СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ОТВАЛЬНОГО СТАЛЕПЛАВИЛЬНОГО ШЛАКА

Изобретение относится к области черной металлургии, а именно к способу переработки шлаков металлургического производства, используемых в стройиндустрии, в частности в дорожном строительстве, в бетонных работах и др., к получению или обогащению магнитного железосодержащего продукта, используемого в доменной плавке для замены железорудного сырья, в выплавке стали и при производстве агломерата.

Известен способ переработки металлургических шлаков, включающий дробление шлака, классификацию по крупности, выделение металла грохочением и магнитную сепарацию (а.с. СССР №947214, МПК С22В 34/22, БИ №28, 1982 г.).

Недостаток этого способа заключается в необходимости использовать «мокрый способ», что ведет к загрязнению окружающей среды.

Известен также способ получения алюминия в виде его сплава с кремнием (силумина), включающий расплав и последующий электролиз алюминий - кремний - земельного сырья из золы ТЭЦ после сжигания бурых углей (патент РФ №2065510 кл. С25С , по заявке №93042444/0 от 26.08.98).

Недостатком этого способа является расход энергии на расплавленные шахты, невозможность восстановления оксида железа и необходимость использовать большое количество электроэнергии на поддержание рабочей температуры расплава в пределах 1000°С.

Известен способ переработки сталеплавильных шлаков (прототип), включающий предварительное грохочение, с выделением негабаритных кусков шлака, магнитную сепарацию первым барабанным железоотделителем, дробление на щековой дробилке, при этом дробленный продукт подвергают, с применением второго барабанного железоотделителя, магнитной сепарации с отделением магнитного продукта и дополнительное дробление на центроударной дробилке, а, затем, магнитную сепарацию магнитного продукта (патент РФ №2377324 «Способ переработки металлургических шлаков и техническая линия (варианты) для его осуществления», опубликован 27.12.2009 г.).

Недостаток этого способа заключается в том, что он не позволяет извлекать из переработанного магнитного продукта, содержащего кроме оксида железа, содержится примерно 35% пустой породы, состоящей из оксидов алюминия, кремния, кальция и некоторых других веществ, на расплавление которых в металлургическом процессе переработки в металлическом процессе переработки в металлическое железо тратится большое количество энергии, а оксиды алюминия, кремния, кальция переходят в шлаки, и безвозвратно теряются.

Технической задачей изобретения является разработка способа получения железа и кремния, (силумина) алюминия из отвального металлургического шлака.

Решение поставленной задачи достигается за счет того, что полученный магнитный продукт, состоящий из оксида железа, оксида алюминия, оксида кремния, оксида кальция, измельчается в валковой дробилке до 150-200 м²/кг, после чего поступает в смеситель, где осуществляется смешивание мас. % 66-77 оксида железа с 23-34 мас. % порошка металлического алюминия, затем смесь подается в муфель, где электрической дугой инициируется химическая реакция восстановления металлического железа из оксидов железа металлическим порошком алюминия, которое сопровождается повышением температуры до 3000°С, и образование, в результате этой реакции, металлического железа и жидкого расплава, состоящего из оксида алюминия, оксида кальция, оксида кремния, и последующий слив расплава из муфеля в электролизную ванну с токоподводящей шиной и, по завершении слива расплава из муфеля, расплавленное железо сливается в ковш, а в жидкий расплав в электролизной ванне вводится криолит, фтористый алюминий, которые растворяются в расплаве и в нем, при этом диссоциируются оксиды алюминия, кремния, затем в электролизную ванну опускают графитовый анод, после чего через расплав криолита, фтористого алюминия с диссоциированным в нем оксиде алюминия, кремния пропускается электрический ток, под действием которого на катоде разряжаются катионы ионов алюминия, кремния в результате под слоем расплава формируется жидкая смесь алюминия и кремния (силумин), который откачивается вакуумным насосом, а последующий слив расплава из оксида кальция происходит из электролизной ванны в ковш.

Сущность изобретения поясняется чертежом, на котором:

Фиг. 1 - последовательность операций, согласно предложенному способу.

Заявленный способ осуществляют согласно изобретению следующим образом. Магнитный продукт 1 (фиг. 1) отвального сталеплавильного шлака поступает на грохот (согласно прототипу RF №2377324, фиг. 2, поз. 1) с выделением негабаритных кусков шлака, дробление на щековой дробилке (прототип RF №2377324, фиг. 2, поз. 1), при этом дробленый продукт, согласно прототипу, перерабатывают на втором барабанном железоотделителе и получают дополнительное дробление на центроударной дробилке (прототип RF №2377324, фиг. 2, поз. 17, фиг. 1) и магнитную сепарацию (прототип RF №2377324, фиг. 2, поз. 1) магнитного продукта, а затем он поступает в валковый измельчитель 2, где измельчается до частиц 3 размером 150-200 м²/кг и смешиваются с частицами 4 алюминиевого порошка в смесителе 5. Пределы измельчения частиц 3 установлены экспериментально. При размерах частиц 3 более 150 м²/кг неудовлетворительно смешиваются с частицами 4 порошка металлического алюминия, что ухудшает протекание реакции восстановления железа. При размерах зерен 3 менее 200 м²/кг резко возрастают затраты энергии на измельчение магнитного продукта 1. Измельченный магнитный продукт 1 поступает в смеситель 5, где зерна 3 магнитного продукта тщательно перемешиваются в соотношении на 66-77 мас. % зерен 3 магнитного продукта 1, состоящего из оксида железа, оксида кремния, оксида кальция используется 23-34 масс. % частиц 4 металлического порошка алюминия от общей массы. Соотношение расхода частиц 4 порошка металлического алюминия установлено экспериментально. При расходе частицы 4 металлического порошка алюминия менее 23 мас. % от массы зерен 3 магнитного продукта 1 снижается восстановление оксида железа Fe₂O₃, FeO алюминием, а при расходе частицы 4 металлического порошка алюминия более 34 мас. % от общей массы зерен 3 магнитного продукта , снижается эффективность процесса из-за высокой стоимости одного килограмма алюминия на рынке. Полученную смесь 6 зерен 3 магнитного продукта 1 и частиц 4 порошка металлического алюминия заполняет (фиг. 1б) огнеупорный муфель 7, после чего электрической дугой 8 сварочного устройства 9 инициируется химическая реакция восстановления металлического железа 10 из оксидов железа (Fe₂O₃, FeO) частицами 4 порошка металлического алюминия по формулам:

которые сопровождаются повышением температуры до 3000°С образованием металлического железа 10 и жидкого расплава 11 (фиг. 1в), состоящего из оксидов алюминия, кальция, кремния. Затем, жидкий расплав 11 из муфеля 7 (фиг. 1в) сливается в электролизную ванну 12 (Фиг. 1г) с токопроводящей шиной 13, после чего жидкое металлическое железо 10 (Фиг. 1д) сливается в ковш 14, для последующего получения стальных отливок. Во время слива жидкого расплава 11 в электролизную ванну 12 вводят криолит 15, фтористый алюминий 16, которые растворяются в жидком расплаве 11 и в нем диссоциируют оксиды алюминия, оксиды кремния, после чего в электролизную ванну 12 механизмом 17 опускают анод 18, после чего через токопроводящие шины 13 пропускается электрический ток, при прохождении которого через жидкий расплав 11, с растворенным в нем криолитом 15 и фтористым алюминием 16 и диссоциированным в этом расплаве оксидами алюминия, оксидами кремния, катионы ионов алюминия Al^-3 и кремния Si^-4 разряжаются на катоде 19 в атомы алюминия Al⁰ и кремния Si⁰. В результате, под слоем расплава 11 накапливается жидкая смесь алюминия и кремния (силумина) 20, который откачивается вакуумным насосом 21, после чего расплав 11, состоящий, в основном, из оксида кальция сливается в ковш 22 и, поскольку, в нем практически полностью отсутствуют оксиды железа и кремния, которые разряжаются на катоде 19, то его можно эффективно использовать при производстве цемента.

Экономическая эффективность использования предложенного способа определяется по следующей методике. На переработку 0,75 т смеси магнитного концентрата, согласно изобретению, расходуется 0,25 т алюминиевого порошка и 5000 кВт электроэнергии для электролиза, разогретого до 3000°С расплава, что способствует значительному снижению расхода электроэнергии.

Стоимость 0,75 т магнитного концентрата сталеплавильного шлака при его цене 1500 руб./т составит 1125 руб.

Стоимость 0,25 тн алюминиевого порошка, при цене 80000 руб./т составит 20000 руб.

Стоимость электроэнергии постоянного тока при цене 7,0 руб. за кВт/час составит 25000 руб.

Затраты на переработку 0,75 т магнитного концентрата, полученного из отвального сталеплавильного шлака, составят 46125 руб.

В результате переработки получаем 0,520 т железа с температурой около 3000°С. Высокая температура железа позволяет получить стальные отливки высокого качества, стоимость которых на рынке будет от 50000 руб. до 100000 руб., приняв минимальную цену в 50000 руб. За счет этого будет получено 26000 руб. и 0,350 тн силумина, стоимость 77000 руб./тн на сумму 26950 руб. и всего от переработки концентрата будет получено 52950 руб.

В целом, положительный эффект от получения железа и силумина из отвального сталеплавильного шлака составит:

52950-46125=6825 руб.

Следует еще учесть, что переработка отвального сталеплавильного шлака позволит улучшить экологию и сохранить природные ресурсы.