钾） 的混合液体。
7、 根据权利要求 6所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 a ) 中， 赤泥： 石灰： 煤 =1 : 0. 1 : 0.3。
8、 根据权利要求 6所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 a ) 中， 赤泥： 石灰： 煤 =1 : 0. 2: 0.4。
9、 根据权利要求 3所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 c ) 中， 导流槽内温度在摄氏 1450度， 还原料在导流槽内经过 4小时， 进行熔融、 渣铁分离。
10、根据权利要求 3所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 c ) 中， 导流槽内温度在摄氏 1500度， 还原料在导流槽内经过 3小时， 进行熔融、 渣铁分离。
11、根据权利要求 4所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 d ) 中， 熔分炉内温度为摄氏 2300度； 加入金属还原剂， 保持 90分钟。
12、根据权利要求 5所述的利用赤泥制取热铁水及副产品的工艺 方法， 其特征在于： 所述步骤 e ) 中， 熔分炉内温度为摄氏 1600度； 加入澄清剂， 保持 90分钟； 由熔分炉的底部出口得到微晶石粉。
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