RU2235795C1 - Method for reprocessing of galvanic sludge - Google Patents
Method for reprocessing of galvanic sludge Download PDFInfo
- Publication number
- RU2235795C1 RU2235795C1 RU2002134993A RU2002134993A RU2235795C1 RU 2235795 C1 RU2235795 C1 RU 2235795C1 RU 2002134993 A RU2002134993 A RU 2002134993A RU 2002134993 A RU2002134993 A RU 2002134993A RU 2235795 C1 RU2235795 C1 RU 2235795C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- sludge
- slag
- aluminum powder
- reaction
- metal
- Prior art date
Links
- 239000010802 sludge Substances 0.000 title claims abstract description 49
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 31
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 title abstract 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 50
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 50
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 40
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 36
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 34
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 claims abstract description 34
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 24
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 16
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 16
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 41
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 13
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 claims description 11
- 230000006698 induction Effects 0.000 claims description 8
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 3
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims description 2
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 claims 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 5
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 abstract description 3
- 238000000137 annealing Methods 0.000 abstract 1
- 238000005254 chromizing Methods 0.000 abstract 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 abstract 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 abstract 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract 1
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 17
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 11
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 11
- 238000007133 aluminothermic reaction Methods 0.000 description 10
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 10
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 9
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 6
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 6
- 238000005507 spraying Methods 0.000 description 6
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 5
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 5
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 5
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 4
- 238000007747 plating Methods 0.000 description 4
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 4
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 3
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 3
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 3
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 3
- 230000002269 spontaneous effect Effects 0.000 description 3
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 2
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical class [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 2
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 2
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N Alumina Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000012935 Averaging Methods 0.000 description 1
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 229940043430 calcium compound Drugs 0.000 description 1
- 150000001674 calcium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- UPHIPHFJVNKLMR-UHFFFAOYSA-N chromium iron Chemical compound [Cr].[Fe] UPHIPHFJVNKLMR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 239000004567 concrete Substances 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013016 damping Methods 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000009713 electroplating Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 230000017525 heat dissipation Effects 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 239000002440 industrial waste Substances 0.000 description 1
- 235000000396 iron Nutrition 0.000 description 1
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 239000008267 milk Substances 0.000 description 1
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 description 1
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003973 paint Substances 0.000 description 1
- -1 phosphides Chemical class 0.000 description 1
- 239000000049 pigment Substances 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
- 239000002966 varnish Substances 0.000 description 1
- 238000009423 ventilation Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способам переработки техногенных отходов, в частности шламов гальванического никелирования, меднения, хромирования и смешанных гальваношламов.The invention relates to methods for processing industrial wastes, in particular sludges, electroplating nickel plating, copper plating, chromium plating and mixed galvanic sludge.
Известен способ переработки гальваношламов, содержащих в своем составе медь, никель, хром, железо и другие элементы, включающий их смешивание с активными химическими веществами, в частности серой, и проведение физико-химической обработки, в результате которой шламы превращаются в медный или медно-никелевый концентрат и в железохромовый продукт, который может быть использован как пигмент, пригодный для лакокрасочного производства [Беликов В.В. и др. Переработка гальваношламов и хвостов флотации. Обогащение руд. 1999, №6, с.27-29].A known method of processing galvanic sludge containing copper, nickel, chromium, iron and other elements, including mixing them with active chemicals, in particular sulfur, and conducting physicochemical treatment, as a result of which the sludge turns into copper or copper-nickel concentrate and into an iron-chromium product that can be used as a pigment suitable for paint and varnish production [Belikov V.V. et al. Recycling of galvanic sludge and flotation tailings. Ore dressing. 1999, No. 6, p.27-29].
Недостатками способа являются высокие требования к однородности химического состава шлама, высокая трудоемкость и низкая рентабельность производства, базирующегося на этом способе.The disadvantages of the method are the high requirements for homogeneity of the chemical composition of the sludge, high complexity and low profitability of production based on this method.
Наиболее близким по достигаемому эффекту является способ переработки гальваношламов, включающий смешивание гальваношламов с алюминиевым порошком с получением реакционной смеси и проведение алюминотермического восстановления окисленных металлов шлама в реакционных емкостях при комнатной температуре без добавок шлакообразующих веществ с образованием сплава и шлака, пригодных для практического использования [патент СССР №1820915, C 22 B 5/04, 1993].The closest effect to be achieved is a method of processing galvanic sludge, including mixing galvanic sludge with aluminum powder to obtain a reaction mixture and carrying out aluminothermic reduction of oxidized sludge metals in reaction vessels at room temperature without additives of slag-forming substances with the formation of an alloy and slag suitable for practical use [USSR patent No. 1820915, C 22 B 5/04, 1993].
Недостатком этого способа является возможность самовозгорания порошкового алюминия и недостаточная полнота извлечения тяжелых металлов из гальваношламов.The disadvantage of this method is the possibility of spontaneous combustion of aluminum powder and the insufficient completeness of extraction of heavy metals from galvanic sludge.
Задачей предлагаемого изобретения является полное извлечение всех тяжелых металлов из шламов гальванического производства, устранение возможности самовозгорания порошкового алюминия, а также повышение эффективности и рентабельности процесса переработки гальваношламов.The task of the invention is the complete extraction of all heavy metals from sludges of galvanic production, eliminating the possibility of spontaneous combustion of aluminum powder, as well as increasing the efficiency and profitability of the galvanic sludge processing process.
Для решения поставленной задачи используют процесс алюминотермического восстановления имеющихся в шламе окисленных металлов, который проводят в металлических реакционных емкостях без предварительного подогрева реакционной смеси и без дополнительного введения в состав смеси каких-либо шлакообразующих веществ, в качестве восстановителя используют алюминиевый порошок с пассивированной поверхностью, а перед смешиванием с алюминиевым порошком гальваношламы подвергают активационно-стабилизационному обжигу при температуре 800-1000°С в течение 1-3 часов на воздухе.To solve this problem, the aluminothermic reduction process of the oxidized metals present in the sludge is used, which is carried out in metal reaction vessels without preheating the reaction mixture and without additional introduction of any slag-forming substances into the mixture, aluminum powder with a passivated surface is used as a reducing agent, and before by mixing with aluminum powder galvanic sludge is subjected to activation-stabilization firing at a temperature of 800-1000 ° C in t 1-3 hours in air.
В ходе процесса восстановления алюминий отнимает кислород у оксидов никеля, меди, хрома и др. Реакция идет с большим выделением тепла. В результате образуется смесь из капель жидкого металла и шлака. Эти жидкости, металлическая и шлаковая, не смешиваются друг с другом. Капли металла как более плотная жидкость оседают на дно реакционной емкости и после затвердевания образуют слиток. Шлак скапливается над поверхностью металла.During the reduction process, aluminum takes oxygen away from the oxides of nickel, copper, chromium, etc. The reaction proceeds with a large release of heat. The result is a mixture of droplets of liquid metal and slag. These liquids, metallic and slag, do not mix with each other. Drops of metal, as a denser liquid, settle to the bottom of the reaction vessel and, after solidification, form an ingot. Slag accumulates above the metal surface.
Необходимость проведения обжига гальваношламов связана с тем, что находящиеся в шламе металлы недостаточно окислены и потому приготовленные на их основе реакционные смеси нестабильны и не обладают достаточной реакционной способностью, т.е. не способны обеспечить ровное, без затуханий, протекание реакции восстановления. Окислительный обжиг на воздухе создает более стабильные оксидные структуры, содержащие в своем составе больше кислорода и обладающие большей активностью при алюмотермическом восстановлении. На них легко обеспечивается старт (начало) алюмотермической реакции и ровное, без затуханий, ее протекание вплоть до полного исчезновения реакционной смеси (т.е. до тех пор, пока вся реакционная смесь не будет израсходована вследствие протекания алюмотермической реакции).The need for firing galvanic sludge is due to the fact that the metals in the sludge are not sufficiently oxidized and therefore the reaction mixtures prepared on their basis are unstable and do not have sufficient reactivity, i.e. they are not able to provide an even, without attenuation, flow of the reduction reaction. Oxidative firing in air creates more stable oxide structures that contain more oxygen and are more active in aluminothermic reduction. On them, the start (start) of the aluminothermic reaction is easily ensured and its course, even without damping, proceeds until the reaction mixture disappears completely (i.e. until the entire reaction mixture is consumed due to the aluminothermic reaction).
Окислительный обжиг необходим также для удаления серы из шлама. При этом следует обеспечить активный отсос отходящих газов. После правильно проведенного окислительного обжига содержание серы в реакционной смеси должно быть не более 0,3% по массе. Порошковый алюминий из-за развитой поверхности обладает повышенной активностью и способностью к самовозгоранию на воздухе. Использование порошкового алюминия с пассированной поверхностью предотвращает его самовоспламенение. При этом реакционная способность такого алюминия остается достаточной для обеспечения протекания алюмотермической реакции. Использование алюминиевого порошка с пассированной поверхностью значительно повышает уровень техники безопасности при проведении алюминотермического процесса. Обычно в состав реакционной смеси, предназначенной для проведения алюмотермического процесса восстановления металлов из их оксидов, специально вводят шлакообразующие вещества (известь, CaF и др.). В случае гальванических шламов этого не требуется, т.к. шлакообразующие элементы уже присутствуют в составе шламов вследствие обработки отработавших электролитов известковым молочком. Образующиеся при этом сложные оксиды и другие соединения кальция в ходе алюмотермического процесса вступают во взаимодействие с оксидами алюминия, появляющимися вследствие протекания этого процесса, и образуют жидкие шлаки. В состав этих шлаков входят также другие химические соединения, имеющиеся в шламе (оксиды, сульфиды, фосфиды, силикаты никеля, железа, меди и других металлов). Присутствие этих соединений снижает, как правило, вязкость шлаков, увеличивает их жидкоподвижность и снижает плотность. Вследствие этого шлаки легко всплывают в металле, что способствует хорошему разделению металла и шлака. Высокое содержание в шлаке оксидов кальция создает достаточно большую сульфидную емкость шлака, вследствие чего образующиеся при алюмотермической реакции капли металла, взаимодействуя со шлаком, освобождаются от серы.Oxidation firing is also necessary to remove sulfur from the sludge. In this case, an active exhaust gas suction should be provided. After a correct oxidative calcination, the sulfur content in the reaction mixture should be no more than 0.3% by weight. Powder aluminum due to the developed surface has increased activity and the ability to spontaneous combustion in air. The use of powdered aluminum with a passivated surface prevents its self-ignition. In this case, the reactivity of such aluminum remains sufficient to ensure the occurrence of aluminothermic reaction. The use of aluminum powder with a passivated surface significantly increases the level of safety during the aluminothermic process. Usually, slag-forming substances (lime, CaF, etc.) are specially introduced into the composition of the reaction mixture intended for carrying out the aluminothermic process of reducing metals from their oxides. In the case of galvanic sludge this is not required, because slag-forming elements are already present in the sludge due to the treatment of spent electrolytes with lime milk. The resulting complex oxides and other calcium compounds during the aluminothermic process interact with aluminum oxides that appear as a result of this process and form liquid slags. The composition of these slags also includes other chemical compounds present in the sludge (oxides, sulfides, phosphides, silicates of nickel, iron, copper and other metals). The presence of these compounds reduces, as a rule, the viscosity of the slag, increases their fluidity and reduces the density. As a result of this, slags easily float in the metal, which contributes to a good separation of metal and slag. The high content of calcium oxides in the slag creates a sufficiently large sulfide capacity of the slag, as a result of which metal droplets formed during the aluminothermic reaction, interacting with the slag, are released from sulfur.
Объем, занимаемый металлом и шлаком, образовавшимся в результате алюмотермической реакции, почти в 10 раз меньше объема, который занимает сухая реакционная смесь. Поэтому для более эффективного использования объема реакционных емкостей сразу после окончания реакции восстановления в ту же реакционную емкость на поверхность жидкого шлака добавляют новую порцию реакционной смеси. При этом часть смеси погружается в шлак и алюмотермическая реакция происходит под слоем шлака. Это снижает рассеивание тепла реакции и расход восстановителя (порошка алюминия), который при реакции на воздухе частично окисляется кислородом воздуха. Подачу реакционной смеси на поверхность шлака следует продолжать до тех пор, пока емкость не наполнится продуктами реакции, т.е. пока уровень шлака не поднимется до края реакционной емкости.The volume occupied by the metal and slag formed as a result of the aluminothermic reaction is almost 10 times less than the volume occupied by the dry reaction mixture. Therefore, for a more efficient use of the volume of reaction vessels, immediately after the completion of the reduction reaction, a new portion of the reaction mixture is added to the surface of liquid slag in the same reaction vessel. In this case, part of the mixture is immersed in the slag and the aluminothermic reaction occurs under the slag layer. This reduces the heat dissipation of the reaction and the consumption of a reducing agent (aluminum powder), which, when reacted in air, is partially oxidized by atmospheric oxygen. The flow of the reaction mixture to the surface of the slag should be continued until the vessel is filled with reaction products, i.e. until the slag level rises to the edge of the reaction vessel.
Введение новых порций реакционной смеси в виде порошка приводит к частичной потере смеси за счет рассыпания и рассеивания (распыливания) восходящими потоками горячих газов. Кроме того, здесь имеет место перерасход алюминиевого порошка за счет малой насыпной плотности смеси и сравнительной отдаленности частиц алюминия (восстановителя) от частиц восстанавливаемых оксидов металлов. Вокруг частиц алюминия имеется много воздуха. Для устранения этих недостатков (снижения потерь смеси и перерасхода порошкового алюминия) реакционную смесь перед загрузкой в реакционную емкость следует брикетировать. При брикетировании частицы алюминия и оксидов металлов максимально сближаются друг с другом, а имеющийся между ними воздух выдавливается. Это облегчает реакцию восстановления металлов и делает ее более полной, т.к. частицы алюминия теперь окисляются в первую очередь за счет того, что отнимают кислород у близко расположенных слабых оксидов металлов, а не за счет окружающего их воздуха. В результате количество алюминия, необходимое для полного извлечения металлов из оксидов, снижается. Кроме того, брикетированную смесь легче загружать в реакционную емкость. Ее меньше теряется при транспортировке и хранении.The introduction of new portions of the reaction mixture in the form of a powder leads to a partial loss of the mixture due to scattering and dispersion (spraying) of the upward flows of hot gases. In addition, there is an overspending of aluminum powder due to the low bulk density of the mixture and the relative remoteness of aluminum particles (reducing agent) from particles of reduced metal oxides. There is a lot of air around aluminum particles. To eliminate these drawbacks (to reduce the loss of the mixture and the excessive consumption of aluminum powder), the reaction mixture should be briquetted before loading into the reaction vessel. When briquetting, particles of aluminum and metal oxides approach each other as much as possible, and the air between them is squeezed out. This facilitates the metal reduction reaction and makes it more complete, because aluminum particles are now oxidized primarily due to the fact that they take away oxygen from closely spaced weak metal oxides, and not due to the surrounding air. As a result, the amount of aluminum required for the complete extraction of metals from oxides is reduced. In addition, the briquetted mixture is easier to load into the reaction vessel. It is less lost during transportation and storage.
Процесс алюминотермического восстановления гальваношламов можно проводить непосредственно в тигельной индукционной печи. Реакционной емкостью в данном случае служит плавильный тигель индукционной печи. Процесс проводится при периодическом пополнении реакционной емкости (плавильного тигля) новыми порциями реакционной смеси до тех пор, пока продукты реакции не наполнят тигель.The process of aluminothermic reduction of galvanic sludge can be carried out directly in a crucible induction furnace. In this case, the reaction vessel is the melting crucible of the induction furnace. The process is carried out with periodic replenishment of the reaction vessel (melting crucible) with new portions of the reaction mixture until the reaction products fill the crucible.
После этого расплав следует нагреть токами высокой частоты до температуры на 150-200°С выше температуры ликвидуса сплава для придания ему необходимой жидкотекучести.After this, the melt should be heated by high-frequency currents to a temperature of 150-200 ° C above the liquidus temperature of the alloy to give it the necessary fluidity.
Выпуск расплава из печи осуществляют путем наклона печи. Металл вместе со шлаком переливается в специальную приемную чашу с отверстиями в дне, установленную на металлический кокиль. Через эти отверстия металлический расплав перетекает в кокиль и там затвердевает. Шлак как более легкая жидкость скапливается на поверхности металла. После того как металл полностью вытечет из приемной чаши, в кокиль начинает поступать жидкий шлак. При выбивке слитков шлак легко отделяется от металла. При проведении алюминотермической реакции в тигле индукционной плавильной печи целесообразно после каждой плавки оставлять на дне тигля небольшое количество жидкого расплава. Это облегчает и укорачивает начальный период алюминотермического процесса. Реакционная смесь просто загружается в тигель на зеркало металла. Реакция начинается сразу после соприкосновения смеси с расплавом. Способ позволяет извлекать из шлама более 97% по массе металлов, присутствующих в шламе в виде оксидов. Содержание серы в сплаве рафинировочного усредительного перепалава может быть получено менее 0,1% по массе.The release of the melt from the furnace is carried out by tilting the furnace. The metal, together with the slag, is poured into a special receiving bowl with holes in the bottom, mounted on a metal chill mold. Through these holes, the metal melt flows into the chill mold and there hardens. Slag as a lighter liquid accumulates on the surface of the metal. After the metal completely flows out of the receiving bowl, liquid slag begins to flow into the chill mold. When ingots are knocked out, the slag easily separates from the metal. When carrying out an aluminothermic reaction in a crucible of an induction melting furnace, it is advisable to leave a small amount of liquid melt at the bottom of the crucible after each melting. This facilitates and shortens the initial period of the aluminothermic process. The reaction mixture is simply loaded into a crucible on a metal mirror. The reaction begins immediately after the mixture contacts the melt. The method allows to extract from the sludge more than 97% by weight of the metals present in the sludge in the form of oxides. The sulfur content in the alloy refining averaging overflow can be obtained less than 0.1% by weight.
Пример 1Example 1
Переработке подвергали шлам гальванического никелирования, содержащий в своем составе 19,5% Ni, 0,8% Сu, 2,3% Fe, 12% Ca, 9% Mg, 0,5% Si, 1,5% S, 0,3% С. Активационно-стабилизационный обжиг шлама проводили в камерной нагревательной печи сопротивления при температурах 700, 800, 900, 1000 и 1100°С в течение 0, 5, 1, 2, 3, 4 часов в атмосфере воздуха. Обожженный по разным режимам шламы испытывали на наличие летучих веществ. Для этого каждый из образцов шламов нагревали до температуры 1650°С и выдерживали при этой температуре 3 минуты. Перед нагревом и после нагрева образцы шламов тщательно взвешивали на аналитических весах. Пригодным для проведения алюминотермического восстановления считали шламы, у которых потеря массы после высокотемпературного нагрева не превышала 4%. Для оценки реакционной способности обожженных шламов определяли степень их окисленности по содержанию высших оксидов, восстанавливаемых металлов (никеля, меди, железа). В таблице 1 приведены данные количественного фазового анализа, показывающие какую часть из общего объема соединений никеля, меди, железа составляют высшие оксиды этих металлов в шламах, обожженных по вышеуказанным режимам. В этой же таблице приведены сведения об интенсивности алюминотермической реакции этих шламов. Как видно, шлам, который обжигался при температуре меньшей 800°С и находящийся в зоне высоких температур менее 1 часа, является нереакционноспособным. У этого шлама после обжига менее 65% от общей массы имеющихся в нем металлов находится в виде высших оксидов. По мере того как в шламе нарастает количество высших оксидов, реакционная способность этих шламов увеличивается. Повышение температуры обжига выше 1000°С и нахождение шлама в зоне высоких температур более 3 часов уже не приводит к дальнейшему увеличению высших оксидов никеля, меди, железа, а следовательно, к увеличению реакционной способности шламов.The processing was subjected to galvanic nickel plating containing 19.5% Ni, 0.8% Cu, 2.3% Fe, 12% Ca, 9% Mg, 0.5% Si, 1.5% S, 0, 3% C. Activation-stabilization sludge firing was carried out in a resistance chamber heating furnace at temperatures of 700, 800, 900, 1000 and 1100 ° C for 0, 5, 1, 2, 3, 4 hours in an air atmosphere. Burnt sludge under different conditions was tested for the presence of volatile substances. For this, each of the samples of sludge was heated to a temperature of 1650 ° C and kept at this temperature for 3 minutes. Before heating and after heating, sludge samples were carefully weighed on an analytical balance. Sludges were considered suitable for carrying out aluminothermic reduction in which the mass loss after high-temperature heating did not exceed 4%. To assess the reactivity of the burnt sludge, the degree of their oxidation was determined by the content of higher oxides, reduced metals (nickel, copper, iron). Table 1 shows the data of the quantitative phase analysis, which shows what part of the total volume of nickel, copper, iron compounds is constituted by the higher oxides of these metals in sludges annealed according to the above conditions. The same table provides information on the intensity of the aluminothermic reaction of these sludges. As you can see, the sludge, which was burned at a temperature of less than 800 ° C and located in the zone of high temperatures for less than 1 hour, is non-reactive. After firing, this sludge contains less than 65% of the total mass of the metals present in it in the form of higher oxides. As the amount of higher oxides in the sludge increases, the reactivity of these sludges increases. An increase in the firing temperature above 1000 ° C and the presence of sludge in the high temperature zone for more than 3 hours no longer leads to a further increase in the higher oxides of nickel, copper, iron, and, consequently, to an increase in the reactivity of the sludge.
Пример 2Example 2
Шлам, содержащий в своем составе 19,5% Ni, 0,8% Cu, 2,3% Fe, 12% Ca, 9% Mg, 0,5% Si, 1,5% S, 0,3% С, обожженный при температуре 1000°С в течение 2 часов, разделяли на две равные части. Одну часть смешивали с алюминиевым порошком, полученным методом распыления аргоном. Другую часть шлама смешивали с алюминиевым порошком, полученным путем распыления струями воздуха и имеющим на поверхности порошинок тонкий слой оксида алюминия, снижающий активность порошкового алюминия по отношению к кислороду. В обоих случаях количество алюминия было одинаково и рассчитывалось, исходя из общего количества кислорода в оксидах и необходимости полного восстановления металлов (Ni, Cu, Fe). Полученную таким образом реакционную смесь загружали в металлические реакционные емкости. Перед зажиганием реакционной смеси часть емкостей вместе со смесью нагревали до температуры 100, 200, 300°С, а другую часть оставляли без подогрева. Оценивали интенсивность протекания реакции, выход реакции (полнота восстановления металлов из их оксидов) и выход металла в слиток для обоих типов смеси, т.е. для смесей с пассивированным и непассивированным алюминием. Результаты приведены в табл. 2.Sludge containing 19.5% Ni, 0.8% Cu, 2.3% Fe, 12% Ca, 9% Mg, 0.5% Si, 1.5% S, 0.3% C, calcined at a temperature of 1000 ° C for 2 hours, were divided into two equal parts. One part was mixed with argon sprayed aluminum powder. Another part of the sludge was mixed with aluminum powder obtained by spraying with air jets and having a thin layer of aluminum oxide on the surface of the powders, which reduces the activity of aluminum powder in relation to oxygen. In both cases, the amount of aluminum was the same and was calculated based on the total amount of oxygen in the oxides and the need for complete reduction of metals (Ni, Cu, Fe). The reaction mixture thus obtained was loaded into metal reaction vessels. Before igniting the reaction mixture, part of the containers together with the mixture was heated to a temperature of 100, 200, 300 ° C, and the other part was left unheated. The intensity of the reaction, the yield of the reaction (completeness of metal recovery from their oxides) and the metal yield of the ingot for both types of mixtures were evaluated, i.e. for mixtures with passivated and non-passivated aluminum. The results are shown in table. 2.
Из таблицы 2 видно, что при использовании как непассивированного, так и пассивированного порошкового алюминия нагрев реакционной смеси перед ее зажиганием приводит к чрезмерному повышению интенсивности протекания алюминотермической реакции, сопровождающейся выбросами металла и шлака из реакционной емкости и их разбрызгиванием. Для более спокойного протекания процесса восстановления реакционную смесь не следует подогревать, а поверхность алюминиевого порошка желательно пассивировать. Использование пассивированного порошкового алюминия незначительно снижает выход реакции по сравнению со случаем, когда процесс проводится без предварительного нагрева смеси и не оказывает никакого влияния на выход металла в слиток. Из сказанного следует, что для приготовления реакционной смеси при переработке гальванических шламов вполне может быть использован порошковый алюминий с пассивированой поверхностью, полученный распылением расплава воздухом. Подогревать реакционную смесь перед началом реакции нет необходимости.Table 2 shows that when using both non-passivated and passivated aluminum powder, heating the reaction mixture before igniting it leads to an excessive increase in the intensity of the aluminothermic reaction, accompanied by ejections of metal and slag from the reaction vessel and their spraying. For a more smooth course of the recovery process, the reaction mixture should not be heated, and it is desirable to passivate the surface of the aluminum powder. The use of passivated aluminum powder slightly reduces the yield of the reaction compared to the case when the process is carried out without pre-heating the mixture and does not have any effect on the yield of metal in the ingot. From the foregoing, it follows that for the preparation of the reaction mixture in the processing of galvanic sludge, powder aluminum with a passivated surface obtained by spraying the melt with air can well be used. It is not necessary to heat the reaction mixture before starting the reaction.
Пример 3Example 3
Обожженный при 1000°С в течение 2 часов гальванический шлам, состав которого приведен в примерах 1 и 2, использовали для приготовления реакционной смеси. В качестве восстановителя применяли пассивированный алюминиевый порошок. Шлакообразующие вещества дополнительно в состав реакционной смеси не вводили. Полученную реакционную смесь загружали в металлические реакционные емкости, часть реакционной смеси брикетировали. Загруженную в емкости смесь поджигали без какого-либо предварительного подогрева. В ходе алюминотермической реакции в емкости добавляли реакционную смесь до тех пор, пока уровень шлака не достигал верхних горизонтов реакционной емкости. Часть реакционных емкостей пополняли сыпучей реакционной смесью, часть - брикетированной. В обоих случаях реакция алюминотермического восстановления протекала ровно, без выбросов и сильного разбрызгивания расплава. Химический анализ состава полученных слитков показал, что сплав, полученный из брикетированной смеси, содержал на 30% больше алюминия, чем сплав, полученный из сыпучей смеси. Это говорит о том, что количество алюминия при шихтовке реакционной смеси в случае ее брикетирования может быть уменьшено приблизительно на 30%.Annealed at 1000 ° C for 2 hours, a galvanic sludge, the composition of which is shown in examples 1 and 2, was used to prepare the reaction mixture. Passivated aluminum powder was used as a reducing agent. Slag-forming substances were not added to the composition of the reaction mixture. The resulting reaction mixture was loaded into metal reaction vessels, part of the reaction mixture was briquetted. The mixture loaded into the vessel was ignited without any preheating. During the aluminothermic reaction, a reaction mixture was added to the vessel until the slag level reached the upper horizons of the reaction vessel. A part of the reaction vessels was replenished with a loose reaction mixture, and a part was briquetted. In both cases, the aluminothermic reduction reaction proceeded smoothly, without emissions and strong spraying of the melt. Chemical analysis of the composition of the obtained ingots showed that the alloy obtained from the briquetted mixture contained 30% more aluminum than the alloy obtained from the bulk mixture. This suggests that the amount of aluminum during batching of the reaction mixture in the case of briquetting can be reduced by approximately 30%.
Кроме того, при использовании брикетированой смеси уменьшились потери смеси на рассыпание и распыливание примерно на 13% по массе. Это показал эксперимент по контрольному взвешиванию слитков, полученных тем и другим способом, а также анализ степени извлечения металлов из шлама и выходе металла в слиток. Результаты приведены в таблице 3.In addition, when using the briquetted mixture, the loss of the mixture by spattering and spraying was reduced by about 13% by weight. This was shown by an experiment on the control weighing of ingots obtained in one way or another, as well as an analysis of the degree of extraction of metals from the sludge and the output of the metal in the ingot. The results are shown in table 3.
Как видно, пополнение реакционной емкости новыми порциями смеси по ходу реакции позволяет примерно в 4 раза увеличить массу слитка после полного завершения процесса.As you can see, replenishment of the reaction vessel with new portions of the mixture during the reaction allows approximately 4 times increase the mass of the ingot after the process is complete.
Пример 4Example 4
Исследовали химический состав десяти слитков, полученных методом алюминотермического восстановления одного и того же гальванического шлама в металлических реакционных емкостях. Для получения каждого отдельного слитка готовили свою реакционную смесь. Использовали одни и те же ингредиенты. Химические составы смесей по расчету были одинаковыми. Для взвешивания и смешения ингредиентов использовали одни и те же весы и смеситель. Режимы смешения были одинаковыми. Алюминотермический процесс проводили в одних и тех же реакционных емкостях без предварительного подогрева. Исследования химического состава полученных слитков производили одними и теми же методами химического анализа. Результаты анализа приведены в таблице 4. Видно, что не смотря на идентичные условия приготовления смеси и проведения алюминотермического процесса, химические составы слитков отличается друг от друга. Это вносит неудобство при использовании их в качестве компонентов шихты при выплавке тех или иных сплавов. Полученные алюминотермическим методом слитки из табл. 4 загружали в тигельную индукционную печь ИСТ-016, переплавляли, нагревали расплав до температуры 1600°С и переливали его в металлический кокиль. После полного затвердевания и остывания слитка из трех различных его мест брали пробы на анализ химического состава. Результаты анализа приведены в той же таблице 4. Как видно, все три пробы имеют один и тот же химический состав. Это говорит о том, что весь слиток представляет из себя один и тот же сплав.We studied the chemical composition of ten ingots obtained by aluminothermic reduction of the same galvanic sludge in metal reaction vessels. To obtain each individual ingot, their reaction mixture was prepared. Used the same ingredients. The chemical compositions of the mixtures were the same as calculated. For weighing and mixing the ingredients used the same scales and mixer. The mixing modes were the same. The aluminothermic process was carried out in the same reaction vessels without preheating. Studies of the chemical composition of the obtained ingots were performed using the same methods of chemical analysis. The results of the analysis are shown in table 4. It is seen that despite the identical conditions for the preparation of the mixture and the aluminothermic process, the chemical compositions of the ingots are different from each other. This introduces inconvenience when using them as charge components in the smelting of certain alloys. The ingots obtained from the aluminothermic method from the table. 4 were loaded into the IST-016 crucible induction furnace, melted, the melt was heated to a temperature of 1600 ° C and poured into a metal chill mold. After complete solidification and cooling of the ingot, samples were taken from three different places for analysis of the chemical composition. The results of the analysis are shown in the same table 4. As can be seen, all three samples have the same chemical composition. This suggests that the entire ingot is the same alloy.
Полученный слиток вновь переплавляли в открытой индукционной печи ИСТ-016 в присутствии окислительного шлака с целью выведения из состава сплава алюминия, кремния и хрома. Компонентами шлака являлись прокаленная известь и монооксид железа. Количество оксида железа определяли из расчета полного окисления Al, Si и Cr. Соотношение между FeO и СаО составляло 50/50 мас.%. Расплав выдерживали под шлаком до полного окускования шлака и затем разливали в металлический кокиль для получения стандартного слитка. Из различных мест слитка отбирали пробы на химический анализ. Результаты анализа приведены в той же таблице 4. Как видно, в результате рафинировочного переплава из сплава удалось вывести практически весь Al, Si и Cr. Химический состав во всех частях слитка был практически одинаков.The obtained ingot was remelted again in the open induction furnace IST-016 in the presence of oxidizing slag in order to remove aluminum, silicon and chromium from the composition. The components of the slag were calcined lime and iron monoxide. The amount of iron oxide was determined from the calculation of the complete oxidation of Al, Si, and Cr. The ratio between FeO and CaO was 50/50 wt.%. The melt was kept under the slag until the slag was completely bitten and then poured into a metal chill mold to produce a standard ingot. Samples were taken from various locations of the ingot for chemical analysis. The analysis results are shown in the same table 4. As can be seen, as a result of refining remelting, almost all of Al, Si, and Cr were removed from the alloy. The chemical composition in all parts of the ingot was almost the same.
Пример 5Example 5
Гальванический шлам того же состава, что и в примерах 1-4, смешивали с пассивированным алюминиевым порошком для приготовления реакционной смеси. Полученную смесь загружали в тигель открытой индукционной печи ИСТ-016 и поджигали. Отходящие газы отсасывали при помощи вытяжной вентиляции. По ходу реакции в тигель печи добавляли новые порции реакционной смеси до тех пор, пока продукты реакции не заполняли весь тигель печи. После этого при помощи термопары погружения измеряли температуру металлического расплава, токами высокой частоты доводили температуру металла до 1600°С и выпускали весь объем расплава (металл и шлак вместе) в приемную чашу, установленную на специальный металлический кокиль. При попадании в чашу шлак всплывал на поверхность металлического расплава, а расплав через специальные отверстия в дне чаши переливался в кокиль и там затвердевал, образуя слиток.Galvanic sludge of the same composition as in examples 1-4 was mixed with passivated aluminum powder to prepare the reaction mixture. The resulting mixture was loaded into a crucible of an open induction furnace IST-016 and set on fire. The exhaust gases were aspirated using exhaust ventilation. During the reaction, new portions of the reaction mixture were added to the crucible of the furnace until the reaction products filled the entire crucible of the furnace. After that, the temperature of the metal melt was measured using an immersion thermocouple, high-frequency currents brought the metal temperature to 1600 ° C and released the entire volume of the melt (metal and slag together) into a receiving bowl mounted on a special metal chill mold. When it gets into the bowl, slag floated to the surface of the metal melt, and the melt through special holes in the bottom of the bowl was poured into a chill mold and hardened there, forming an ingot.
Анализ химического состава металла и шлака показал, что степень извлечения металла из шлама составила 100%. Химический состав всех слитков был одинаков. Результаты приведены в таблице 5.An analysis of the chemical composition of the metal and slag showed that the degree of metal extraction from the sludge was 100%. The chemical composition of all ingots was the same. The results are shown in table 5.
Полученный в результате вышеуказанной переработки сплав может быть использован в качестве компонента шихты при выплавке чугунов, сталей и специальных сплавов, а образующийся шлак - при производстве стройматериалов и в дорожном строительстве (цементы, бетоны, щебень и т.п.).The alloy obtained as a result of the above processing can be used as a component of the mixture in the smelting of cast irons, steels and special alloys, and the resulting slag can be used in the production of building materials and in road construction (cements, concrete, crushed stone, etc.).
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002134993A RU2235795C1 (en) | 2002-12-25 | 2002-12-25 | Method for reprocessing of galvanic sludge |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002134993A RU2235795C1 (en) | 2002-12-25 | 2002-12-25 | Method for reprocessing of galvanic sludge |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2002134993A RU2002134993A (en) | 2004-06-27 |
| RU2235795C1 true RU2235795C1 (en) | 2004-09-10 |
Family
ID=33433322
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002134993A RU2235795C1 (en) | 2002-12-25 | 2002-12-25 | Method for reprocessing of galvanic sludge |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2235795C1 (en) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2392243C1 (en) * | 2009-03-18 | 2010-06-20 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Concrete preparation compound |
| RU2408739C1 (en) * | 2010-02-08 | 2011-01-10 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Method of processing electroplating sludge |
| RU2484156C1 (en) * | 2012-04-16 | 2013-06-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) | Method of processing galvanic process copper-bearing residues |
| RU2535110C1 (en) * | 2013-05-07 | 2014-12-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Copper galvanic sludge processing method |
| WO2017080535A1 (en) | 2015-11-10 | 2017-05-18 | Vysoké Učení Technické V Brně | Method and device for surface machining of rotary components |
| RU2674206C1 (en) * | 2018-01-10 | 2018-12-05 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) | Method of complex processing of wastewater galvanic production |
| CN113145304A (en) * | 2021-04-26 | 2021-07-23 | 昆明理工大学 | Method for recovering copper, nickel, zinc, iron and chromium by combining in-situ reduction, vulcanization, floatation, magnetism and electricity of electroplating sludge |
| CN116891946A (en) * | 2023-08-04 | 2023-10-17 | 湖南华赞科技有限公司 | Method for preparing metal chromium or aluminum chromium alloy by using waste chromium-containing refractory material |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2148661C1 (en) * | 1999-02-16 | 2000-05-10 | ОАО Научно-производственное объединение "Магнетон" | Method of processing metal-abrasive wastes of magnetic cobalt- and nickel-containing alloys |
| RU2170276C1 (en) * | 2000-06-23 | 2001-07-10 | Нижегородский государственный технический университет | Method of rewoking electroplating process sludges |
-
2002
- 2002-12-25 RU RU2002134993A patent/RU2235795C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2148661C1 (en) * | 1999-02-16 | 2000-05-10 | ОАО Научно-производственное объединение "Магнетон" | Method of processing metal-abrasive wastes of magnetic cobalt- and nickel-containing alloys |
| RU2170276C1 (en) * | 2000-06-23 | 2001-07-10 | Нижегородский государственный технический университет | Method of rewoking electroplating process sludges |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2392243C1 (en) * | 2009-03-18 | 2010-06-20 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Concrete preparation compound |
| RU2408739C1 (en) * | 2010-02-08 | 2011-01-10 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Method of processing electroplating sludge |
| RU2484156C1 (en) * | 2012-04-16 | 2013-06-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) | Method of processing galvanic process copper-bearing residues |
| RU2535110C1 (en) * | 2013-05-07 | 2014-12-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Copper galvanic sludge processing method |
| WO2017080535A1 (en) | 2015-11-10 | 2017-05-18 | Vysoké Učení Technické V Brně | Method and device for surface machining of rotary components |
| RU2674206C1 (en) * | 2018-01-10 | 2018-12-05 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) | Method of complex processing of wastewater galvanic production |
| CN113145304A (en) * | 2021-04-26 | 2021-07-23 | 昆明理工大学 | Method for recovering copper, nickel, zinc, iron and chromium by combining in-situ reduction, vulcanization, floatation, magnetism and electricity of electroplating sludge |
| CN116891946A (en) * | 2023-08-04 | 2023-10-17 | 湖南华赞科技有限公司 | Method for preparing metal chromium or aluminum chromium alloy by using waste chromium-containing refractory material |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2235795C1 (en) | Method for reprocessing of galvanic sludge | |
| Samadov et al. | PERSPECTIVE METHOD OF SMELTING LOW-SULFUR COPPER CONCENTRATES | |
| JP6816777B2 (en) | Slag forming suppression method and converter refining method | |
| RU2192478C1 (en) | Method of production of iron alloy from industrial waste | |
| RU2355794C1 (en) | Depletion method of converter slags of nickel-cobalt manufacturing | |
| US20030106395A1 (en) | Agglomerates containing iron and at least one further element of groups 5 or 6 of the periodic system | |
| RU2002134993A (en) | RECYCLING METHOD | |
| RU2102497C1 (en) | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnace | |
| WO2003035917A2 (en) | Method for processing magnesium containing scrap by melting in a vacuum furnace | |
| UA77584C2 (en) | Highly titanium ferroalloy, which is obtained by two-stage reduction in the electrical furnace from ilmenite | |
| RU1804490C (en) | Method for preparation of chromium-nickel alloy | |
| RU2329322C2 (en) | Method of producing high titanium ferroalloy out of ilmenite | |
| SU1098968A1 (en) | Method for depleting slags from copper and copper and nickel production | |
| US3533779A (en) | Method for smelting low-sulfur copper ores | |
| RU2150523C1 (en) | Method of aluminothermic refining of dust-like zinc dross fraction | |
| RU2104318C1 (en) | Method of copper recovery from production wastes | |
| CN100371476C (en) | Method of slag fuming | |
| SU1477755A1 (en) | Brick for iron-casting | |
| RU2151810C1 (en) | Method of processing oxidized hydrocarbon-containing and sulfur- containing cobalt powder concentrates | |
| JP3465801B2 (en) | Method for refining molten Fe-Ni alloy | |
| RU2058412C1 (en) | Method for production of silicomanganese | |
| RU2051979C1 (en) | Method of steel smelting in martin furnace | |
| FR2780965A1 (en) | PROCESS FOR THE TREATMENT OF DAIRY AND OVEN DUST, ESPECIALLY AN ELECTRIC STEEL OVEN | |
| SU1678846A1 (en) | Method of production cast iron in electric-arc furnaces | |
| RU1808812C (en) | Method of silicon producing |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20071226 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20090920 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20101226 |