СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ АЛЮМОКАЛЬЦИЕВЫХ ШЛАКОВ
METHOD OF ALUMINO-CALCAREOUS SLAGS RECEIVING

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.
2
3
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% AlO. 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.
2
2
3
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·SiO и 12СаО·7ALО 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.
2
3
2
2
3
2
общ.
2
Для исследований была отобрана 30 кг проба верхнего пестроцветного горизонта лагунных бокситов следующего химического состава, %: 54,8 AlО; 2,8 SiO; 14,0 FeO; 6,3 СаО; 2,0 TiO; 4,7 S; 5,5 CO; 9,9 п.п.п.
2
2
3
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) и двенадцатикальциевого семиалюмината (12СаО·7AlO).
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:
2
3
- по прототипу до 84,4% AlО;
2
3
- по предлагаемому способу до 91,2% AlО.
2
3
Установлено, что с увеличением содержания серы ухудшаются технологические качества шлаков - извлечение AlО 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
%
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>О<sub>3</sub>
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
TiO<sub>2</sub>
S<sub>общ</sub>
CO<sub>2</sub>
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
SiO<sub>2</sub>
FeO
Al<sub>2</sub>О<sub>3</sub>
45,0
35,0
20,0
3
Известняк
13,70
56,59
56,0 CaO
44,0 CO<sub>2</sub>
По прототипу
4
Шлак алюмокальциевый
15,78
65,18
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>О<sub>3</sub>
CaO
TiO<sub>2</sub>
S<sub>общ</sub>
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
S<sub>общ</sub>
96,26
1,42
0,35
1,91
0,06
6
Шихта в плавку
24,21
100
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>О<sub>3</sub>
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
TiO<sub>2</sub>
CO<sub>2</sub>
S<sub>общ</sub>
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
%
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>О<sub>3</sub>
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
TiO<sub>2</sub>
S<sub>общ</sub>
CO<sub>2</sub>
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%.
2
3
2
общ
Таким образом, качественный алюмокальциевый шлак с содержанием 34,73% AlО; 1,77% SiO; 57,60% CaO; 0,36% S является исходным сырьем для безавтоклавного, экономически целесообразного получения глинозема содовым выщелачиванием в мешалках при температуре 70°С по методу Байера.
общ
общ
общ
2
3
Значительное снижение серы, общей в алюмокальциевом шлаке (по прототипу 1,20% S, в исходном боксите 4,70% S), до 0,36% S 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 (AlO) 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.