WO2013070121A1 - Способ пирометаллугрической переработки красных шламов - Google Patents

Способ пирометаллугрической переработки красных шламов Download PDF

Info

Publication number
WO2013070121A1
WO2013070121A1 PCT/RU2012/000946 RU2012000946W WO2013070121A1 WO 2013070121 A1 WO2013070121 A1 WO 2013070121A1 RU 2012000946 W RU2012000946 W RU 2012000946W WO 2013070121 A1 WO2013070121 A1 WO 2013070121A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
red mud
slag
iron
processing
melting
Prior art date
Application number
PCT/RU2012/000946
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Анатолий Анатольевич ГОЛУБЕВ
Юрий Александрович ГУДИМ
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
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 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
Priority to IN1026MUN2014 priority Critical patent/IN2014MN01026A/en
Publication of WO2013070121A1 publication Critical patent/WO2013070121A1/ru

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/56—Manufacture of steel by other methods
    • C21C5/567—Manufacture of steel by other methods operating in a continuous way
    • 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • 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 relates to metallurgy and can be used for the efficient processing of red mud, by-products of the production of alumina.
  • Red mud is a finely divided substance, an environmentally harmful product containing a large amount of alkali NaOH and up to 50% moisture.
  • the moisture content in red mud can be reduced only to 25%.
  • Storage of red mud in special sludges requires significant costs, constant monitoring of the state of sludge storages and poses a serious danger to the surrounding territories.
  • red muds contain a significant amount of iron oxides (up to 55%), comparable with the content of iron oxides in medium-quality iron ores.
  • red mud contains a significant amount of titanium oxides, quite a lot of alumina A1 2 0z. Therefore, the processing of red mud with the extraction of its useful components, primarily iron, can be cost-effective.
  • Pyrometallurgical methods for processing red mud have a number of advantages, the main of which is the possibility of practically waste-free processing of mud, with the receipt of marketable products that are in demand on the market.
  • the disadvantages of pyrometallurgical methods for processing red mud are the need to use coolants to maintain the high temperature of the process and, most importantly, the need to dry the red mud (lowering the humidity to 10%) before loading into the melting unit.
  • the red mud must be pelletized, having received pellets, such a process is expensive and inefficient;
  • an addition to the red mud is provided for the preparation of a portion of the charge of a titanium magnetite ore concentrate containing from 1 to 15% titanium, as well as an additional amount of a carbon reducing agent and other materials.
  • the cast iron is heated to 1500-1550 ° C, a product containing iron oxide is added to it, from which iron is reduced by carbon of cast iron to convert cast iron to steel to obtain secondary slag. Then the main part of the steel is removed from the smelter, the secondary slag is added to primary, of which silicon and titanium are transferred to the remainder of the steel in the smelter by reduction with aluminum to obtain the final slag and ligature containing iron, titanium, silicon saturated with aluminum (obviously, aluminum oxide).
  • the main part of the ligature is removed from the smelting unit, after removal of the final slag, the titanium and silicon of the ligature residue are oxidized and the next portion of the recovered charge is fed into the slag phase formed after the ligature residue is converted to steel.
  • the final slag saturated with alumina is removed from the unit after the central part of the hearth of the melting unit is freed from ligature, carried out by rotation of the ligature residues by the electromagnetic field.
  • the transfer of the ligature residue into the slag phase of titanium and silicon is carried out by purging with air and / or oxygen supplied through sacrificial iron tubes.
  • the next portion of the recovered charge is fed into the slag phase formed after the transfer of the ligature residues to steel, which is rotated in the melting unit by an electromagnetic field.
  • the method does not explain how, in a subsequent production cycle, the recovered charge (where was it recovered in another unit?) is fed into the slag phase formed after the remnant of the ligature is transferred to steel;
  • the proposed method of pyrometallurgical processing of red muds solves the problem of creating a process of high-performance and efficient processing of red muds.
  • the red mud processing carried out in one stage further includes heating and drying the sludge in the drying device to a moisture content of 6-10% by heat of the gases leaving the smelting unit with a temperature of 1750-1850 ° C, into the drying the device to the wet red mud add 3-6% by weight of the sludge of lime production waste containing%:
  • dried red mud with a pressurized loading device is loaded from the dryer onto molten slag obtained during the processing of sludge heated to 1640-1680 ° C at a rate of 1, 2-1.4 tons per 1 m 2 of molten slag mirror per hour, iron recovery from the molten mixture is produced with carbon-containing materials loaded onto the slag in an amount ensuring the content of iron oxides in the reduced final slag in the range of 3-5%; separate discharge of the melting products is carried out continuously or periodically, supporting fluctuations in the level of the melt in the melting unit by no more than 200-300 mm due to changes in the drain rate and the amount of smelting products.
  • carbon monoxide CO exhaust gases from the smelting unit is used for partial solid-state reduction of iron.
  • the content of iron oxides in the reduced slag is adjusted by changing the amount of gaseous oxygen supplied to the fuel-oxygen burners at a constant flow rate of the carbon reducing agent.
  • the melting and heating of the charge materials loaded into the melting unit is carried out due to the heat obtained by oxidizing the carbon materials introduced in the required amount with gaseous oxygen, injected with water-cooled lances into the melting unit at a supersonic speed.
  • the dried red mud is injected into the melt in the melting unit by injectors.
  • red mud is carried out in a continuous fuel and oxygen skull melting unit with cooling of the metal body of the unit with a liquid metal coolant.
  • 35-45% of the used carbon reducing agent is loaded into the drying unit together with red mud.
  • the reduced low-iron slag is poured from the smelter into an arc furnace with a carbon lining of the bath and a complex alloy Fe-Si-Al-Ti and calcium-aluminum slag are obtained from it by carbon thermal reduction.
  • the implementation of the processing of red mud in one stage can significantly increase the performance of the smelter and simplify the processing technology.
  • red mud to a moisture content of 6-10% with the exhaust gases from the smelter at a temperature of 1750-1850 ° C makes it possible to safely process sludge without fear of explosion when wet sludge enters the molten heated slag, and also significantly increase the thermal efficiency of the unit. Drying red mud to a moisture content of less than 6% causes a decrease in the productivity of the drying device and will require a significant increase in the size and, accordingly, the cost of the drying device. A moisture content in the loaded red mud of more than 10% can lead to an explosion when it is processed in the smelter.
  • the temperature of the gases leaving the melting unit is less than 1750 ° C, and therefore the same temperature of the gases in the working space of the melting unit above the melt, it is possible to heat the slag melt and reduce the speed and completeness of iron reduction from the molten sludge.
  • the use of carbon monoxide ⁇ of the exhaust gases for partial solid-phase reduction of iron during heating and drying of red mud reduces the consumption of carbon reducing agent and increases the productivity of a smelter that processes red mud.
  • waste lime production in an amount of less than 3% by weight of red mud does not give a sufficient (due) effect.
  • the loading of dried red mud from the drying device into the melting unit on molten slag obtained during the processing of sludge heated to 1640-1680 ° C at a speed of 1.2-1.4 tons per 1 m 2 of molten slag mirror per hour provides the highest speed penetration of sludge and reduction of iron from it.
  • the charge loading speed is more than 1.4 tons per 1 m 2 of the melt mirror, the loaded charge does not have time to completely melt and heat up to the required temperature. This leads to a decrease in the temperature of the slag melt, a decrease in the rate of iron reduction, makes it difficult to separate droplets of the reduced iron alloy from the slag, and worsens the performance of the red mud processing.
  • the loading of carbonaceous materials for iron reduction to the slag in such an amount that the content of iron oxides in the reduced final slag is within 3-5% increases the speed of the red mud processing and allows obtaining the final slag with high mechanical properties suitable for the production of building materials and slag products.
  • the content of iron oxides in the reduced final slag of less than 3% does not allow to obtain the necessary high mechanical properties of the slag and reduces the performance of the sludge processing process.
  • the content of iron oxides in the final slag of more than 5% although it provides the necessary mechanical properties of the slag, leads to a deterioration in the performance of the sludge processing process as a result of a decrease in the yield of reduced iron in the form of cast iron (reduces the yield of cast iron from the processed sludge).
  • Fluctuation (decrease) in the level of the melt in the melting unit when the melting products are released by more than 300 mm results in a significant amount of slag dropping into the metal bath and accelerating the wear of the refractory lining of the metal bath.
  • a decrease in the level of the melt in the melting unit when releasing melting products by less than 200 mm is possible only with a very low speed of release and a small amount of melted products being drained.
  • This option is disadvantageous because it reduces the performance of the unit and reduces the temperature of the melting products in the casting ladles.
  • the injection of dried red mud by injectors into the melt located in the smelting unit makes it possible to simplify the scheme of loading sludge into the aggregate and reduce the capital costs of constructing the aggregate for processing red mud.
  • the loading of 30-45% of the carbon reducing agent used in the drying unit together with the red mud ensures accelerated drying of the sludge due to the additional heat input during partial oxidation of the reducing agent, enhances the solid-state reduction of iron and improves the productivity of the melting aggregate.
  • Figure 1 shows the technological scheme of the proposed method of pyrometallurgical processing of red mud.
  • the method of pyrometallurgical processing of red mud is as follows.
  • Red sludge with a moisture content of not more than 25% is loaded into the drying unit 1, to which wastes of lime production in the amount of 3-5% by weight of the sludge are added.
  • Low-melting waste of ferrous metals (cast iron and steel shavings, pig iron, small steel trimmings) is loaded into the melting unit 2 through the loading hole 3 in the housing.
  • the fuel-oxygen burners 4 are turned on and a liquid metal bath is deposited in order to prevent the refractory lining of the metal bath from being destroyed by the overheated slag melt.
  • the gases passing through the loading hole 3 from the melting unit with a temperature of 1750-1850 ° C pass through the drying unit, as a result, the moisture of the red mud is reduced to 6-10%, in the high temperature zone in the drying unit of the exhaust gas ⁇ solid-phase reduction of iron.
  • the dried charge is loaded into the melting unit first on the metal and then on the formed slag melt at a speed of 1.2-1.4 tons per 1 m 2 of the melt mirror per hour.
  • the slag heated to 1640-1680 ° C is charged with carbon-containing materials in the amount of iron oxides in the recovered final slag in the range of 3-5% through loading hole 3. If necessary, the content of iron oxides in the reduced final slag is adjusted at a constant consumption of the carbon reducing agent by changing the amount of oxygen supplied to the fuel-oxygen burners 4, droplets of the reduced iron are deposited from the slag melt 6 into the metal bath 7, carbonized during passage through the slag melt. In this case, the metal level in the metal bath increases.
  • the resulting molten iron and the recovered final slag are separately poured from the melting unit through flight devices 8, 9 into cast iron 10 and slag-filling ladles 1 1 at such a speed and in such quantity that the melt level in the melting unit does not fluctuate by more than 200-300 mm. This allows you to increase the resistance of the refractory lining of a metal bath, to increase the productivity of the process of processing red mud.
  • Part or all of the dried sludge can be blown into the slag melt by injectors 12, the dust collected in the gas purification 13 is blown into the melt by the same injectors 13.
  • a part (30-45%) of the used carbon reducing agent can be loaded into the drying device to accelerate the drying of the charge and improve the technical and economic indicators of the process of processing red mud.
  • the proposed method for processing red sludge is carried out in a continuous fuel-oxygen skull melting unit 2, the body of which is cooled by a liquid metal coolant in order to increase the continuous operation of the melting unit and reduce the consumption of refractories.
  • the melting and heating of the charge materials loaded into the melting unit is carried out due to the heat obtained during the oxidation of solid carbon-containing materials introduced through the loading hole 3 by gaseous oxygen injected into the melting unit at a supersonic speed by water-cooled tuyeres 4.
  • the recovered final low-iron slag is poured from the smelter into an arc furnace with a carbon lining of the bath and, at high temperature, the complex Fe-Si-Al-Ti alloy and calcium-aluminum slag are obtained from it by carbon thermal reduction.
  • Patent RU 2016099 C1. A method of producing iron ore sinter.
  • Patent RU 2086659 C A method of processing iron-alumina raw materials.
  • the method of disposal of red mud is a waste of alumina production.
  • Patent RU 2245371 C2. A method of processing red mud of alumina production.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Treatment Of Sludge (AREA)
  • Gasification And Melting Of Waste (AREA)

Abstract

Изобретение относится к пирометаллургической переработке красных шламов. Красный шлам плавят в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате, восстанавливают железо углеродистым восстановителем и раздельно выпускают металл и шлак. Дополнительно нагревают и сушат шлам в сушильном устройстве до влажности 6-10% теплом отходящих из плавильного агрегата газов с температурой 1750-1850°С с добавлением к влажному шламу 3-6% от массы шлама отходов производства извести. Высушенный шлам герметичным загрузочным устройством загружают из сушильного устройства на расплавленный шлак, нагретый до 1640-1680°С, со скоростью 1,2-1,4 тонны на 1 м2 зеркала расплавленного шлака в час, Восстановление железа из расплавленной шихты производят углеродсодержашими материалами, загружаемыми на шлак в количестве, обеспечивающем содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке в пределах 3-5%. Раздельный слив продуктов плавки осуществляют непрерывно или периодически, поддерживая колебания уровня расплава в плавильном агрегате не более, чем на 200-300 мм путем изменения скорости слива и количества продуктов плавки. Обеспечивается создание высокопроизводительного непрерывного одностадийного процесса переработки красных шламов и упрощение процесса переработки.

Description

Способ пирометаллургической переработки красных шламов
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для эффективной переработки красных шламов, побочных продуктов производства глинозема.
Производство алюминия неизбежно вызывает образование и накопление большого количества красного шлама, побочного продукта процессов получения глинозема. Красный шлам - мелкодисперсное вещество, экологически вредный продукт, содержащий большое количество щелочи NaOH и до 50% влаги. Традиционными методами содержание влаги в красных шламах удается понизить лишь до 25%. Хранение красных шламов в специальных шламохранилищах требует значительных затрат, постоянного мониторинга состояния шламохранилищ и представляет серьезную опасность для окружающих территорий.
В то же время красные шламы содержат значительное количество оксидов железа (до 55%), сопоставимое с содержанием оксидов железа в железных рудах среднего качества. Кроме того, в красных шламах содержится значительное количество оксидов титана, довольно много глинозема А120з. Поэтому переработка красного шлама с извлечением его полезных компонентов, прежде всего железа, может быть экономически выгодной.
Широкомасштабная переработка красных шламов может производиться гидрометаллургическими и пирометаллургическими способами. Известные гидрометаллургические способы переработки красных шламов довольно сложны в исполнении, малопроизводительны, неизбежно приводят к образованию вторичных вредностей, а для полной и окончательной переработки шлама должны сочетаться с пирометаллургическими способами. [1].
Пирометаллургические способы переработки красных шламов имеют ряд достоинств, главным из которых является возможность практически безотходной переработки шлама, с получением товарной продукции, пользующейся спросом на рынке. К недостаткам пирометаллургических способов переработки красных шламов относятся необходимость использования теплоносителей для поддержания высокой температуры процесса и, главное, необходимость сушки красного шлама (понижения влажности до 10%) перед загрузкой в плавильный агрегат.
Известны способы переработки красных шламов путем добавления шлама в шихту для производства железорудного агломерата, используемого при выплавке чугуна в доменных печах [2, 3 и др.]. Эти способы предусматривают введение в шихту для производства агломерата небольшого количества красного шлама и не могут решить проблемы широкомасштабной переработки красного шлама. Кроме того, весьма сложной и дорогой является доставка красного шлама из хранилищ к местам размещения аглофабрик заводов черной металлургии.
Известны способы, предусматривающие утилизацию красных шламов двухстадийным процессом [1, 4 и др.]. В таком случае для переработки шламов предусмотрены два агрегата. В первом агрегате (обычно это вращающаяся барабанная печь) осуществляется твердофазное восстановление железа из красного шлама. Во втором плавильном агрегате осуществляются довосстановление железа и разделение металлической и шлаковой составляющих металлизованного в первом агрегате продукта. Эти способы имеют серьезные недостатки, ограничивающие возможность их широкого промышленного применения:
- перед металлизацией в первом агрегате красный шлам необходимо окомковать, получив окатыши, такой процесс дорог и малопроизводителен ;
- агрегат для твердофазного восстановления железа из красного шлама имеет большие размеры и малую производительность;
- трудно согласовать работу агрегата твердофазного восстановления и плавильного агрегата.
Известны способы [5-9], предусматривающие переработку шихты, содержащей красный шлам, в одном агрегате, который используется сначала как агрегат для твердофазного восстановления железа из шихты, а затем как плавильный агрегат для разделения полученных металла и шлака. Общими недостатками этих способов являются: - сложная технологическая схема переработки шихты, содержащей красный шлам, трудноосуществимая в реальных промышленных условиях;
- низкая производительность предлагаемых процессов переработки красных шламов;
- полное отсутствие сведений о предполагаемой схеме сушки красного шлама, в то время, как использование влажного красного шлама в предлагаемых способах невозможно без понижения влажности красного шлама хотя бы до 10%.
Указанные недостатки почти полностью исключают возможность эффективной практической реализации предлагаемых способов переработки красного шлама в промышленных условиях.
Известен [8] способ переработки красного шлама глиноземного производства (патент RU 2245371), выбранный заявителем в качестве ближайшего аналога заявленного способа.
В известном способе, включающем подготовку порции шихты, содержащей красный шлам и углеродистый восстановитель, нагрев шихты в плавильном агрегате до температуры твердофазного восстановления железа, твердофазное восстановление оксидов железа в шихте углеродистым восстановителем и насыщение железа в подготовленной шихте углеродом, плавку восстановленной шихты с получением металлической фазы в виде чугуна и шлаковой фазы в виде первичного шлака, отделение чугуна от первичного шлака в полученном расплаве, нагретом до 1400°С, восстановление кремния и титана из содержащихся в первичном шлаке оксидов алюминием, удаление чугуна и первичного шлака из плавильного агрегата, предусмотрена добавка к красному шламу при подготовке порции шихты концентрата титаномагнетитовой руды, содержащего от 1 до 15% титана, а также дополнительного количества углеродистого восстановителя и прочих материалов. После отделения в плавильном агрегате первичного шлака от металла, чугун нагревают до 1500-1550°С, добавляют в него содержащий оксид железа продукт, из которого восстанавливают железо углеродом чугуна для перевода чугуна в сталь с получением вторичного шлака. Затем основную часть стали удаляют из плавильного агрегата, вторичный шлак добавляют к первичному, из которых кремний и титан переводят в остаток стали в плавильном агрегате восстановлением алюминием с получением насыщенного алюминием (очевидно, оксидом алюминия) конечного шлака и лигатуры содержащей железо, титан, кремний. Основную часть лигатуры удаляют из плавильного агрегата, после удаления конечного шлака титан и кремний остатка лигатуры окисляют и следующую порцию восстановленной шихты подают в шлаковую фазу, образованную после перевода остатка лигатуры в сталь.
Кроме того, подготовку шихты, содержащей концентрат титаномагнетитовой руды, углеродистый восстановитель и добавки выполняют окомкованием. В качестве добавок используют измельченные известняк и бентонит. В дальнейшем в качестве продукта, содержащего оксид железа, используют красный шлам, или титаномагнетитовый концентрат, или железную окалину прокатного и кузнечного производства, или железную руду.
Кроме того, насыщенный оксидом алюминия конечный шлак удаляют из агрегата после освобождения от лигатуры центральной части пода плавильного агрегата, осуществляемого путем вращения электромагнитным полем остатков лигатуры.
Кроме того, перевод в шлаковую фазу титана и кремния остатка лигатуры осуществляют путем продувки воздухом и/или кислородом, подаваемым через расходуемые железистые трубки.
Следующую порцию восстановленной шихты подают в шлаковую фазу, образованную после перевода остатков лигатуры в сталь, которую вращают в плавильном агрегате электромагнитным полем.
Кроме того, после восстановления алюминием кремния и титана из первичного и добавленного вторичного шлаков вновь образованный конечный шлак охлаждают и выделяют из него оксид алюминия путем его перевода в жидкую фазу содовым выщелачиванием с образованием осадка, содержащего кальций и редкоземельные металлы. Осадок обрабатывают соляной кислотой с получением осадка, содержащего концентрат редкоземельных металлов. Известный способ переработки красного шлама глиноземного производства имеет следующие недостатки:
- не содержит сведений или рекомендаций по организации процесса сушки красного шлама, без которой невозможна пирометаллургическая переработка красного шлама;
- осуществлять твердофазное восстановление железа из шихты в плавильном агрегате нерационально, потому что такой агрегат конструктивно не приспособлен для твердофазного восстановления, и производительность плавильного агрегата при выполнении этой операции будет очень низкой;
- восстанавливать кремний и титан из первичного шлака алюминием очень дорого, тем более учитывая тот факт, что в дальнейшем технология, рекомендуемая известным способом, приводит к окислению из чугуна восстановленных кремния и титана;
- получение стали нужного состава из чугуна в плавильном агрегате путем окисления углерода добавками материалов, содержащих оксиды железа, трудный и малопроизводительный процесс, особенно если учитывать наличие в чугуне восстановленных из первичного шлака кремния и титана, которые неизбежно будут окисляться раньше углерода чугуна;
- добавлять вторичный шлак в плавильном агрегате к первичному шлаку (неизвестно, где находился такой шлак, ранее удаленный из плавильного агрегата) невыгодно, так как в этом случае пригодный для получения высокоглиноземистого цемента первичный шлак с низким содержанием оксидов кремния и титана смешивается с вторичным шлаком, содержащим большое количество оксидов кремния и титана;
- способ не поясняет, каким образом в последующем цикле производства восстановленную шихту (где её восстанавливали, в другом агрегате?) подают в шлаковую фазу, образованную после перевода остатка лигатуры в сталь;
- получать из чугуна сталь выгоднее в сталеплавильном агрегате, смешивая чугун с ломом;
- в целом известный способ очень сложен. Технологически и организационно он не позволяет решить проблему массовой и экономически выгодной переработки красных шламов.
Предлагаемый способ пирометаллургической переработки красных шламов решает задачу создания процесса высокопроизводительной и эффективной переработки красных шламов.
Техническим результатом предлагаемого способа пирометаллургической переработки красных шламов является устранение недостатков ближайшего аналога, а именно:
- создание эффективной и высокопроизводительной технологии сушки красного шлама;
- создание высокопроизводительного непрерывного одностадийного процесса переработки красных шламов;
- организация экономичного и высокопроизводительного процесса жидкофазного восстановления железа в гарнисажном плавильном агрегате;
- исключение дорогостоящих сложных и повторяющихся операций довосстановления алюминием шлака, восстановленного предварительно углеродом;
- решение проблемы массовой и экономичной переработки красных шламов.
Технический результат достигается тем, что в способе пирометаллургической переработки красных шламов, включающем плавление красного шлама в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате, восстановление железа углеродистым восстановителем, раздельный выпуск полученных металла и шлака, согласно изобретению, переработка красного шлама, осуществляемая в одну стадию, дополнительно включает нагрев и сушку шлама в сушильном устройстве до влажности 6-10% теплом отходящих из плавильного агрегата газов с температурой 1750-1850°С, в сушильное устройство к влажному красному шламу добавляют 3-6% от массы шлама отходов производства извести, содержащих %:
СаО - 12-15; Si02 - 15-19;
A1203 - 4-5;
Fe203 - 1,5-2,0;
CaC03 - 56-62,
высушенный красный шлам герметичным загрузочным устройством загружают из сушильного устройства на расплавленный шлак, полученный при переработке шлама, нагретый до 1640-1680°С, со скоростью 1 ,2-1,4 тонны на 1 м2 зеркала расплавленного шлака в час, восстановление железа из расплавленной шихты производят углеродсодержащими материалами, загружаемыми на шлак в количестве, обеспечивающем содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке в пределах 3-5%, раздельный слив продуктов плавки осуществляют непрерывно или периодически, поддерживая колебания уровня расплава в плавильном агрегате не более, чем на 200-300 мм за счет изменения скорости слива и количества продуктов плавки.
Кроме того, монооксид углерода СО отходящих из плавильного агрегата газов используют для частичного твердофазного восстановления железа.
Кроме того, корректируют содержание оксидов железа в восстановленном шлаке, изменяя количество газообразного кислорода, подаваемого в топливокислородные горелки при неизменном расходе углеродистого восстановителя.
Кроме того, плавление и нагрев шихтовых материалов, загружаемых в плавильный агрегат, осуществляют за счет тепла, получаемого при окислении введенных в необходимом количестве углеродистых материалов газообразным кислородом, вдуваемым .в плавильный агрегат со сверхзвуковой скоростью водоохлаждаемыми фурмами.
Кроме того, высушенный красный шлам вдувают инжекторами в расплав, находящийся в плавильном агрегате.
Кроме того, переработку красных шламов осуществляют в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате непрерывного действия с охлаждением металлического корпуса агрегата жидкометаллическим теплоносителем . Кроме того, 35-45% используемого углеродистого восстановителя загружают в сушильный агрегат вместе с красным шламом.
Кроме того, восстановленный низкожелезистый шлак сливают из плавильного агрегата в дуговую печь с углеродистой футеровкой ванны и методом углетермического восстановления получают из него комплексный сплав Fe-Si-Al-Ti и алюмокальциевый шлак.
Осуществление переработки красного шлама в одну стадию позволяет значительно повысить производительность плавильного агрегата и упростить технологию переработки.
Нагрев и сушка красного шлама до влажности 6-10% теплом отходящих из плавильного агрегата газов с температурой 1750-1850°С дает возможность безопасно перерабатывать шлам, не опасаясь взрыва при попадании влажного шлама в расплавленный нагретый шлак, а также существенно повысить тепловой КПД агрегата. Сушка красного шлама до влажности менее 6% вызывает снижение производительности сушильного устройства и потребует существенного увеличения размеров и, соответственно и стоимости сушильного устройства. Содержание влаги в загружаемом красном шламе более 10% может привести к взрыву при его переработке в плавильном агрегате.
При температуре отходящих из плавильного агрегата газов менее 1750°С, а следовательно, и такой же температуре газов в рабочем пространстве плавильного агрегата над расплавом возможны затруднения с нагревом шлакового расплава и снижение скорости и полноты восстановления железа из расплавленного шлама.
Получение температуры отходящих газов более 1850°С требует повышенного расхода топлива и кислорода, а также увеличивает тепловые потери агрегата через корпус.
Использование монооксида углерода СО отходящих газов для частичного твердофазного восстановления железа в процессе нагрева и сушки красного шлама позволяет уменьшить расход углеродистого восстановителя и увеличить производительность плавильного агрегата, перерабатывающего красный шлам. Добавка перед загрузкой в сушильное устройство к влажному красному шламу 3-6% от массы шлама отходов производства извести, содержащих, %: 12-15 СаО, 15-19 Si02, 4-5 А1203, 1,5-2,0 Fe203, 56-62 СаСОз, приводит к облегчению процесса сушки шлама, уменьшению выноса пыли из сушильного устройства и некоторому снижению температуры плавления восстановленного конечного шлака процесса и, соответственно, повышению его жидкотекучести.
Добавка отходов производства извести в количестве менее 3% от массы красного шлама не дает достаточного (должного) эффекта.
Добавка отходов производства извести в количестве более 6% заметно снижает производительность плавильного агрегата и ухудшает механические свойства затвердевшего конечного шлака в результате повышения его основности.
Загрузка высушенного красного шлама из сушильного устройства в плавильный агрегат на расплавленный шлак, полученный при переработке шлама, нагретый до 1640-1680°С, со скоростью 1,2-1,4 тонны на 1 м2 зеркала расплавленного шлака в час обеспечивает наиболее высокую скорость проплавления шлама и восстановления из него железа.
При нагреве расплавленного шлака до температуры менее 1640°С снижаются скорость плавления загружаемого шлама и скорость и полнота восстановления железа, что приводит к снижению производительности плавильного агрегата и ухудшению показателей процесса переработки красного шлама.
При нагреве расплавленного шлака до температуры выше 1680°С увеличиваются тепловые потери агрегата и расход топлива на осуществление процесса. При этом не происходит заметного улучшения показателей процесса за счет увеличения скорости и полноты восстановления железа, так как возрастают потери железа за счет испарения в зоне контакта факелов топливокислородных горелок с расплавом.
При загрузке высушенного красного шлама (шихты) в плавильный агрегат на расплавленный шлак со скоростью менее 1,2 тонны на 1 м2 зеркала расплава снижается производительность агрегата, возможны перегрев шлака и увеличение тепловых потерь плавильного агрегата.
При скорости загрузки шихты более 1,4 тонны на 1 м2 зеркала расплава загруженная шихта не успевает полностью расплавиться и нагреться до необходимой температуры. Это приводит к снижению температуры шлакового расплава, уменьшению скорости восстановления железа, затрудняет отделение капелек восстановленного железного сплава от шлака и ухудшает показатели процесса переработки красного шлама.
Загрузка на шлак углеродсодержащих материалов для восстановления железа в таком количестве, чтобы содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке находилось в пределах 3-5%, увеличивает скорость процесса переработки красного шлама и позволяет получать конечный шлак с высокими механическими свойствами, пригодный для производства строительных материалов и шлаколитых изделий.
Содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке менее 3% не позволяет получать необходимые высокие механические свойства шлака и снижает производительность процесса переработки шлама.
Содержание оксидов железа в конечном шлаке более 5% хотя и обеспечивает получение необходимых механических свойств шлака, приводит к ухудшению показателей процесса переработки шлама в результате уменьшения выхода восстановленного железа в виде чугуна (уменьшает выход годного чугуна из перерабатываемого шлама).
Корректировка содержания оксидов железа в восстановленном конечном шлаке путем изменения количества кислорода, подаваемого в топливокислородные горелки, при неизменном расходе углеродистого восстановителя упрощает технологию, позволяет быстро и эффективно получать конечный шлак нужного состава с нужными свойствами.
Осуществление раздельного слива продуктов плавки (чугуна и конечного шлака) непрерывно или периодически с такой скоростью и в таком количестве, чтобы при этом уровень расплава в плавильном агрегате колебался не более, чем на 200-300 мм, позволяет увеличить стойкость огнеупорной футеровки металлической ванны и гарнисажа в шлаковой зоне плавильного агрегата, что приводит к улучшению показателей процесса переработки шлама.
Колебание (снижение) уровня расплава в плавильном агрегате при выпуске продуктов плавки на величину более 300 мм приводит к опусканию значительного количества шлака в металлическую ванну и ускорению износа огнеупорной футеровки металлической ванны.
Снижение уровня расплава в плавильном агрегате при выпуске продуктов плавки на величину менее 200 мм, возможно лишь при очень малой скорости выпуска и малом количестве сливаемых продуктов плавки. Такой вариант невыгоден, потому что он снижает производительность агрегата и уменьшает температуру продуктов плавки в разливочных ковшах.
Осуществление процессов плавления и нагрева шихтовых материалов, загружаемых в плавильный агрегат за счет тепла, получаемого при окислении введенных твердых углеродистых материалов газообразным кислородом, вдуваемым в плавильный агрегат со сверхзвуковой скоростью водоохлаждаемыми фурмами, позволяет заменить сравнительно дорогое и в некоторых местах дефицитное топливо - природный газ, более дешевыми и недефицитными материалами: каменным или бурым углем, а также углеродсодержащими отходами. Это дает возможность использовать предлагаемое изобретение в местностях, где нет природного газа, и уменьшить стоимость переработки красного шлама.
Вдувание высушенного красного шлама инжекторами в расплав, находящийся в плавильном агрегате, позволяет упростить схему загрузки шлама в агрегат и уменьшить капитальные затраты на сооружение агрегата по переработке красного шлама.
Осуществление переработки красных шламов в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате непрерывного действия с охлаждением металлического корпуса жидкометаллическим теплоносителем позволяет иметь необходимые высокую температуру расплава, ускорять протекание реакции восстановления железа из расплава, облегчает разделение шлаковой и металлической фаз в рабочем пространстве агрегата, гарантирует образование шлакового гарнисажа на рабочей поверхности корпуса и обеспечивает возможность длительной непрерывной работы без остановки агрегата для ремонта футеровки рабочего пространства.
Загрузка 30-45% используемого углеродистого восстановителя в сушильный агрегат вместе с красным шламом обеспечивает ускорение сушки шлама за счет дополнительного прихода тепла при частичном окислении восстановителя, усиливает протекание твердофазного восстановления железа и позволяет повысить производительность плавильного агрегата.
Загрузка менее 30% используемого углеродистого восстановителя в сушильный агрегат дает лишь незначительное увеличение скорости сушки красного шлама.
Загрузка более 45% используемого углеродистого восстановителя в сушильный агрегат хотя и увеличивает скорость сушки шлама, приводит к уменьшению суммарного теплового КПД процесса переработки красного шлама за счет существенного увеличения тепловых потерь с отходящими из сушильного агрегата газами, а также усложняет процесс очистки отходящих газов.
Слив восстановленного конечного низкожелезистого шлака из плавильного агрегата в дуговую печь с углеродистой футеровкой ванны и получение из него при высокой температуре методом углетермического восстановления комплексного сплава Fe-Si-Al-Ti и алюмокальциевого шлака позволяют организовать безотходную переработку красного шлама с получением пользующихся спросом товарных продуктов: чугуна в плавильном агрегате, комплексного сплава Fe-Si-Al-Ti и алюмокальциевого шлака в дуговой печи. В этом случае при переработке красного шлама не производятся никакие вторичные промышленные отходы и существенно снижаются удельные эксплуатационные расходы на производство товарной продукции.
Сущность заявленного способа поясняется технологической схемой. На фиг.1 приведена технологическая схема осуществления заявляемого способа пирометаллургической переработки красных шламов.
Способ пирометаллургической переработки красных шламов осуществляется следующим образом.
В сушильный агрегат 1 загружают красный шлам влажностью не более 25%, к которому добавлены отходы производства извести в количестве 3-5% от массы шлама. В плавильный агрегат 2 загружают через загрузочное отверстие 3 в корпусе легкоплавкие отходы черных металлов (чугунную и стальную стружку, чушковый чугун, мелкую стальную обрезь). Включают топливокислородные горелки 4 и наплавляют жидкую металлическую ванну, чтобы предохранить огнеупорную футеровку металлической ванны от разрушения перегретым шлаковым расплавом. В процессе наплавления металлической ванны отходящие через загрузочное отверстие 3 из плавильного агрегата с температурой 1750- 1850°С газы проходят через сушильный агрегат, в результате влажность красного шлама снижается до 6-10%, в зоне высоких температур в сушильном агрегате СО отходящих газов производит частичное твердофазное восстановление железа. После наплавления металлической ванны герметичным дозирующим загрузочным устройством 5 высушенная шихта загружается в плавильный агрегат сначала на металлический, а затем и на образовавшийся шлаковый расплав со скоростью 1,2-1,4 т на 1 м2 зеркала расплава в час.
Для восстановления железа и его науглероживания из полученного шлакового расплава на шлак, нагретый до 1640-1680°С, через загрузочное отверстие 3 загружают углеродсодержащие материалы в таком количестве, чтобы содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке находилось в пределах 3-5%. При необходимости содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке корректируют при неизменном расходе углеродистого восстановителя, изменяя количество кислорода, подаваемого в топливокислородные горелки 4, капельки восстановленного железа оседают из шлакового расплава 6 в металлическую ванну 7, науглероживаясь в процессе прохождения через шлаковый расплав. При этом уровень металла в металлической ванне увеличивается. По мере накопления в плавильном агрегате полученный жидкий чугун и восстановленный конечный шлак раздельно сливают из плавильного агрегата через леточные устройства 8, 9 в чугуноразливочные 10 и шлакоразливочные ковши 1 1 с такой скоростью и в таком количестве, чтобы при этом уровень расплава в плавильном агрегате колебался не более чем на 200-300 мм. Это позволяет повысить стойкость огнеупорной футеровки металлической ванны, повысить производительность процесса переработки красного шлама.
Часть или весь высушенный шлам может вдуваться в шлаковый расплав инжекторами 12, этими же инжекторами в расплав вдувается пыль, уловленная в газоочистке 13. Часть (30-45%) используемого углеродистого восстановителя может загружаться в сушильное устройство для ускорения сушки шихты и улучшения технико-экономических показателей процесса переработки красного шлама.
Предлагаемый способ переработки красных шламов осуществляют в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате 2 непрерывного действия, корпус которого охлаждается жидкометаллическим теплоносителем с целью увеличения срока непрерывной работы плавильного агрегата и уменьшения расхода огнеупоров. При отсутствии природного газа плавление и нагрев шихтовых материалов, загружаемых в плавильный агрегат, осуществляют за счет тепла, получаемого при окислении твердых углеродсодержащих материалов, введенных через загрузочное отверстие 3, газообразным кислородом, вдуваемым в плавильный агрегат со сверхзвуковой скоростью водоохлаждаемыми фурмами 4.
С целью улучшения экономических показателей процесса восстановленный конечный низкожелезистый шлак сливают из плавильного агрегата в дуговую печь с углеродистой футеровкой ванны и при высокой температуре методом углетермического восстановления получают из него комплексный сплав Fe-Si-Al-Ti и алюмокальциевый шлак.
Примеры конкретного осуществления, подтверждающие возможность внедрения в производство предложенного способа. Пример 1.
В нагревательную лабораторную печь ставили тигли с шихтой разного состава в соответствии с предложенным способом (по 300 г красного шлама влажностью 25% в составе шихты), делали выдержку 90 сек., затем доставали тигли с шихтой из печи и определяли содержание влаги в шихте по убыли массы. Проводили по 3 опыта каждого варианта. Результаты лабораторных опытов приведены в таблице 1.
Таблица 1.
Figure imgf000017_0001
Приведенные результаты свидетельствуют об ускорении процесса сушки шихты при добавке в красный шлам небольшого количества отходов производства извести или отходов производства извести и небольшого количества углеродистого восстановителя.
Пример 2.
В дуговой сталеплавильной печи ДС 1,5 вместимостью 1,5 т, с диаметром ванны 1,5 м, и площадью поверхности расплава 1,76 м2 проплавляли шихту, состоящую из сухого красного шлама (влажность 9,5%), добавок отходов извести и необходимого количества углеродистого восстановителя - коксика, одинакового для всех плавок. Плавки проводили с различной температурой расплава и разной скоростью загрузки шихты в печь.
Результаты опытных плавок приведены в таблице 2. Таблица 2.
Figure imgf000018_0001
Приведенные в таблице 2 результаты опытных плавок по переработке красного шлама подтверждают влияние температуры расплава и скорости загрузки шихты на скорость и полноту восстановления железа из красного шлама, а также эффективность параметров процесса, предложенного предлагаемым способом.
Пример 3.
Возможность нагрева и расплавления шихты за счет тепла, выделяющегося при окислении углеродистых материалов, загружаемых в плавильный агрегат, газообразным кислородом, вводимым в рабочее пространство водоохлаждаемыми фурмами, подтверждена результатами полупромышленных и промышленных экспериментов, описанными в [10, П].
Литература
1. Л.И. Леонтьев, Н.А. Ватолин, СВ. Шаврин, Н.С. Шумаков. Пирометаллургическая переработка комплексных руд. - М. «Ме- таллургия». 1997. - 432 с.
2. А.С. СССР SU 1770412 А1. Заявитель: Запорожский индустриальный институт. Авторы: А.И. Амосенок, Н.Ф. Колесник, С.С. Кудиевский.
3. Патент RU 2016099 С1. Способ получения железорудного агломерата. Авторы: Петров СИ., Утков В.А., Быткин В.Н., Крымов Г.П., Бастрыга И.М., Николаев СА. Патентообладатель: ОАО «Всероссийский алюминиево-магниевый институт». 4. A.C. СССР SU Al . Заявитель: Институт металлургии Уральского научного центра АН СССР. Авторы: В.А. Киселев, Л.И. Леонтьев, Г.Н. Кожевников, Л.И. Пермякова.
5. Патент RU 2086659 С1. Способ переработки железоглиноземистого сырья. Авторы: Буркин СП., Логинов Ю.Н., Коршунов Е.А., Жуков СС, Щипанов А.А., Налесник В.М. Патентообладатель: Акционерное общество закрытого типа «Белый соболь».
6. Патент RU 2179590 С1. Способ утилизации красного шлама- отхода глиноземного производства. Автор: Щукин B.C. Патентообладатель: Щукин B.C.
7. Патент RU 2165461 С2. Способ производства чугуна и шлака. Авторы: Коршунов Е.А., Смирнов Л.А., Буркин СП., Тарасов А.Г., Логинов Ю.Н., Сарапулов Ф.Н. Патентообладатель: ОАО «Уральский институт металлов».
8. Патент RU 2245371 С2. Способ переработки красного шлама глиноземного производства. Авторы: Коршунов Е.А., Буркин СП., Логинов Ю.Н., Логинова И.В., Андрюкова Е.А., Третьяков B.C. Патентообладатель: Общество с ограниченной ответственностью Фирма «ДАТА-ЦЕНТР».
9. Патент RU 2356955 С2. Авторы: Первушин Н.Г., Первушина В.П. Патентообладатель: Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Уральский государственный технический университет - УПИ имени Б.Н.Ельцина».
10. В.А. Кудрин. Теория и технология производства стали. М. «Мир». 2003 - 528 с.
11. Процесс РОМЕЛТ. Под редакцией В.А. Роменца. М. «МИСиС». Издательский дом «Руда и металлы» 2005. 400 с.

Claims

Ф О Р М У Л А
1. Способ пирометаллургической переработки красных шламов, включающий плавление красного шлама в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате, восстановление железа углеродистым восстановителем, раздельный выпуск полученных металла и шлака, отличающийся тем, что переработка красного шлама, осуществляемая в одну стадию, дополнительно включает нагрев и сушку шлама до влажности 6-10% теплом отходящих из плавильного агрегата газов с температурой 1750-1850°С, перед сушкой в сушильное устройство к влажному красному шламу добавляют 3-6% от массы шлама отходов производства извести, содержащих %:
СаО - 12-15;
Si02 - 15-19;
А1203 - 4-5;
Fe203 - 1,5-2,0;
СаСОз - 56-62,
высушенный красный шлам герметичным загрузочным устройством загружают из сушильного устройства на расплавленный шлак, полученный при переработке шлама, нагретый до 1640-1680°С, со скоростью 1,2-1,4 тонны на 1 м2 зеркала расплавленного шлака в час, восстановление железа из расплавленной шихты производят углеродсодержащими материалами, загружаемыми на шлак в количестве, обеспечивающем содержание оксидов железа в восстановленном конечном шлаке в пределах 3-5%, раздельный слив продуктов плавки осуществляют непрерывно или периодически, поддерживая колебания уровня расплава в плавильном агрегате не более, чем на 200-300 мм за счет изменения скорости слива и количества продуктов плавки.
2. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1, отличающийся тем, что монооксид углерода СО отходящих из плавильного агрегата газов используют для частичного твердофазного восстановления железа.
3. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1 , отличающийся тем, что корректируют содержание оксидов железа в восстановленном шлаке, изменяя количество газообразного кислорода, подаваемого в топливокислородные горелки при неизменном расходе углеродистого восстановителя.
4. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1 , отличающийся тем, что плавление и нагрев шихтовых материалов, загружаемых в плавильный агрегат, осуществляют за счет тепла, получаемого при окислении введенных в необходимом количестве углеродистых материалов газообразным кислородом, вдуваемым в плавильный агрегат со сверхзвуковой скоростью водоохлаждаемыми фурмами.
5. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1 , отличающийся тем, что высушенный красный шлам вдувают инжекторами в расплав, находящийся в плавильном агрегате.
6. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1, отличающийся тем, что переработку красных шламов осуществляют в топливокислородном гарнисажном плавильном агрегате непрерывного действия с охлаждением металлического корпуса агрегата жидкометаллическим теплоносителем.
7. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1 , отличающийся тем, что 35-45% используемого углеродистого восстановителя загружают в сушильный агрегат вместе с красным шламом.
8. Способ пирометаллургической переработки красных шламов по п. 1 , отличающийся тем, что восстановленный низкожелезистый шлак сливают из плавильного агрегата в дуговую печь с углеродистой футеровкой ванны и методом углетермического восстановления получают из него комплексный сплав Fe-Si-Al-Ti и алюмокальциевый шлак.
PCT/RU2012/000946 2011-11-07 2012-11-16 Способ пирометаллугрической переработки красных шламов WO2013070121A1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
IN1026MUN2014 IN2014MN01026A (ru) 2011-11-07 2012-11-16

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011145140/02A RU2479648C1 (ru) 2011-11-07 2011-11-07 Способ пирометаллургической переработки красных шламов
RU2011145140 2011-11-07

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2013070121A1 true WO2013070121A1 (ru) 2013-05-16

Family

ID=48290367

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2012/000946 WO2013070121A1 (ru) 2011-11-07 2012-11-16 Способ пирометаллугрической переработки красных шламов

Country Status (3)

Country Link
IN (1) IN2014MN01026A (ru)
RU (1) RU2479648C1 (ru)
WO (1) WO2013070121A1 (ru)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2634106C1 (ru) * 2016-12-22 2017-10-23 Вячеслав Константинович Селиверстов Способ переработки красного шлама
RU2697539C1 (ru) * 2019-04-09 2019-08-15 Борис Николаевич Улько Способ комплексной переработки мелкодисперсных металлосодержащих отходов
CN115029559A (zh) * 2022-04-14 2022-09-09 青岛森江冶金新材料有限公司 一种利用赤泥生产脱氧合金的方法

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2589948C1 (ru) * 2014-12-26 2016-07-10 Александр Васильевич Петров Способ получения чугуна синтегаль из красного шлама
RU2619406C2 (ru) * 2014-12-26 2017-05-15 Александр Васильевич Петров Способ комплексной переработки красного и нефелинового шламов
RU2734423C1 (ru) * 2019-12-17 2020-10-16 Публичное акционерное общество "Северсталь" (ПАО "Северсталь") Способ переработки красного шлама
WO2022115512A1 (en) * 2020-11-25 2022-06-02 Red Mud Enterprises Llc System for processing red mud and method of processing red mud

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3989513A (en) * 1972-06-06 1976-11-02 Magyar Aluminiumipari Troszt Method for the treatment of red mud
RU2245371C2 (ru) * 2003-02-03 2005-01-27 Общество с ограниченной ответственностью Фирма "Дата-Центр" Способ переработки красного шлама глиноземного производства
US20090255371A1 (en) * 2006-05-04 2009-10-15 Krause-Rohm-Systeme Ag Method for obtaining valuable products
RU2009122595A (ru) * 2009-06-11 2010-12-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университе Способ переработки красных шламов

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3989513A (en) * 1972-06-06 1976-11-02 Magyar Aluminiumipari Troszt Method for the treatment of red mud
RU2245371C2 (ru) * 2003-02-03 2005-01-27 Общество с ограниченной ответственностью Фирма "Дата-Центр" Способ переработки красного шлама глиноземного производства
US20090255371A1 (en) * 2006-05-04 2009-10-15 Krause-Rohm-Systeme Ag Method for obtaining valuable products
RU2009122595A (ru) * 2009-06-11 2010-12-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университе Способ переработки красных шламов
RU2428490C2 (ru) * 2009-06-11 2011-09-10 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н.Ельцина" Способ переработки красных шламов

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2634106C1 (ru) * 2016-12-22 2017-10-23 Вячеслав Константинович Селиверстов Способ переработки красного шлама
RU2697539C1 (ru) * 2019-04-09 2019-08-15 Борис Николаевич Улько Способ комплексной переработки мелкодисперсных металлосодержащих отходов
CN115029559A (zh) * 2022-04-14 2022-09-09 青岛森江冶金新材料有限公司 一种利用赤泥生产脱氧合金的方法

Also Published As

Publication number Publication date
RU2479648C1 (ru) 2013-04-20
IN2014MN01026A (ru) 2015-07-03

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2479648C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки красных шламов
CN102851425B (zh) 一种高铁赤泥铁、铝、钠高效分离综合利用的方法
CN108676942A (zh) 一种含铁和或锌铅铜锡等物料与熔融钢渣协同处理回收方法
CN106755654A (zh) 一种熔渣冶金熔融还原生产的方法
CN106755656A (zh) 一种熔渣冶金一步法回收的方法
CN114672643B (zh) 一种高铁赤泥和熔融钢渣协同利用方法
CN105838838B (zh) 一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法
EA011796B1 (ru) Способ и установка для извлечения цветных металлов из отходов производства цинка
KR930001334B1 (ko) 아연을 함유하는 금속성 더스트 및 슬러지의 활용방법
CN106755652A (zh) 一种含钛熔渣冶金一步法回收的方法
JP2010111941A (ja) フェロバナジウムの製造方法
Holtzer et al. The recycling of materials containing iron and zinc in the OxyCup process
KiranKumar et al. A review on processing of electric arc furnace dust (EAFD) by pyro-metallurgical processes
CZ200975A3 (cs) Technologie rafinace kovonosných odpadu s obsahem zinku v rotacní peci
WO2013011521A1 (en) A method for direct reduction of oxidized chromite ore fines composite agglomerates in a tunnel kiln using carbonaceous reductant for production of reduced chromite product/ agglomerates applicable in ferrochrome or charge chrome production.
RU2449031C2 (ru) Способ получения обесфосфоренного концентрата оолитовых железных руд
RU2245371C2 (ru) Способ переработки красного шлама глиноземного производства
WO1999036581A1 (en) Sustainable steelmaking by efficient direct reduction of iron oxide and solid waste minimisation
RU2003103262A (ru) Способ переработки красного шлама глиноземного производства
CN108558244B (zh) 一种利用热态转炉渣制备水泥混合料的装置及制备方法
RU2347764C2 (ru) Способ производства портландцементного клинкера из промышленных отходов
CN115261540B (zh) 赤泥中铁和尾渣回收方法
EA036823B1 (ru) Извлечение металлов из богатых кальцием материалов
CN111850304B (zh) 一种铜渣处理***和方法
RU2441927C2 (ru) Способ переработки шламов глиноземного производства

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 12847728

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 12847728

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1