способ получения алюмокальциевых шлаков

Формула изобретения

Способ получения алюмокальциевых шлаков, включающий плавку глиноземсодержащего сырья с восстановителем и извлечение попутного металла, отличающийся тем, что после плавки вне печи в разгружаемый высокоглиноземистый расплав вводят известняк из расчета образования в получаемом шлаке двенадцатикальциевого семиалюмината 12СаО·7Al ₂O₃ и ортосиликата кальция 2СаО·SiO ₂.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к цветной и черной металлургии и представляет практический интерес для производства чугуна и глинозема из низкокачественного высокосернистого и сидеритизированного сырья, а также для комплексной переработки красных шламов алюминиевой промышленности.

Известна исследовательская работа [1] по комплексному использованию красных шламов, включающая агломерацию красных шламов, плавку агломерата в низкошахтной электропечи с получением передельного чугуна, характеризующегося высоким содержанием титана и фосфора (до 1%) и геленитсодержащего шлака, из которого после спекания при температурах 1000-1150°С с содой и известняком выщелачивается до 85% Al₂O ₃. Расход кокса на выплавку одной тонны чугуна составил 0,89 т, расход электроэнергии - 3000 кВт-часов.

Разработанная технология экономически нецелесообразна из-за использования нескольких дорогостоящих пирометаллургических процессов, сопровождающихся высокими тепло- и энергозатратами.

Наиболее близким к предлагаемому способу по технической сущности является способ комплексной переработки красных шламов [2], включающий восстановительную плавку шлама с известняком и углем при температуре 1500-1600°С в последовательно расположенных печных агрегатах. Этот способ позволяет получить два готовых продукта - передельный чугун и саморассыпающийся алюмокальциевый шлак.

Существенными недостатками способа являются низкая производительность процесса плавки, большие тепло- и энергозатраты его проведения и при переработке низкокачественного боксита достаточно высокое содержание серы в конечном продукте - алюмокальциевом шлаке, что ведет к существенным потерям соединений натрия в процессе извлечения глинозема из алюмокальциевого шлака.

Задачей изобретения является расширение видов использования низкокачественного глиноземсодержащего сырья, комплексная переработка последнего с одновременным улучшением технико-экономических показателей производства качественного алюмокальциевого шлака и получение глинозема из последнего по гидрохимическому варианту.

Поставленная задача достигается тем, что способ получения алюмокальциевых шлаков, включающий плавку глиноземсодержащего сырья с восстановителем и извлечение попутного металла, отличается тем, что после плавки вне печи в разгружаемый расплав вводят известняк. В известном способе получения алюмокальциевых шлаков в процессе восстановительной плавки низкокачественного глиноземсодержащего сырья в печи все железосодержащие минералы восстанавливаются до металла, в результате выплавляется два продукта - готовый продукт попутный металл (передельный чугун) и расплав с высоким содержанием глинозема и низким содержанием серы. В процессе нагрева печи до получения расплава серосодержащие соединения и карбонаты разлагаются с выделением серы и углекислого газа в газовую фазу.

Известно, что алюмокальциевые шлаки, выплавленные без выдержки при максимальной температуре, содержат меньше эвтектической фазы. Кристаллизация в них проходит значительно лучше, чем в шлаках, выдержанных при максимальной температуре в течение 30 минут.

Установлено, что внепечная загрузка в расплав известняка заметно снижает температуру плавления и вязкость шлаков, облегчая кристаллизацию, и за счет высокой скорости диффузии СаО ускоряет путь образования самостоятельных равновесных фаз 2СаО·SiO₂ и 12СаО·7AL ₂О₃ и позволяет в два и более раза увеличить производительность печи в процессе получения алюмокальциевого шлака, существенно снизить энерго- и теплозатраты, извлечь качественный глинозем из шлака в мешалке для выщелачивания содовым раствором при атмосферном давлении и низкой температуре (70°С) по методу Байера из любого низкокачественного алюминиевого сырья, не используя при этом дорогую и дефицитную каустическую щелочь, а также значительно уменьшить выход красного шлама в отвал.

На чертеже приведена схема выплавки попутного металла и внепечного получения алюмокальциевого шлака по предлагаемому способу.

Для исследований была отобрана 30 кг проба верхнего пестроцветного горизонта лагунных бокситов следующего химического состава, %: 54,8 Al₂О₃; 2,8 SiO₂; 14,0 Fe₂O₃; 6,3 СаО; 2,0 TiO₂; 4,7 S_общ.; 5,5 CO₂; 9,9 п.п.п.

10 кг боксита переработали по предлагаемому способу и 20 кг - по прототипу. По предлагаемому способу глиноземсодержащее сырье с восстановителем (антрацит) подвергали плавке. В этом процессе все железосодержащие минералы восстанавливали до металла и выплавляли два продукта - готовый продукт попутный металл (передельный чугун) и расплав с высоким содержанием глинозема. В процессе разгрузки из печи температура глиноземистого расплава составляет 1550-1600°С. Полученный расплав вне печи дозировали известняком из расчета образования в шлаке ортосиликата кальция (2СаО·SiO ₂) и двенадцатикальциевого семиалюмината (12СаО·7Al ₂O₃).

Выплавленные алюмокальциевые шлаки по прототипу и по предлагаемому способу выщелачивали в содовом растворе по стандартной методике при температуре 70°С, продолжительности 30 мин и содовом числе - 1,5. Соблюдение оптимального состава шихт и режима плавки обеспечивает перевод в растворимую форму:

- по прототипу до 84,4% Al₂О ₃;

- по предлагаемому способу до 91,2% Al ₂О₃.

Установлено, что с увеличением содержания серы ухудшаются технологические качества шлаков - извлечение Al₂О₃ снижается на 6,8%.

Результаты получения алюмокальциевого шлака из некондиционного боксита по предлагаемому способу и прототипу приведены в таблице.

Результаты получения алюмокальциевого шлака из некондиционного боксита
№ п/п	Продукты	Выход	Содержание, %
кг	%	SiO2	Al2О3	Fe2O3	CaO	TiO2	Sобщ	CO2	п.п.п.
1	Исходный боксит	10,00 (20)*	41,3 (95,15)*	2,80	54,80	14,00	6,30	2,00	4,70	5,50	9,90
2	Антрацит	0,51 (1,02)*	2,11 (4,85)*	С	Зола	Летучие	Влага	Зола антрацита
82,50	7,00	3,50	7,00	SiO2	FeO	Al2О3
45,0	35,0	20,0
3	Известняк	13,70	56,59				56,0 CaO		44,0 CO2
По прототипу
4	Шлак алюмокальциевый	15,78	65,18	SiO2	Al2О 3	CaO	TiO2	Sобщ	п.п.п.
1,92	34,73	58,30	1,00	1,20	2,85
5	Чугун	1,26	5,20	Fe	Si	Ti	С	Sобщ
96,26	1,42	0,35	1,91	0,06
6	Шихта в плавку	24,21	100	SiO2	Al2О 3	Fe2 O3	CaO	TiO2	CO2	Sобщ
1,13	21,85	5,59	33,09	0,80	26,22	1,87
7	Потери при плавке с пылью	7,17	29,62	3,96	52,40	9,23	32,71	0,80	-	0,90
По предлагаемому способу (Исходные продукты с 1 по 3 позиции предлагаемого способа и продукт позиции 5 идентичны прототипу)
8	Шихта в плавку	кг	%	SiO2	Al2О3	Fe2O3	CaO	TiO2	Sобщ	CO2	п.п. п.
21,02	100	2,67	52,14	13,32	5,99	1,9	4,47	5,23	14,28
9	Потери в печи с пылью	2,46	11,70	5,95	64,35	16,44	7,40	5,46	0,4
10	Расплав глиноземсодержащий	16,04	76,31 25,32*	3,96	83,70		9,23	2,71	0,4
8	Известняк	47,32	74,68*				56,00			44,00
10	Шлак алюмокальциевый	41,06	64,80	1,77	34,73		57,60	1,20	0,36		4,34
11	Потери при внепечной плавке	22,30	35,20						0,4	19,4
5 и 12	Чугун	2,52	11,99	Fe	Si	Ti	С
96,26	1,48	0,35	1,91
()*- выход исходных продуктов по предлагаемому способу.
* - выход расплава и известняка по предлагаемому способу вне печи.

Как видно из таблицы, при выплавке алюмокальциевого шлака и попутного металла (передельного чугуна) из некондиционного боксита в печи по известному способу получения глинозема, взятому за прототип, выход исходного боксита составляет 41,30% (10 кг), выход восстановителя - 2,11% (0,51 кг) и выход известняка - 56,59% (13,70 кг). Таким образом, в плавку загрузили 100% (24,21 кг) шихты. При этом в печи образуется два готовых конечных продукта - чугун с выходом 5,20% (1,26 кг) и алюмокальциевый шлак с выходом 65,18% (15,78 кг).

При выплавке алюмокальциевого шлака из этого боксита по предлагаемому способу получения глинозема в печь загружают 100% (21,02 кг) шихты, состоящей из 95,15% (20 кг) исходного боксита и 4,85% (1,02 кг) восстановителя. Нагревая шихту в печи до образования попутного металла с выходом 11,99% (2,52 кг) и высокоглиноземистого расплава с выходом 76,31% (16,04 кг) расходуем количество электро- и теплоэнергии, равное с известным способом.

В процессе разгрузки попутного металла и высокоглиноземистого расплава с температурой ~ 1600°С на выходе из печи последний, выход которого составляет 25,32% (16,04 кг), вне печи соединяют с 74,68% (47,32 кг) известняка и за счет использования высокой температуры продуктов плавки получают алюмокальциевый шлак без дополнительных энерго- и теплозатрат. При этом выход алюмокальциевого шлака составляет 64,80% (41,06 кг), т.е. в 2,6 раза выше, чем в известном способе по прототипу. Соответственно, количество энерго- и теплозатрат на получение единицы массы алюмокальциевого шлака по предлагаемому способу получения глинозема в 2,6 раза ниже, чем по известному способу, взятому за прототип. Кроме того, в предлагаемом способе получается алюмокальциевый шлак лучшего качества - по сравнению с известным способом содержание серы в нем ниже на 0,84%, а извлечение глинозема из него в растворимую форму выше на 6,8%.

Таким образом, качественный алюмокальциевый шлак с содержанием 34,73% Al₂О₃; 1,77% SiO₂; 57,60% CaO; 0,36% S_общ является исходным сырьем для безавтоклавного, экономически целесообразного получения глинозема содовым выщелачиванием в мешалках при температуре 70°С по методу Байера.

Значительное снижение серы, общей в алюмокальциевом шлаке (по прототипу 1,20% S_общ, в исходном боксите 4,70% S _общ), до 0,36% S_общ позволит снизить потери соды, а практически полный вывод железа восстановительной плавкой из боксита позволит существенно снизить выход красного шлама и увеличить производительность оборудования глиноземного производства. Конечный продукт плавки - попутный металл с содержанием 96,26% Fe; 1,48% Si; 1,91% С, 0,35% Ti можно успешно продавать в черную металлургию на производство ферросплавов, что существенно снизит себестоимость получения качественного глиноземсодержащего сырья без потерь основного компонента (Al₂O₃) для алюминиевой подотрасли.

ЛИТЕРАТУРА

1. Полупромышленные испытания схемы комплексного использования красных шламов. Отчет института металлургии УФАН СССР, Свердловск, 1961.

2. Пирометаллургическая переработка комплексных руд. Л.И.Леонтьев, Н.А.Ватолин, С.В.Шаврин, Н.С.Шумаков. М.: Металлургия, 1997. 432 с.