RU2148664C1 - Method of processing of aluminum slags - Google Patents

Method of processing of aluminum slags Download PDF

Info

Publication number
RU2148664C1
RU2148664C1 RU98111175A RU98111175A RU2148664C1 RU 2148664 C1 RU2148664 C1 RU 2148664C1 RU 98111175 A RU98111175 A RU 98111175A RU 98111175 A RU98111175 A RU 98111175A RU 2148664 C1 RU2148664 C1 RU 2148664C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
aluminum
alkali
slag
reaction volume
smelting
Prior art date
Application number
RU98111175A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU98111175A (en
Inventor
С.В. Дигонский
Н.А. Дубинин
Е.Д. Кравцов
В.В. Тен
Original Assignee
ОАО "Полиметалл"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by ОАО "Полиметалл" filed Critical ОАО "Полиметалл"
Priority to RU98111175A priority Critical patent/RU2148664C1/en
Publication of RU98111175A publication Critical patent/RU98111175A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2148664C1 publication Critical patent/RU2148664C1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy, particularly, processing of aluminum wastes; applicable in recovery of metals from salt aluminum slags. SUBSTANCE: method includes formation of reaction volume of electric furnace on base of halide eutectics of alkali and/or alkali-earth metals, provision of ore-thermic conditions of smelting in reaction volume, charging of aluminum slags, and removal of metal from reaction volume. Smelting is carried out at temperature of 950-1500 C in presence of solid carbon reducing. Halides of alkali and/or alkali-earth metals are used in the form of cryolite and calcium fluoride. Carbon reducing agent is used in the form of ground wastes of graphite electrodes of aluminum electrolyzers. The method allows reduction of oxide phase of salt aluminum slags and recovery of metals from them. EFFECT: higher efficiency. 3 cl, 1 ex

Description

Изобретение относится к металлургии, в частности, к переработке алюминиевых отходов и может быть использовано для извлечения металлов из солевых алюминиевых шлаков. The invention relates to metallurgy, in particular, to the processing of aluminum waste and can be used to extract metals from aluminum salt slag.

Известен способ переработки алюминиевых шлаков, сущность которого заключается в выделении оксидной составляющей шлаков путем саморафинирования расплава [1]. A known method of processing aluminum slag, the essence of which is the allocation of the oxide component of the slag by self-refining of the melt [1].

В известном способе оксидная составляющая солевых алюминиевых шлаков выделяется в самостоятельную фазу при расплавлении шлаков. In the known method, the oxide component of the aluminum salt slag is released into an independent phase during the melting of the slag.

Недостатком известного способа является невозможность получения металлов из оксидной составляющей алюминиевого шлака в процессе саморафинирования расплава. The disadvantage of this method is the inability to obtain metals from the oxide component of aluminum slag in the process of self-refining of the melt.

Известен способ переработки алюминиевых отходов, включающий загрузку и расплавление отходов при 700 - 780oC, загрузку флюса и слив алюминиевого расплава, отличающийся тем, что сначала флюсом покрывают поверхность металлической ванны, затем после загрузки отходов в металл флюсом покрывают выступающие куски, потом проводят нагревание, в качестве флюса используют отработанный электролит магниевого производства и криолит, переработку алюминиевых шлаков ведут при 750 - 780oC, а переработку алюминиевых ломов при 720 - 750oC [2].A known method of processing aluminum waste, including loading and melting waste at 700 - 780 o C, loading flux and draining aluminum melt, characterized in that the flux is first coated on the surface of the metal bath, then after loading the waste into the metal, the protruding pieces are covered with a flux, then heating is carried out , the used magnesium electrolyte and cryolite are used as flux, the processing of aluminum slag is carried out at 750 - 780 o C, and the processing of aluminum scrap at 720 - 750 o C [2].

В известном способе переработка алюминиевых шлаков заключается в сегрегировании от шлака небольшой части металлической фазы, оставшейся в шлаке при переработке алюминиевых ломов. In the known method, the processing of aluminum slag consists in segregating from the slag a small portion of the metal phase remaining in the slag during the processing of aluminum scrap.

Недостатком известного способа является то, что оксидная составляющая алюминиевых шлаков не выделяется из них и теряется в шлаковых отвалах. The disadvantage of this method is that the oxide component of aluminum slag is not allocated from them and is lost in slag dumps.

Известен способ, принятый за прототип, переработки лома алюминиевых сплавов включающий загрузку флюса и лома в плавильную камеру, нагрев до температуры плавления, плавку, удаление шлака и слив металла, отличающийся тем, что загрузку лома производят в предварительно расплавленный флюс, нагрев проводят пропусканием переменного электрического тока силой 7 - 11 килоампер при напряжении 10 - 20 вольт, плавку ведут под слоем флюса толщиной 20 - 40 см при соотношении 1 : 5 - 20 по массе лома и флюса, а в качестве флюсов используют смесь солей щелочных и щелочноземельных металлов с удельным весом, меньшим удельного веса лома на 0,3 - 0,5 г/см3 [3].The known method adopted for the prototype, processing scrap aluminum alloys, including loading flux and scrap into the melting chamber, heating to the melting temperature, melting, removing slag and draining the metal, characterized in that the scrap is loaded into a pre-molten flux, heating is carried out by passing an alternating electric current strength of 7 - 11 kiloamperes at a voltage of 10 - 20 volts, melting is carried out under a flux layer with a thickness of 20 - 40 cm at a ratio of 1: 5 - 20 by weight of scrap and flux, and a mixture of alkali salts and a gap are used as fluxes -earth metals with a specific gravity less than the specific gravity of scrap 0.3 - 0.5 g / cm 3 [3].

В известном способе лом алюминиевых сплавов, содержащий металлическую и оксидную составляющие, загружают в солевой расплав, при этом металлическая фаза отделяется от оксидной фазы, которая накапливается в расплавленном флюсе, образуя солевой шлак. In the known method, scrap of aluminum alloys containing metal and oxide components is loaded into the molten salt, the metal phase being separated from the oxide phase, which accumulates in the molten flux, forming salt slag.

Недостатком известного способа является то, что оксидная составляющая алюминиевого лома, переходя в состав солевого шлака, не подвергается дальнейшей переработке, а теряется в шлаковых отвалах. The disadvantage of this method is that the oxide component of aluminum scrap, passing into the composition of salt slag, is not subjected to further processing, but is lost in slag dumps.

Задачей изобретения является получение металлов из оксидной составляющей солевых алюминиевых шлаков. The objective of the invention is to obtain metals from the oxide component of aluminum salt slag.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки алюминиевых шлаков, включающем формирование реакционного объема электропечи на основе эвтектик галогенидов щелочных и/или щелочноземельных металлов, создание руднотермического режима плавки в реакционном объеме, загрузку алюминиевых шлаков и удаление металла из реакционного объема, согласно изобретению плавку ведут при температуре 950 - 1500oC в присутствии твердого углеродистого восстановителя, при этом в качестве галогенидов щелочных и/или щелочноземельных металлов используют криолит и фторид кальция, а в качестве углеродистого восстановителя используют измельченные отходы графитовых электродов алюминиевых электролизеров.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing aluminum slag, including forming a reaction volume of an electric furnace based on eutectics of halides of alkali and / or alkaline earth metals, creating an ore-thermal mode of smelting in the reaction volume, loading aluminum slags and removing metal from the reaction volume, according to the invention, smelting lead at a temperature of 950 - 1500 o C in the presence of a solid carbonaceous reducing agent, while as halides of alkaline and / or alkaline earth m metals use cryolite and calcium fluoride, and crushed waste from graphite electrodes of aluminum electrolyzers is used as a carbon reducing agent.

Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.

В ванну электропечи, футерованную углеродистой массой, загружают смесь, состоящую из криолита и плавикового шпата, расплавляют ее в дуговом режиме и в руднотермическом режиме доводят до жидкоподвижного состояния. Затем в ванну печи загружают шихту, состоящую из солевого шлака и углеродистого восстановителя. Оксидная составляющая солевого шлака растворяется в расплаве и восстанавливается из раствора углеродом, полученный сплав опускается на подину печи и отделяется от расплава галогенидов. В расплав загружается новая порция шихты и процесс повторяется. Нижняя граница температурного интервала процесса переработки алюминиевых шлаков определяется температурой плавления чистого криолита - 950oC, а верхняя граница - несколько превышает температуру плавления чистого фторида кальция - 1418oC.A mixture consisting of cryolite and fluorspar is loaded into a bath furnace lined with carbon mass, melted in an arc mode and brought to a liquid-mobile state in an ore-thermal mode. Then, a mixture consisting of salt slag and a carbon reducing agent is loaded into the furnace bath. The oxide component of salt slag dissolves in the melt and is reduced from the solution by carbon, the resulting alloy is lowered to the bottom of the furnace and separated from the melt of the halides. A new portion of the charge is loaded into the melt and the process is repeated. The lower limit of the temperature range of the processing of aluminum slag is determined by the melting point of pure cryolite - 950 o C, and the upper limit is slightly higher than the melting point of pure calcium fluoride - 1418 o C.

Пример осуществления предлагаемого способа. An example implementation of the proposed method.

В двухфазную электропечь переменного тока мощностью 300 кВт (потребляемое напряжение 100 В, сила тока 2,5 - 3 кА), позволяющую загружать до 500 кг шихтовых материалов, снабженную углеродистой футеровкой, загружался плавиковый шпат в количестве 100 кг, расплавлялся открытой электрической дугой и в руднотермическом режиме доводился до жидкоподвижного состояния с температурой расплава около 1500oC.300-kilowatt AC flux feldspar was loaded into a two-phase AC electric furnace with a power of 300 kW (power consumption 100 V, current 2.5 - 3 kA), which allows loading up to 500 kg of charge materials equipped with a carbon lining, was melted with an open electric arc and ore-thermal regime was brought to a liquid-mobile state with a melt temperature of about 1500 o C.

Затем в течение трех часов в печь было загружено 300 кг солевого алюминиевого шлака (отсев - 2 мм) следующего химического состава, %: NaCl - 9,12; KCl - 38,52; MgCl2 - 0,79; CaCl2 - 2,16; Al2O3 - 22,8; CuO - 1,1; SiO2 - 15,8; MnO - 0,15; ZnO - 1,0; Fe2O3 - 3,53; NiO - 0,21; PbO - 0,093; SnO - 0,068; TiO2 - 0,41; Cr2O3 - 0,079; п.п.п. - 4,02
При загрузке шлака его хлоридные составляющие (KCl + NaCl) частично переходили в расплав, понижая его плотность и температуру плавления за счет образования эвтектик, но основная часть хлоридных составляющих шлака возгонялась и удалялась с помощью газохода в систему газоочистки. Оксидные составляющие шлака полностью переходили в расплав, накапливаясь в нем. Одновременно со шлаком в печь было загружено 40 кг порошкообразного графита (отходы распиловки графитовых блоков). Кроме того, дополнительным восстановителем служили 75-миллиметровые графитовые электроды. Процесс восстановления оксидов фиксировался по горению оксида углерода над ванной печи.
Then within three hours, 300 kg of aluminum salt slag (screening - 2 mm) of the following chemical composition were loaded into the furnace,%: NaCl - 9.12; KCl - 38.52; MgCl 2 - 0.79; CaCl 2 - 2.16; Al 2 O 3 - 22.8; CuO - 1.1; SiO 2 - 15.8; MnO - 0.15; ZnO - 1.0; Fe 2 O 3 - 3.53; NiO - 0.21; PbO 0.093; SnO - 0.068; TiO 2 0.41; Cr 2 O 3 - 0.079; p.p.p. - 4.02
When slag was loaded, its chloride components (KCl + NaCl) partially passed into the melt, lowering its density and melting point due to the formation of eutectics, but the bulk of the chloride components of the slag was sublimated and removed using a gas duct to the gas purification system. The oxide components of the slag completely passed into the melt, accumulating in it. At the same time as slag, 40 kg of powdered graphite were loaded into the furnace (sawdust from graphite blocks). In addition, 75 mm graphite electrodes served as an additional reducing agent. The process of oxide reduction was recorded by the combustion of carbon monoxide over the bath furnace.

По окончании плавки из печи было извлечено около 30 кг металлического сплава и около 100 кг шлака. At the end of the smelting, about 30 kg of metal alloy and about 100 kg of slag were recovered from the furnace.

Ниже представлены результаты химического анализа полученных металлического сплава и шлака, мас.%. Below are the results of chemical analysis of the obtained metal alloy and slag, wt.%.

Металлический сплав
Al - 4,732
Si - 54,165
S - 0,015
Ti - 2,182
V - 0,190
Cr - 1,429
Mn - 1,484
Fe - 24,345
Ni - 1,629
Cu - 9,014
Zn - 0,008
Zr - 0,245
Nb - 0,197
Mo - 0,044
Ca - 0,195
Pb - 0,034
Sn - 0,093
C - < 0,1
Шлак
CaF2 - 20,754
Al2O3 - 65,848
SiO2 - 12,568
S - 0,195
K2O - 0,071
TiO2 - 0,246
Ba - 0,034
MnO - 0,027
Fe2O3 - 0,205
Ni - 0,001
Cu - 0,025
Zn - 0,001
Sr - 0,015
Zr - 0,010
Pb - нет
Cr - нет
P2O5 - нет
Как видно из результатов анализа, основу полученного сплава составляет ферросилиций.
Metal alloy
Al - 4.732
Si - 54.165
S - 0.015
Ti - 2,182
V - 0.190
Cr - 1,429
Mn - 1,484
Fe - 24,345
Ni - 1,629
Cu - 9,014
Zn - 0.008
Zr - 0.245
Nb - 0.197
Mo - 0,044
Ca - 0.195
Pb - 0,034
Sn - 0,093
C - <0.1
Slag
CaF 2 - 20.754
Al 2 O 3 - 65.848
SiO 2 - 12.568
S - 0.195
K 2 O - 0,071
TiO 2 - 0.246
Ba - 0,034
MnO - 0.027
Fe 2 O 3 - 0.205
Ni - 0.001
Cu - 0,025
Zn - 0.001
Sr - 0.015
Zr - 0.010
Pb - no
Cr - no
P 2 O 5 - no
As can be seen from the analysis results, the basis of the alloy obtained is ferrosilicon.

Таким образом, предлагаемый способ переработки алюминиевых шлаков позволяет восстанавливать оксидную фазу солевых алюминиевых шлаков и извлекать из них металлы. Thus, the proposed method of processing aluminum slag allows you to restore the oxide phase of salt aluminum slag and recover metals from them.

Claims (3)

1. Способ переработки алюминиевых шлаков, включающий загрузку и расплавление в электропечи флюса из солей галогенидов щелочных и щелочноземельных металлов, загрузку отходов в расплавленный флюс и плавку, удаление шлаков и слив металла из реакционного объема, отличающийся тем, что для формирования реакционного объема печи на основе эвтектик галогенидов щелочных и/или щелочноземельных металлов флюс расплавляют в дуговом режиме и доводят до жидкотекучего состояния в руднотермическом режиме, а плавку ведут при 950 - 1500oС, в присутствии углеродистого восстановителя.1. A method of processing aluminum slag, including loading and melting in an electric furnace a flux from salts of halides of alkali and alkaline earth metals, loading waste into molten flux and smelting, removing slag and draining the metal from the reaction volume, characterized in that for forming a reaction volume of a furnace based on eutectics halides of alkali and / or alkaline earth metal flux is melted in the arc mode and is brought to a flowable state ore-smelting mode, and melting was carried out at 950 - 1500 o C, in the presence of carbon odistogo reductant. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве галогенидов щелочных и/или щелочноземельных металлов используют криолит и фторид кальция. 2. The method according to claim 1, characterized in that cryolite and calcium fluoride are used as halides of alkali and / or alkaline earth metals. 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что в качестве углеродистого восстановителя используют измельченные отходы графитовых электродов алюминиевых электролизеров. 3. The method according to claim 1 or 2, characterized in that the crushed waste of graphite electrodes of aluminum electrolysis cells is used as the carbon reducing agent.
RU98111175A 1998-06-08 1998-06-08 Method of processing of aluminum slags RU2148664C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU98111175A RU2148664C1 (en) 1998-06-08 1998-06-08 Method of processing of aluminum slags

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU98111175A RU2148664C1 (en) 1998-06-08 1998-06-08 Method of processing of aluminum slags

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU98111175A RU98111175A (en) 2000-02-27
RU2148664C1 true RU2148664C1 (en) 2000-05-10

Family

ID=20207149

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU98111175A RU2148664C1 (en) 1998-06-08 1998-06-08 Method of processing of aluminum slags

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2148664C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115595454A (en) * 2022-10-27 2023-01-13 广东邦普循环科技有限公司(Cn) Method for producing aluminum ingot by recycling aluminum from waste lithium battery positive plate

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115595454A (en) * 2022-10-27 2023-01-13 广东邦普循环科技有限公司(Cn) Method for producing aluminum ingot by recycling aluminum from waste lithium battery positive plate
CN115595454B (en) * 2022-10-27 2024-01-05 广东邦普循环科技有限公司 Method for recycling aluminum from waste lithium battery positive plate to generate aluminum ingot

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Tabereaux et al. Aluminum production
US5024737A (en) Process for producing a reactive metal-magnesium alloy
US10557207B2 (en) Electrorefining of magnesium from scrap metal aluminum or magnesium alloys
AU647974B2 (en) Method for the treatment of potlining residue from primary aluminium smelters
JP2904744B2 (en) Method for electrolytic production of magnesium or its alloy
CA2860451A1 (en) Thermal and electrochemical process for metal production
CN110016557A (en) The method for producing ferro-silicon-aluminium as raw material electric arc furnace smelting using aluminium ash
EP2446065B2 (en) USE OF A BINARY SALT FLUX OF NaCl AND MgCI2 FOR THE PURIFICATION OF ALUMINUM OR ALUMINUM ALLOYS, AND METHOD THEREOF
CN110129565A (en) The method for producing Antaciron as raw material coreless armature feeding using aluminium ash
US4183745A (en) Demagging process for aluminum alloy without air pollution
US4214956A (en) Electrolytic purification of metals
US5135565A (en) Recovery of aluminum from dross using the plasma torch
Fray Anodic and cathodic reactions in molten calcium chloride
RU2148664C1 (en) Method of processing of aluminum slags
Tiwari Demagging Processes for Aluminum Alloy Scrap
US4214955A (en) Electrolytic purification of metals
CN110004300A (en) The method for producing Antaciron as raw material plasma jet feeding using aluminium ash
EP2331718B1 (en) Electroslag melting method for reprocessing of aluminium slag
Ono Fundamental aspects of calciothermic process to produce titanium
US6053959A (en) Method and composition for aluminum recycle using salt flux
RU2119540C1 (en) Method of reprocessing accumulator lead scrap
JP2002371376A (en) Method of recycling sludge, and slag-removing agent for molten aluminum alloy
GB1568118A (en) Electrolytic purification of aluminium
RU2083699C1 (en) Method of reprocessing aluminium wastes
JP7515880B2 (en) Electrochemical separation of tramp elements from steel scrap

Legal Events

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

Effective date: 20170609