RU2477820C1 - Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия - Google Patents
Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия Download PDFInfo
- Publication number
- RU2477820C1 RU2477820C1 RU2011144012/03A RU2011144012A RU2477820C1 RU 2477820 C1 RU2477820 C1 RU 2477820C1 RU 2011144012/03 A RU2011144012/03 A RU 2011144012/03A RU 2011144012 A RU2011144012 A RU 2011144012A RU 2477820 C1 RU2477820 C1 RU 2477820C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- furnace
- heating
- stage
- fluorides
- minutes
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 35
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 17
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 17
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title abstract description 16
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 title abstract 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 39
- 150000002222 fluorine compounds Chemical class 0.000 claims abstract description 34
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims abstract description 29
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 17
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 17
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 17
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 13
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 13
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 12
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 9
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 6
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 17
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 6
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 229910001634 calcium fluoride Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims description 5
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 230000007704 transition Effects 0.000 claims description 4
- 229940043430 calcium compound Drugs 0.000 claims description 2
- 150000002825 nitriles Chemical class 0.000 abstract description 21
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 238000001354 calcination Methods 0.000 abstract 2
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 abstract 1
- 229910052925 anhydrite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 abstract 1
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 14
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 9
- 230000008569 process Effects 0.000 description 7
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 6
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 6
- KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K Aluminum fluoride Inorganic materials F[Al](F)F KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 5
- 229910004261 CaF 2 Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- IRPGOXJVTQTAAN-UHFFFAOYSA-N 2,2,3,3,3-pentafluoropropanal Chemical compound FC(F)(F)C(F)(F)C=O IRPGOXJVTQTAAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 4
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 4
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 4
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 4
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 4
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 4
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 3
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 3
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 3
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910016569 AlF 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 2
- AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N alumane Chemical compound [AlH3] AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 2
- 238000009933 burial Methods 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- PPQREHKVAOVYBT-UHFFFAOYSA-H dialuminum;tricarbonate Chemical compound [Al+3].[Al+3].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O PPQREHKVAOVYBT-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 239000010892 non-toxic waste Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 2
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 2
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 2
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 1
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DIZPMCHEQGEION-UHFFFAOYSA-H aluminium sulfate (anhydrous) Chemical compound [Al+3].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O DIZPMCHEQGEION-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- 229940118662 aluminum carbonate Drugs 0.000 description 1
- JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N calcium silicate Chemical compound [Ca+2].[Ca+2].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000012241 calcium silicate Nutrition 0.000 description 1
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 229910001610 cryolite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- KZHJGOXRZJKJNY-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O.O=[Al]O[Al]=O.O=[Al]O[Al]=O KZHJGOXRZJKJNY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 150000004673 fluoride salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007770 graphite material Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 150000004677 hydrates Chemical class 0.000 description 1
- 150000002484 inorganic compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910010272 inorganic material Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002505 iron Chemical class 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- -1 limestone Chemical compound 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052863 mullite Inorganic materials 0.000 description 1
- 231100000252 nontoxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000003000 nontoxic effect Effects 0.000 description 1
- 239000011368 organic material Substances 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 230000010512 thermal transition Effects 0.000 description 1
- 238000009827 uniform distribution Methods 0.000 description 1
- 230000004580 weight loss Effects 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Изобретение относится к утилизации отходов алюминиевого производства и охране окружающей среды. Техническим результатом изобретения является увеличение степени извлечения фторидов и цианидов. Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, включающий нагревание отработанной футеровки во вращающейся обжиговой печи с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений, при этом в качестве окисляющего соединения используют карбонат кальция, сбор выпускаемых из вращающейся печи газов, удаление из них фторидов, охлаждение продуктов нагрева и их размол. При этом перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм, а затем измельчение до класса крупности 0,35-1,5 мм с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция, и активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки. В качестве газифицирующего соединения используют кислород. Нагревание осуществляют с дутьем кислорода в объем печи при скорости вращения печи 1,5-2,5 м/мин в три стадии, при этом в первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин, во второй стадии температуру печи повышают от 400 до 800°С и выдерживают 60-80 мин, в третьей стадии температуру печи повышают от 800 до 1000°С и выдерживают 60-80 мин, при этом при переходе от одной стадии к другой меняют реверс вращающейся обжиговой печи. 2 з.п. ф-лы, 1 ил., 2 табл.
Description
Изобретение относится к утилизации отходов алюминиевого производства и к охране окружающей среды.
Известен способ переработки алюминиевых отходов (пат. RU №2083699, опубл. 10.07.1997). Сущность: на поверхность металлической жидкой ванны помещают равным слоем флюс, а затем после загрузки отходов флюсом покрывают также выступающие куски. Нагрев до 720-800°С ведут таким образом, чтобы степень перегрева жидкой ванны по сравнению с температурой ее плавления составляла не менее 30°С. В качестве флюса используют смесь 20% криолита (или отработанного электролита алюминиевого производства) и 80% отработанного электролита магниевого производства с составом, мас.%: KCl 70-80; NaCl 10-15; MgCl2 5,8; MgO, CaCl2, H2O - остальное. Переработку алюминиевых шлаков следует вести при температуре 750-780°С, а ломов - при 720-750°С. Соотношение отходов и флюса должно составлять (0,5-5):1.
Недостатком данного способа является недостаточная полнота извлечения фторидов и цианидов и образование в ходе процесса газообразного хлора.
Известен способ переработки фторсодержащих отходов производства алюминия электролизом (заявка на изобр. RU №95113577, опубл. 10.10.1997). Использование: при обработке отходов производства алюминия с целью извлечения из них алюминия частично, щелочных металлов и фтора практически полностью, а также для получения сырьевого материала, содержащего глинозем и энергоноситель. Способ пригоден для утилизации как отработанной футеровки электролизных ванн, так и различных шламов. Сущность: фторосодержащие отходы производства алюминия суспендируют в растворе сульфата алюминия концентрации 40-165 г/л, нагревают до 50-100°С и перемешивают в течение 0,5-4,0 ч до тех пор, пока соединения щелочных металлов и фтора не перейдут в жидкую фазу практически полностью. Затем глиноземуглеродную фракцию (твердый остаток) отделяют одним из известных способов, например фильтрацией, и промывают горячей водой. Глиноземуглеродный остаток и фторидный раствор направляют на переработку.
Недостатком данного способа является неэффективное извлечение фторидов и цианидов, сопряженное с большими трудозатратами.
Известен способ обезвреживания отработанной цианидсодержащей угольной футеровки электролизера (заявка на изобр. RU №97114476, опубл. 27.08.1997). Способ включает ее размол и последующую переработку с введением соли железа. В качестве реагента используют соль двухвалентного железа, которую вводят в процесс размола в соотношении: Fe+2=0,05-0,25 CNcвоб., где Fe+2 - количество вводимого реагента (мол.); CNсвоб. - количество содержащегося в футеровке цианида (мол.).
Недостатком данного способа является неполное извлечение фторидов и цианидов.
Известен способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия (патент RU №2127850, опубл. 20.03.1999), принятый за прототип. Способ включает нагревание отработанной футеровки. Нагревание осуществляют путем подачи отработанной футеровки в ванну солевого расплава, содержащего соли натрия, алюминия, кальция, кремния и фторида, во вращающейся обжиговой печи при температуре солевой ванны в диапазоне от 1100 до 1250°С и поддержания объема ванны солевого расплава с отработанной футеровкой по всей полной длине вращающейся обжиговой печи, с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений для уменьшения содержания углерода в ванне, добавлением кремнистого материала в ванну расплава и расплав охлаждают для образования стекловидного осадка, пригодного для захоронения. Способ дополнительно включает добавление твердого окисляющего и газифицирующего соединения в ванну солевого расплава для сжигания углерода с образованием моноокиси углерода. Используют окисляющее соединение, содержащее карбонат кальция. Нагревание и подачу отработанной футеровки, кремнистого материала и окисляющего соединения с образованием гомогенного расплава осуществляют во вращающейся обжиговой печи. Подачу отработанной футеровки, кремнистого материала и окисляющего соединения осуществляют для регулирования вязкости солевого расплава в диапазоне от 1 до 70 Пз и поддерживают солевую ванну в расплавленном состоянии от входного до разгрузочного конца вращающейся печи до охлаждения для образования стекловидного остатка. Способ включает сбор выпускаемых из вращающейся печи газов и удаление из них фторидов. Фториды извлекают из отходящих газов, выходящих из вспомогательной топочной камеры, и рециркулируют в ванну расплава или бассейн вращающейся печи, а стекловидную фритту - продукт нагрева - удаляют из закаливателя-охладителя золы.
Недостатком данного способа является недостаточная полнота извлечения фторидов и цианидов и образование значительного количества угарного газа СО во время обработки.
Техническим результатом является увеличение степени извлечения фторидов (до уровня 85%) и цианидов для обеспечения повторного использования отработанной футеровки или захоронения ее в виде нетоксичных отходов.
Технический результат достигается тем, что в способе обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, включающем нагревание отработанной футеровки во вращающейся обжиговой печи с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений, при этом в качестве окисляющего соединения используют карбонат кальция, сбор выпускаемых из вращающейся печи газов, удаление из них фторидов, охлаждение продуктов нагрева и их размол, перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм, а затем измельчение до класса крупности 0,35-1,5 мм, с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция, и активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки, нагревание осуществляют с дутьем кислорода в объем печи при скорости вращения печи 1,5-2,5 м/мин в три стадии, в первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин, во второй стадии температуру печи повышают до 400-800°С и выдерживают 60-80 мин, в третьей стадии температуру печи повышают до 800-1000°С и выдерживают 60-80 мин, при этом при переходе от одной стадии к другой меняют реверс вращающейся обжиговой печи.
Удаленные из газов фториды утилизируют в дистилляторах.
После охлаждения и размола твердых продуктов нагрева осуществляют разделение фторида кальция с кремнием.
Отработанная футеровка не утилизируется сразу, поскольку является токсичным материалом и содержит растворимые токсичные цианиды и фториды. Содержание растворимых цианидов находится в диапазоне от около 1000 до 2000 частей на миллион, а содержание растворимых фторидов - около 3000-8000 мг/л. Общее содержание фторидов в отработанной футеровке обычно находится в диапазоне от около 25-35 мас.%.
Дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм и измельчение отработанной футеровки с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция, а также активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки, до класса крупности 0,35-1,5 мм, обеспечивают равномерный прогрев исходного сырья и увеличивают степень извлечения растворимых фторидов и цианидов.
Исходное сырье представляет собой смесь частиц отработанной футеровки, оксида кальция и активных добавок крупностью 0,35-1,5 мм. Ввод на стадии измельчения оксида кальция и активных добавок обеспечивает равномерность распределения частиц исходного сырья в получаемой шихте и повышает степень извлечения растворимых фторидов и цианидов.
Добавление оксида кальция, и активных добавок, в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы отработанной футеровки активизирует протекание химических реакций, что увеличивает степень извлечения растворимых фторидов и цианидов.
Использование в качестве активной добавки FeO создает связь растворимых цианидов при температуре до 400-600°С.
Использование в качестве активной добавки CaSO4 обеспечивает связывание растворимых фторидов отработанной футеровки во фторид кальция CaF2 и перевод щелочных металлов в сульфаты, например Na2SO4, для дальнейшего их разложения до SO2 и Na2O при температуре до 800-1000°С.
Применение в качестве окисляющего соединения карбоната кальция, например в известняке, и оксида кальция обеспечивает переход оксида кремния и фтора в двукальциевый силикат и фторид кальция или куспидин - CaF2·3CaO·2SiO2 при температуре до 800-1000°С.
Нагревание исходного сырья осуществляют с дутьем кислорода в объем печи, активизируя окислительные процессы в печи за счет экзотермических реакций. Кислород в составе кислородно-воздушной смеси используют в качестве газифицирующего соединения. Углерод и органические материалы окисляются до диоксида углерода и водяного пара. Углеродная составляющая исходного сырья сгорает в печи, обеспечивая протекание восстановительных реакций, что также способствует ее более полному взаимодействию компонентов шихты. Одновременно при сгорании углеродной составляющей выделяется дополнительное тепло, позволяющее снизить удельный расход топлива на спекание. В интервале температур 600-800°С в течение 60 мин степень обезуглероживания исходного сырья увеличивается от 14 до 95%. Неорганические соединения исходного сырья, такие как растворимые цианиды и фториды, окисляются до нерастворимых нетоксичных соединений, которые дают возможность повторного использования отработанной футеровки или захоронения ее в виде нетоксичных отходов.
Скорость вращения печи 1,5-2,5 м/мин обеспечивает наиболее полный прогрев исходного сырья и увеличивает степень извлечения растворимых фторидов и цианидов из отработанной футеровки за счет повышения площади контакта твердых частиц шихты.
Осуществление нагрева печи до 400°С в течение 40-60 мин обеспечивает постепенный прогрев исходного сырья и удаление влаги из исходного сырья, что позволяет в дальнейшем при вращении исходного сырья в печи эффективно удалять диспергированные на поверхности углеродного или огнеупорного материала частицы фторидов. Кроме этого, удаление влаги из шихты предотвращает образование гидратов при последующем увеличении температуры после 400°С.
Температура нагрева в интервале 400-800°С обеспечивает разложение растворимых фторидов и цианидов из отработанной футеровки и их окисление:
NaCN=Na++CN-
Na4[Fe(CN)6]=4Na++[Fe(CN)6]4-
AlF3=Al3++3F-
Окисление растворимых фторидов и цианидов из отработанной футеровки:
2NaCN+1,5O2=СО2+N2+Na2O
2Na4[Fe(CN)6]+14,5O2=Fe2O3+12CO2+6N2+4Na2O
4NaF+O2=2Na2O+2F2
2AlF3+1,5O2=Al2O3+3F2
Содержание растворимых фторидов и цианидов в твердом остатке на выходе из печи анализировали с помощью ICS измерений. Существующие формы фторидов на выходе из печи определяли по дифракции рентгеновских лучей. Исследования показали, что температуру печи необходимо поддерживать в интервале 400-800°С в течение 60-80 мин, чтобы обеспечить полное разложение и окисление цианидов.
Температура нагрева 800-1000°С создает активное и полное взаимодействие растворимых фторидов с окисляющими соединениями, в качестве которых используют карбонат кальция, например известняк, и оксид кальция, а также активные добавки, в качестве которых используют CaSO4.
Взаимодействие отработанной футеровки с оксидом кальция и СаСО3 обеспечивает дополнительное извлечение растворимых фторидов:
2NaF+СаО=CaF2+Na2O
2AlF3+3СаО=3CaF2+Al2O3
2NaF+СаСО3=CaF2+Na2CO3
2AlF3+3СаСО3=3CaF2+Al2(СО3)3
Al2(СО3)3=Al2O3+3CO2
Na2CO3=Na2O+CO2
При реакции с окисляющим соединением карбонатом кальция в виде известняка при температуре 800-1000°С наблюдается образование более сложных соединений - NaAlSiO4 и Ca4Si2O7F2
2NaF+CaCO3+Al2O3·2SiO2=CaF2+2NaAlSiO4+CO2
При переводе натрия и кальция в состав комплексных соединений повышается степень их извлечения.
Фторид алюминия имеет низкую химическую стойкость и переходит в газообразное состояние во время нагрева в присутствии кислорода.
При повышении температуры более 800°С во время контакта соприкосновения с воздухом при нагревании фторид алюминия частично улетучивается, и его улавливают с отходящими газами, а затем разделяют и направляют в бункер загрузки сырья (либо печь).
При температуре 800-1000°С основная масса фторида алюминия реагирует с окисляющим соединением - карбонатом кальция в виде известняка с получением карбоната алюминия, который разлагается до оксида алюминия.
Повышение времени обработки до 60-80 мин повышает степень извлечения растворимых фторидов натрия и алюминия с образованием устойчивых и нерастворимых соединений (экспериментальные данные).
Растворимые фториды, связанные в процессе нагрева в нерастворимые формы, выводят из процесса в составе твердого остатка. Газообразные фториды, удаленные из газов, отправляют на получение AlF3.
Изменение реверса обжиговой печи при переходе от одной стадии к другой обеспечивает плавный термический переход и сокращение длины печи.
Способ поясняется фиг.1, где показана принципиальная схема способа, здесь 1 - щековая дробилка, 2 - шаровая мельница, 3 - бункер подачи исходного сырья, 4 - вращающаяся обжиговая печь, 5 - теплообменный аппарат, 6 - холодильник, 7 - питатель, 8 - газоотводная система.
В табл.1 приведены технологические параметры процесса, в табл.2 показаны данные о потере веса фторида алюминия при нагреве отработанной футеровки, мас.%.
Способ осуществляют следующим образом. Перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до класса крупности 15-20 мм в щековой дробилке 1 и измельчение в шаровой мельнице 2 до класса крупности 0,35-1,5 мм. На стадии измельчения вводят окисляющие соединения, в качестве которых используют карбонат кальция (в виде известняка) и оксид кальция, а также активные добавки, в качестве которых используют CaSO4 и FeO, в количестве 0,23-0,35 мас.% от массы футеровки, которые также измельчаются до класса крупности 0,35-1,5 мм. Исходное сырье, которое накапливают в бункере подачи сырья 3, представляет собой смесь твердых частиц отработанной футеровки, известняка, оксида кальция и активных добавок. Нагревание исходного сырья проводят во вращающейся обжиговой печи 4 при скорости вращения вращающейся обжиговой печи 4 1,5-2,5 м/мин с периодическим воздействием смеси воздуха и кислорода с различной степенью обогащения кислородом. Степень обогащения кислородом регулируют в зависимости от температуры нагрева. Нагревание исходного сырья проводят в три стадии. В первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин. Подача кислорода отсутствует. Во второй стадии температуру повышают от 400 до 800°С и выдерживают 60-80 мин. Степень обогащения кислородом выбирают 20%. В третью стадию температуру повышают от 800 до 1000°С и выдерживают 60-80 мин. Степень обогащения кислородом выбирают 35%. При переходе от одной стадии к другой меняют реверс обжиговой печи 4. Выпускаемые из вращающейся печи 4 газы собирают с помощью газоотводной системы 8, а затем удаляют из них газообразные фториды. Удаленные из газов фториды утилизируют в дистилляторах. Твердый продукт нагрева - твердый остаток, пригодный для захоронения и переработки, охлаждают с помощью холодильника 6, размалывают и разделяют по удельному весу фторид кальция и соединения с кремнием от остальной части твердого остатка.
Примеры реализации способа приведены в табл.1. После загрузки в печь отработанной футеровки фракцией 0,4 мм осуществляли нагрев до температуры 380°С, степень удаления влаги составляла 86,5% при выдержке 40 мин. Во время второго режима при температуре 490°С и степени обогащения кислородом 20% шихтовой материал взаимодействовал с активными добавками - CaSO4, FeO в количестве 0,3 мас.% от массы отработанной футеровки и с кислородом, что обеспечило полноту разложения растворимых цианидов. Температура третьего режима составила 845°С при степени обогащения кислородом 35%, а время выдержки 65 мин. Скорость вращения печи во всех режимах составляла 1,72 об/мин. В результате процесса получали твердый остаток, который охлаждается и измельчается, а затем направляется на разделение кремния и фтористого кальция. Степень извлечения растворимых фторидов составила 85,7%.
Таким образом, способ позволяет получить степень извлечения растворимых фторидов 85% и цианидов. Ожидаемая средняя концентрация растворимых фторидов и цианидов в твердом остатке соответственно 40,1 и 0,055 мг/л.
Применение данного способа обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия позволяет:
- повысить полноту извлечения фторидов и разложения цианидов;
- получить очищенные углеграфитовые и огнеупорные материалы, например очищенный муллит;
- повысить безопасность ведения работ по утилизации отходов.
| Таблица 1 | |||||||||
| СПОСОБ ОБРАБОТКИ ОТРАБОТАННОЙ ФУТЕРОВКИ ОТ ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЙ ПЛАВКИ АЛЮМИНИЯ | |||||||||
| № опыта | Размер фракции на дроблении, мм | Размер фракции на дроблении, мм | Температура 1 режима, °С | Степень удаления влаги, % | Температура 2 режима, °С | Температура 3 режима, °С | Время выдержки (3 режим), мин | Скорость вращения, об/мин | Извлечение фторидов, % |
| 1 | 13.9 | 0.15 | 365 | 80,5 | 401 | 810 | 61 | 1.56 | 82 |
| 2 | 14.5 | 0.25 | 365 | 80,3 | 422 | 813 | 62 | 1.60 | 83.7 |
| 3 | 15.0 | 0.30 | 360 | 78,1 | 430 | 815 | 64 | 1.65 | 84.8 |
| 4 | 15.2 | 0.35 | 370 | 82,5 | 455 | 830 | 65 | 1.70 | 85.2 |
| 5 | 15.2 | 0.40 | 380 | 86,5 | 490 | 845 | 65 | 1.72 | 85.7 |
| 6 | 15.5 | 0.47 | 385 | 90,6 | 495 | 860 | 66 | 1.75 | 85.8 |
| 7 | 15.5 | 0.56 | 385 | 90,5 | 510 | 875 | 67 | 1.85 | 86.3 |
| 8 | 15.7 | 0.60 | 387 | 90,5 | 515 | 880 | 68 | 1.87 | 86.9 |
| 9 | 15.9 | 0.65 | 388 | 90,3 | 530 | 890 | 70 | 1.90 | 87.3 |
| 10 | 16.0 | 0.72 | 383 | 88,7 | 540 | 900 | 70 | 1.90 | 87.6 |
| 11 | 16.0 | 0.80 | 390 | 92,1 | 580 | 910 | 71 | 1.92 | 88.2 |
| 12 | 16.5 | 0.86 | 390 | 91,6 | 585 | 915 | 72 | 1.95 | 88.3 |
| 13 | 16.8 | 0.95 | 391 | 92,3 | 600 | 923 | 73 | 2.00 | 88.1 |
| 14 | 17.2 | 1.00 | 388 | 90,2 | 620 | 945 | 74 | 2.10 | 87.5 |
| 15 | 17.5 | 1.15 | 395 | 94,4 | 650 | 950 | 74 | 2.15 | 87.2 |
| 16 | 17.7 | 1.2 | 393 | 93,5 | 680 | 960 | 75 | 2.17 | 86.8 |
| 17 | 18.1 | 1.25 | 394 | 94,1 | 710 | 975 | 75 | 2.25 | 86.4 |
| 18 | 18.5 | 1.32 | 391 | 92,0 | 755 | 983 | 77 | 2.28 | 86.1 |
| 19 | 18.7 | 1.35 | 390 | 91,4 | 765 | 991 | 78 | 2.31 | 85.9 |
| 20 | 19.0 | 1.40 | 385 | 90,1 | 785 | 994 | 79 | 2,35 | 85.6 |
| 21 | 19.3 | 1.45 | 370 | 81,7 | 780 | 1000 | 79 | 2.41 | 85.4 |
| 22 | 19.5 | 1.50 | 365 | 80,1 | 800 | 1000 | 80 | 2.49 | 83.7 |
| 23 | 19.9 | 1.52 | 365 | 79,8 | 800 | 1005 | 80 | 2.48 | 82.8 |
| 24 | 20.4 | 1.55 | 360 | 77,9 | 790 | 1010 | 80 | 2.49 | 81.5 |
| Таблица 2 | ||||||
| СПОСОБ ОБРАБОТКИ ОТРАБОТАННОЙ ФУТЕРОВКИ ОТ ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЙ ПЛАВКИ АЛЮМИНИЯ | ||||||
| № обр. | Среда | 750°С | 800°С | 850°С | 900°С | 950°С |
| 1 | Воздух | 38.8 | 58.9 | 65.4 | 69.2 | 72.6 |
| 2 | СаО | 22.3 | 21.8 | 21.7 | 23.9 | 25.0 |
| 3 | Продукт нагрева | 29.1 | 28.9 | 30.1 | 31.2 | 30.5 |
Claims (3)
1. Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, включающий нагревание отработанной футеровки во вращающейся обжиговой печи с добавлением твердых окисляющих и газифицирующих соединений, при этом в качестве окисляющего соединения используют карбонат кальция, сбор выпускаемых из вращающейся печи газов, удаление из них фторидов, охлаждение продуктов нагрева и их размол, отличающийся тем, что перед нагреванием осуществляют дробление отработанной футеровки до крупности 15-20 мм, а затем измельчение до класса крупности 0,35-1,5 мм с добавлением в качестве окисляющего соединения оксида кальция и активных добавок, в качестве которых используют CaSO4, FeO в количестве 0,23-0,35% от массы отработанной футеровки, в качестве газифицирующего соединения используют кислород, а нагревание осуществляют с дутьем кислорода в объем печи при скорости вращения печи 1,5-2,5 м/мин в три стадии, при этом в первой стадии осуществляют нагрев до 400°С в течение 40-60 мин, во второй стадии температуру печи повышают от 400 до 800°С и выдерживают 60-80 мин, в третьей стадии температуру печи повышают от 800 до 1000°С и выдерживают 60-80 мин, при этом при переходе от одной стадии к другой меняют реверс вращающейся обжиговой печи.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что удаленные из газов фториды утилизируют в дистилляторах.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что после охлаждения и размола твердых продуктов нагрева осуществляют разделение фторида кальция и соединений с кремнием.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011144012/03A RU2477820C1 (ru) | 2011-10-31 | 2011-10-31 | Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011144012/03A RU2477820C1 (ru) | 2011-10-31 | 2011-10-31 | Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2477820C1 true RU2477820C1 (ru) | 2013-03-20 |
Family
ID=49124420
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2011144012/03A RU2477820C1 (ru) | 2011-10-31 | 2011-10-31 | Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2477820C1 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN110173696A (zh) * | 2019-06-10 | 2019-08-27 | 龙科天成(厦门)科技有限公司 | 一种电解铝固体废弃物耦合式焚烧处理系统及方法 |
| CN115111589A (zh) * | 2022-07-12 | 2022-09-27 | 佛山市邦权科技有限公司 | 一种二次铝灰无害化处理的生产线及处理方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU1791672C (ru) * | 1990-11-16 | 1993-01-30 | Ю.ИТамбовцев | Способ переработки отходов, содержащих органические вещества |
| RU2126028C1 (ru) * | 1993-06-16 | 1999-02-10 | Термоселект АГ | Способ отвода и утилизации отходов и устройство для его осуществления |
| RU2127850C1 (ru) * | 1993-06-29 | 1999-03-20 | Алюминум Компани оф Америка | Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, установка для его осуществления, устройство обработки отходов утилизации отработанной футеровки и инжекционная система загрузки отработанной футеровки |
| US6375908B1 (en) * | 1997-04-28 | 2002-04-23 | Melania Kaszas-Savos | Process and apparatus for recovery of raw materials from wastes residues |
-
2011
- 2011-10-31 RU RU2011144012/03A patent/RU2477820C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU1791672C (ru) * | 1990-11-16 | 1993-01-30 | Ю.ИТамбовцев | Способ переработки отходов, содержащих органические вещества |
| RU2126028C1 (ru) * | 1993-06-16 | 1999-02-10 | Термоселект АГ | Способ отвода и утилизации отходов и устройство для его осуществления |
| RU2127850C1 (ru) * | 1993-06-29 | 1999-03-20 | Алюминум Компани оф Америка | Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия, установка для его осуществления, устройство обработки отходов утилизации отработанной футеровки и инжекционная система загрузки отработанной футеровки |
| US6375908B1 (en) * | 1997-04-28 | 2002-04-23 | Melania Kaszas-Savos | Process and apparatus for recovery of raw materials from wastes residues |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN110173696A (zh) * | 2019-06-10 | 2019-08-27 | 龙科天成(厦门)科技有限公司 | 一种电解铝固体废弃物耦合式焚烧处理系统及方法 |
| CN115111589A (zh) * | 2022-07-12 | 2022-09-27 | 佛山市邦权科技有限公司 | 一种二次铝灰无害化处理的生产线及处理方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5496392A (en) | Method of recycling industrial waste | |
| Tsakiridis | Aluminium salt slag characterization and utilization–A review | |
| US5164174A (en) | Detoxification of aluminum spent potliner by thermal treatment, lime slurry quench and post-kiln treatment | |
| CN114672643B (zh) | 一种高铁赤泥和熔融钢渣协同利用方法 | |
| CN109179464A (zh) | 一种二次铝灰高效清洁资源化利用的方法 | |
| AU647974B2 (en) | Method for the treatment of potlining residue from primary aluminium smelters | |
| US5198190A (en) | Method of recycling hazardous waste | |
| CN112111660B (zh) | 一种从锂矿石中富集锂同时制备硅铁合金回收氧化铝的方法 | |
| CN109136564B (zh) | 一种电解铝含碳废渣的处理方法 | |
| EA011796B1 (ru) | Способ и установка для извлечения цветных металлов из отходов производства цинка | |
| KR101493965B1 (ko) | 함철아연 폐자원으로부터 철 및 아연의 회수방법 | |
| JP2010111941A (ja) | フェロバナジウムの製造方法 | |
| CN110482503A (zh) | 一种二次铝灰资源综合利用的方法 | |
| KR101493968B1 (ko) | 스테인리스 제강공정 및 가공공정 폐기물로부터의 유가금속의 회수방법 | |
| WO2013070121A1 (ru) | Способ пирометаллугрической переработки красных шламов | |
| CA2775154A1 (en) | Method and reactor for treating bulk material containing carbon | |
| US20110081284A1 (en) | Treatment of bauxite residue and spent pot lining | |
| CN109652653A (zh) | 一种无机危废系统工艺 | |
| CN107699698A (zh) | 处理铜渣的方法 | |
| RU2472865C1 (ru) | Способ переработки фторсодержащих отходов электролитического производства алюминия | |
| RU2477820C1 (ru) | Способ обработки отработанной футеровки от электролитической плавки алюминия | |
| CN109127656A (zh) | 一种铝电解危废渣中含钠、含氟化合物的机械化学转化与回收方法 | |
| RU2693284C1 (ru) | Способ получения ожелезненного доломита для сталеплавильного производства | |
| CN110117718A (zh) | 以废耐火材料为原料电弧炉冶炼制取铝硅铁的方法 | |
| Ryazanov et al. | The effect of temperature and roasting time on the conversion of zinc ferrite to zinc oxide in the electric Arc furnace dust |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20131101 |