способ переработки красного шлама глиноземного производства

Формула изобретения

1. Способ переработки красного шлама глиноземного производства, включающий подготовку порции шихты, содержащей красный шлам и углеродистый восстановитель, нагрев шихты в плавильном агрегате до температуры твердофазного восстановления железа, твердофазное восстановление оксидов железа в шихте углеродистым восстановителем и насыщение железа в подготовленной шихте углеродом, плавку восстановленной шихты с получением металлической фазы в виде чугуна и шлаковой фазы в виде первичного шлака, отделение чугуна от первичного шлака в полученном расплаве, нагретом до 1400°С, восстановление кремния и титана из содержащихся в первичном шлаке оксидов алюминием, удаление чугуна и первичного шлака из плавильного агрегата, отличающийся тем, что при подготовке порции шихты к красному шламу добавляют концентрат из титаномагнетитовой руды, содержащей оксид титана от 1 до 15%, дополнительное количество углеродистого восстановителя и добавки, после отделения в плавильном агрегате отделенного от чугуна первичного шлака чугун нагревают до 1500-1550°С, добавляют в него содержащий оксид железа продукт, из которого восстанавливают железо углеродом чугуна для перевода чугуна в сталь с получением вторичного шлака, основную часть стали удаляют из плавильного агрегата, вторичный шлак добавляют к первичному шлаку, из которых кремний и титан переводят в остаток стали в плавильном агрегате восстановлением алюминием с получением насыщенного алюминием конечного шлака и лигатуры, содержащей железо, титан и кремний, основную часть лигатуры удаляют из плавильного агрегата, после удаления конечного шлака для перевода остатка лигатуры в сталь в плавильном агрегате переводят в шлаковую фазу титан и кремний остатка лигатуры путем окисления, и следующую порцию восстановленной шихты подают в шлаковую фазу, образованную после перевода остатка лигатуры в сталь.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что подготовку шихты, содержащей концентрат титаномагнетитовой руды, углеродистого восстановителя и добавки выполняют окомкованием.

3. Способ по п.2, отличающийся тем, что в качестве добавок используют измельченные бентонит и известняк.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве продукта, содержащего оксид железа, используют красный шлам, и/или титаномагнетитовый концентрат, и/или железную окалину прокатного производства, и/или железную окалину кузнечного производства, и/или железную руду.

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что насыщенный оксидом алюминия конечный шлак удаляют из агрегата после освобождения от лигатуры центральной части пода плавильного агрегата, осуществляемого путем вращения электромагнитным полем остатков лигатуры.

6. Способ по п.1, отличающийся тем, что перевод в шлаковую фазу титана и кремния остатка лигатуры осуществляют путем продувки остатка лигатуры воздухом и/или кислородом.

7. Способ по п.6, отличающийся тем, что воздух и/или кислород подают в остаток лигатуры холодным через расходуемые железные трубки.

8. Способ по п.1, отличающийся тем, что следующую порцию восстановленной шихты подают в шлаковую фазу, образованную после перевода остатка лигатуры в сталь, которую вращают в плавильном агрегате наведенным в расплаве стали электромагнитным полем.

9. Способ по п.1, отличающийся тем, что после восстановления алюминием кремния и титана из первичного и добавленного вторичного шлаков вновь образованный конечный шлак охлаждают и выделяют из него оксид алюминия путем его перевода в жидкую фазу содовым выщелачиванием с образованием осадка, содержащего кальций и редкоземельные металлы.

10. Способ по п.9, отличающийся тем, что осадок обрабатывают соляной кислотой с получением осадка, содержащего концентрат редкоземельных металлов.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к металлургии, а именно к переработке отходов глиноземного производства.

Основным отходом глиноземного производства является красный шлам (КШ), постоянно накапливающийся в шламохранилищах алюминиевых заводов. Большие количества остаточной щелочи из шлама вымываются атмосферными осадками и попадают в грунтовые воды, ухудшая качество питьевой воды. Шлам при высыхании превращается в пыль, что при наличии ветра провоцирует повышенную запыленность воздуха. Все это значительно ухудшает экологическую обстановку в районе складирования КШ [1].

Вместе с тем, в составе шлама содержится много полезных компонентов, например, железа, кремния, титана, алюминия, редкоземельных металлов (РЗМ) и др. Отвальный КШ глиноземного производства Байеровской схемы содержит, например, до 45% Fе₂O₃, до 10% SiO₂, до 14% СаО, до 4% ТiO₂, до 15% Аl ₂O₃, до 4% Nа₂O и ряд других оксидов. Содержание редкоземельных металлов (РЗМ) в красном шламе Богословского алюминиевого завода следующее (г/т): церия - 390, лантана 290, скандия - 150, самария - 31 и др. Красные шламы спекательной схемы глиноземного производства имеют в своем составе меньше оксидов железа и алюминия, но зато в два-три раза больше оксидов кремния и кальция [1].

Предлагаемое техническое решение может быть рекомендовано, в основном, для переработки КШ Байеровской схемы.

Известно большое количество вариантов технологических схем переработки красных шламов [2-10]. Часть из них (например, [3]) основана на разделении компонентов шлама методами магнитной сепарации и классификации продукта по крупности. Недостатком этих методов является малая степень отделения одного вида соединений от другого, поэтому здесь можно говорить только о том или ином виде обогащения этого нерудного сырья. Большое количество технологических решений основано на приеме извлечения железа из оксидов КШ реакцией восстановления углеродом [6, 7], при этом одновременно происходит насыщение полученного железа углеродом и перевод его в состояние чугуна. Получаемый при этом шлак с повышенным содержанием оксида алюминия может быть пригоден для получения из него цемента [2], в том числе глиноземистого, если к шлаку добавить, например, небалансовый боксит [8-10].

Известна схема комплексной переработки КШ, по которой на первой стадии при 1000°С без расплавления производят обжиг смеси КШ, извести и коксика. Часть железа из оксидов на этой стадии восстанавливается полностью, другая часть восстанавливается до FeO. На второй стадии при соответствующей температуре железо из FеО восстанавливают почти полностью и отделяют его в виде чугуна от саморассыпающегося шлака, из которого впоследствии выщелачиванием извлекают глинозем [11].

Недостаток указанных выше схем пирометаллургической переработки КШ заключается в том, что железо на стадии плавки переходит в чугун. При отсутствии потребности в чугуне приходится тратить средства на передел чугуна в сталь, привлекая для этого другое металлургическое оборудование. Во многих технических решениях в металлический продукт не извлекаются другие имеющиеся в КШ металлы; например, титан и кремний не извлекаются в отдельный металлургический продукт. Их извлечение в чугун полезно, но если далее чугун перерабатывается на сталь, то с окислением углерода чугуна окисляется и титан с кремнием, которые снова уходят в шлаковую фазу и часто теряются.

Ближайшим аналогом предлагаемого способа является способ переработки красного шлама глиноземного производства [12]. Известный способ включает подготовку порции шихты, содержащей красный шлам и углеродистый восстановитель, нагрев шихты в плавильном агрегате до температуры твердофазного восстановления железа, твердофазное восстановление оксидов железа в шихте углеродистым восстановителем и насыщение подготовленной шихты углеродом, плавку восстановленной шихты с получением металлической фазы в виде первичного шлака, отделение чугуна от первичного шлака в полученном расплаве, нагретом до 1400°С, восстановление кремния и титана из содержащихся в первичном шлаке оксидов алюминием, удаление чугуна и первичного шлака из плавильного агрегата.

Недостаток ближайшего аналога заключается в том, что восстановленные из оксидов кремний и титан переходят в чугун. Чугун с добавками кремния и титана менее ценен по сравнению с отдельно полученными чугуном, кремнием и титаном.

Целью изобретения является повышение эффективности переработки красных шламов за счет производства стали без промежуточного переплава, попутного производства ценной железотитанокремнистой лигатуры и производства из шлака или глинозема, или дорогого высокоглиноземистого цемента, например цемента марки ВГЦ-1.

Поставленная цель достигается тем, что при подготовке порции шихты к красному шламу добавляют концентрат из титаномагнетитовой руды, содержащей оксид титана от 1 до 15%, дополнительное количество углеродистого восстановителя и добавки, после отделения в плавильном агрегате отделенного от чугуна первичного шлака чугун нагревают до 1500-1550°С, добавляют в него содержащий оксид железа продукт, из которого восстанавливают железо углеродом чугуна для перевода чугуна в сталь с получением вторичного шлака, основную часть стали удаляют из плавильного агрегата, вторичный шлак добавляют к первичному шлаку, из которых кремний и титан переводят в остаток стали в плавильном агрегате восстановлением алюминием с получением насыщенного алюминием конечного шлака и лигатуры, содержащей железо, титан и кремний, основную часть лигатуры удаляют из плавильного агрегата, после удаления конечного шлака для перевода остатка лигатуры в сталь в плавильном агрегате переводят в шлаковую фазу титан и кремний остатка лигатуры путем окисления, и следующую порцию восстановленной шихты подают в шлаковую фазу, образованную после перевода остатка лигатуры в сталь.

Рекомендуется подготовку шихты, содержащей концентрат титаномагнетитовой руды, углеродистого восстановителя и добавки, выполнять окомкованием, причем в качестве добавок использовать измельченные бентонит и известняк.

В качестве продукта, содержащего оксид железа, рекомендуется использовать красный шлам и/или титаномагнетитовый концентрат, и/или железную окалину прокатного производства, и/или железную окалину кузнечного производства, и/или железную руду.

Насыщенный оксидом алюминия конечный шлак рекомендуется удалять из агрегата после освобождения от лигатуры центральной части пода плавильного агрегата, осуществляемого путем вращения электромагнитным полем остатков лигатуры.

Перевод в шлаковую фазу титана и кремния остатка лигатуры рекомендуется осуществлять путем продувки остатка лигатуры воздухом и/или кислородом, причем это возможно осуществлять через расходуемые железные трубки.

Следующую порцию восстановленной шихты рекомендуется подавать в шлаковую фазу, образованную после перевода остатка лигатуры в сталь, которую вращают в плавильном агрегате наведенным в расплаве стали электромагнитным полем.

После восстановления алюминием кремния и титана из первичного и добавленного вторичного шлака вновь образованный конечный шлак может быть охлажден и из него выделен оксид алюминия путем его перевода в жидкую фазу содовым выщелачиванием с образованием осадка, содержащего кальций и редкоземельные металлы. Осадок обрабатывается соляной кислотой с получением осадка, содержащего концентрат редкоземельных металлов.

Предлагаемый способ предусматривает совместную переработку еще и другого материала, которого может вводиться значительное количество, например, от 40 до 60%.

Это позволяет:

- снизить расход электроэнергии на подготовку шихты к окомкованию, т.к. для одной части шихты, в данном случае для КШ, исключается необходимость тратить энергию на тонкое измельчение;

- повысить содержание железа в подготовленной порции шихты по сравнению с его содержанием в концентрате и снизить - по сравнению с содержанием в концентрате. Анализ поэлементной ценности подготовленной шихты показывает, что объединение материалов при подготовке шихты экономически выгодно;

- начинать переработку КШ, не расходуя средств на технологическое оборудование, которое задалживается для производства углеродсодержащих окатышей, поскольку КШ может доставляться к месту, где находится добавляемый к КШ титаномагнетитовый концентрат и имеется оборудование для окомкования шихты. В частности, КШ Богословского алюминиевого завода (БАЗа) целесообразно доставлять к сравнительно недалеко расположенной (200 км) фабрике производства окатышей Качканарского ГОКа.

Рекомендуемый диапазон содержания оксида титана в руде (от 1% до 15%), из которой получают титаномагнетитовый концентрат, обусловлен тем, что возможно применение руды, в которой содержание оксида титана может быть и 1% (исходная руда Качканарского месторождения имеет 1,14% ТiO₂), и 8-12% (исходная руда Медведевского месторождения), и до 15% (исходная руда Чинейского месторождения).

Повышение температуры расплава в плавильном агрегате в определенный период до 1500-1550°С необходимо потому, что производимая в этот период сталь имеет температуру плавления более 1500°С. В то же время чрезмерный перегрев металла выше 1550°С приводит к лишним энергозатратам.

Перевод чугуна в сталь может быть выполнен за счет его продувки техническим кислородом или воздухом. Однако лучше использовать кислород, содержащийся в оксидах железа, поскольку при этом появляется возможность повысить массу производимой стали и во вторичном шлаке содержание оксидов полезных металлов, например оксида титана.

Если необходимо повысить количество выплавляемой стали, то лучше всего оксид железа использовать из привозной прокатной окалины. Если желательно получить во вторичном шлаке повышенное содержание оксида титана, то лучше всего оксид железа использовать из привозного концентрата ильменита. Возможно использование оксида железа и из неожелезненных исходных КШ или титаномагнетитового концентрата. Если же не будет ставиться задача получения лигатуры в качестве отдельного продукта, а будет ориентация только на производство стали, легированной титаном и другими элементами, то оксид железа лучше использовать из богатой железной руды или из концентрата бедной железной руды.

Целесообразно не доводить содержание углерода в металлической фазе до нулевого значения, а обеспечить заданное содержание, соответствующее определенной марке стали, после чего часть стали необходимо слить из плавильного агрегата.

Последующее восстановление в основном кремния и титана из оксидов алюминием позволяет получать железотитанокремнистую лигатуру, мало загрязненную другими металлами.

Рекомендуемое восстановление железа из продуктов, содержащих оксиды железа, углеродом чугуна, приводимого во вращение электромагнитным полем, позволяет быстро осуществить освобождение чугуна от углерода, поскольку согласно данным Е.А.Капустина [13] углерод, растворенный в металле на границе металл-шлак, восстанавливает оксиды железа в шлаке в десятки раз быстрее, чем это происходит, например, в доменной печи. Вращение чугуна способствует образованию в чугунном расплаве лунки параболической формы, увеличивающей площадь контакта шлака с чугуном, что позволяет улучшить массообмен между металлом и шлаком. Скорость массообмена еще более увеличивается, если на границе шлак-металл установится противоточное движение (проскальзывание) между шлаком и металлом. При вращении металлического расплава электромагнитным полем такое проскальзывание будет иметь место, т.к. электромагнитное поле действует на металл, создавая ему вращение, и мало действует на шлак, т.к. шлак значительно менее электропроводен.

Согласно предлагаемому способу получаемую товарную лигатуру рекомендуется также сливать не полностью. Часть ее необходимо оставить в плавильном агрегате, разместив ее по краям плавильной камеры агрегата за счет действия электромагнитного поля. Этим обеспечивается возможность последующего слива конечного высокоглиноземистого шлака через раскрываемую центральную летку.

После слива шлака и перекрытия центральной сливной летки в остаток лигатуры можно было бы начинать подавать следующую порцию подготовленной шихты. Однако, если новую порцию шихты подавать в лигатуру, то титан и кремний лигатуры после расплавления шихты начнут восстанавливать оксид железа в ожелезненной шихте, что можно считать и полезным, но при этом часть титана может образовать карбид титана, что нежелательно. В связи с этим и рекомендуется после слива конечного шлака из остатка лигатуры удалять титан и кремний во вновь образующийся шлак. Остающаяся в металлической фазе сталь, после расплавления новой порции подготовленной шихты во вновь образующемся шлаке, превратится в чугун. Далее процесс будет повторяться.

При восстановлении из оксидов кремния и титана алюминием в шлаке образуется высокое содержание оксида алюминия, температура плавления которого, как известно, высока (2050°С). Для ее снижения добавляют оксид кальция до общего содержания порядка 20%, достигая снижения температуры существования жидкой фазы в пределах 1800-1850°С. В этом температурном диапазоне возможно существование шлака, пригодного для производства высокоглиноземистого цемента ВГЦ-1, отличающегося повышенной ценой по отношению к портландцементу. Стоимость полученного цемента ВГЦ-1 почти полностью окупает затраты на применение алюминия в качестве восстановителя кремния и титана.

После восстановления алюминием кремния и титана из объединенного шлака вновь образованный шлак охлаждают и выделяют из него оксид алюминия, переводя его в раствор содовым выщелачиванием с образованием осадка, содержащего кальций и редкоземельные металлы. Этот прием удается осуществить, используя известное свойство оксида алюминия растворяться в содовых растворах. Оксиды кальция и РЗМ при этом остаются в осадке, благодаря чему удается разделить эти компоненты. Редкоземельные металлы имеют большое сродство к кислороду, поэтому по всему технологическому процессу остаются в шлаковой фазе.

Полученный шлам обрабатывают соляной кислотой с получением осадка, содержащего концентрат редкоземельных металлов. Этот прием основан на свойстве оксида кальция переходить в раствор соляной кислоты. Полученный концентрат РЗМ может быть использован для получения РЗМ известными способами.

Схема технологического процесса переработки КШ по предлагаемому способу представлена на фиг.1, 2.

В соответствии с этой схемой дается пример осуществления способа.

Способ может быть реализован, если плавка шихты будет производиться в известном электросталеплавильном агрегате, в частности в дуговой электропечи. Однако в дуговой электропечи трудно выполнить все операции согласно предлагаемому способу.

Лучше способ реализуется при применении разработанного нового многофункционального плавильного агрегата (МПА), который упоминается в источнике информации [14].

В примере осуществления способа в составе подготовляемой к переработке шихты принимается красный шлам (КШ) байеровской схемы глиноземного производства Богословского алюминиевого завода (БАЗа) и титаномагнетитовый концентрат (К), получаемый на Качканарском ГОКе из титаномагнетитовой руды Качканарского месторождения (фиг.1).

В соответствии с источником [10, стр.75] химический состав КШ следующий, %: Fе - 29,54; Fе₂O₃ - 42,2; SiO₂ - 9,4; Аl₂O₃ - 14,1; ТiO₂ - 3,9; СаO - 12,1; Nа₂0 - 4,1; S - 1,7.

Из источника информации [15, с.24] химический состав К следующий, %: Fе - 60,64; FеO - 27,20; Fе₂О₃ - 56,39; SiO ₂ - 4,68; Аl₂О₃ - 2,86; ТiO₂ - 2,64; СаO - 1,78; МgO - 2,79; V₂O₅ - 0,59; Мn - 0,12; Р - 0,007; S - 0,006.

Принимаем следующие условия подготовки и плавки шихты:

- к 500 кг КШ добавляется 500 кг К;

- в шихту вводится расчетное количество измельченного угля в качестве восстановителя оксида железа при твердофазном восстановлении этих оксидов на 90% и расчетное количество измельченных добавок (бентонита и известняка);

- из подготовленной смеси производятся окатыши;

- при ожелезнении окатышей восстановленное железо насыщается углеродом до 3,5-4,0%;

- на плавку окатыши подаются или холодными, или горячими (остывшими после ожелезнения, например до 500-600°С);

- при ожелезнении окатышей восстанавливаются только оксиды железа и не восстанавливаются другие оксиды, и окисляется часть серы;

- плавка подготовленной и ожелезненной шихты начинается на расплавленной стали, приведенной во вращение в плавильной камере МПА электромагнитным полем. Количество этой стали зависит от того, сколько ее будет получено после освобождения от титана и кремния из оставшегося в МПА остатка лигатуры;

- количество массы продуктов плавки в примере определяется только в отношении стали, железотитанокремнистой лигатуры и высокоглиноземистого конечного шлака. Фактически количество массы продуктов плавки будет несколько иным, поскольку в процессе реализации способа будут восстанавливаться металлы из части других оксидов, например, из оксидов марганца, ванадия, хрома и других. Но количество этих оксидов в шихте сравнительно невелико, и их присутствие в том или ином продукте, например, ванадия в стали или марганца и ванадия в лигатуре, не только не ухудшит качество продукта, а наоборот улучшит.

После смешивания КШ и К среднее содержание основных оксидов в шихте будет следующим, %: Fе - 45; Fе+Fе₂ O₃ - 61,8; SiO₂ - 9,4; АL₂O ₃ - 7,9; ТiO₂ - 3,07; СаО - 6,4.

В шихте в небольшом количестве будут присутствовать оксиды ванадия, марганца, магния, натрия, будет некоторое количество S и Р. Ванадия, марганца, магния и натрия в каждой тонне шихты будет соответственно порядка 3,3 кг; 1,2 кг; 18 кг; 30 кг.

После ожелезнения до 90% одной тонны смеси КШ и К в оставшихся оксидах железа останется примерно 17 кг кислорода. В оксидах кремния, титана, ванадия, марганца, которые далее будут восстанавливаться алюминием, кислорода будет порядка 60 кг. В процессе ожелезнения освобожденное от кислорода железо может растворить до 4% углерода.

После плавки порции шихты на стальной вращающейся подложке получится чугун с содержанием углерода порядка 2,5-3,5%. Содержание углерода в чугуне после расплавления порции ожелезненной шихты зависит от того, какая масса стали была в плавильном агрегате перед подачей в сталь ожелезненной шихты и какая будет подаваться масса порции шихты. При содержании углерода в чугуне 2,5-3,5% температуру чугуна желательно иметь не ниже 1400°С.

В процессе самой плавки ожелезненной шихты и после расплавления порции шихты углерод чугуна начнет восстанавливать железо в остатке оксида железа, но полностью израсходован не будет.

Поэтому по окончании расплавления порции шихты проводится операция по окончательному окислению углерода в чугуне. Для поддержания металла в состоянии расплава температуру металлической фазы повышают до 1500-1550°С.

Указанную операцию можно провести за счет, например, ввода необходимого количества прокатной окалины или за счет ввода, например, концентрата ильменита, если будет преследоваться цель получить далее лигатуру с высоким содержанием титана (титан ильменита добавится к титану, который имеется в КШ и К). Часть оксидов железа из концентрата ильменита восстановится и их кислород уйдет в газовую фазу, железо в металлическую фазу, а остальное - вторичный шлак (остаток оксида железа и оксид титана). Окисленный углерод покинет плавильный агрегат в газовой фазе. Некоторое небольшое его количество может остаться в расплаве, для формирования необходимых свойств стали.

Следующая операция процесса - удаление основной части полученной стали из камеры плавильного агрегата, через имеющуюся в МПА боковую летку, и герметизация плавильной камеры плавильного агрегата.

Далее, при наличии в плавильной камере остатков стали, следует операция по восстановлению алюминием из вторичного шлака оксидов железа, титана, кремния, остатка ванадия, марганца. Указанные элементы после восстановления уйдут в остаток стали и образуют железотитанокремнистую лигатуру (фиг.2) с добавками ванадия и марганца. Часть ванадия уйдет из плавильного агрегата с основной частью стали. Восстановленный из оксида натрий в газовой фазе отводится по отдельному газопроводу из плавильной камеры.

При необходимости, поскольку плавильная камера агрегата может быть герметизируемой, в плавильной камере создается необходимое разрежение, позволяющее алюминием восстановить магний из его оксида в паровую фазу, которая также может быть отведена из плавильной камеры по отдельному газопроводу.

После проведения операции по восстановлению упомянутых оксидов алюминием в конечном шлаке останутся в основном оксиды алюминия и кальция. Если оксида кальция будет меньше 20%, то его при плавке следует добавлять. Кальция в конечном шлаке должно быть в пределах 20-30%. При таком количестве оксида кальция температура плавления шлака будет в пределах 1800-1850°С. Повышение температуры конечного шлака будет происходить за счет экзотермических реакций, которые имеют место при восстановлении алюминием металлов из их оксидов.

После перевода всех восстановленных металлов во вращающуюся лигатуру через упомянутую выше боковую летку основная часть лигатуры сливается. В плавильной камере агрегата остается порядка 10-20% лигатуры. Поскольку остающаяся часть лигатуры также вращается и ее в плавильной камере сравнительно мало, то она на круглом поде камеры размещается по краям, освобождая от своего присутствия центр пода. Центр пода МПА содержит центральную сливную летку. После раскрытия центральной летки МПА становится возможным слив в ковш конечного товарного высокоглиноземистого шлака.

По окончании слива основной части полученной лигатуры центральная летка известным приемом перекрывается, после чего в цикле переработки порции подготовленной шихты осуществляется последняя операция.

Последняя операция цикла переработки порции шихты заключается в том, что остаток лигатуры указанным выше приемом переводится в сталь и образует новый первичный шлак, в который можно подавать следующую порцию подготовленной шихты.

При переработке указанной в примере порции шихты предлагаемым способом содержание титана в лигатуре может быть порядка 20%, остальное железо, порядка 45%, и кремний, порядка 35%. Если же необходимо получить лигатуру с более высоким содержанием титана, например, порядка 45-50%, то при удалении углерода из чугуна следует вводить концентрат ильменита. Может быть получена лигатура с еще большим содержанием титана, например порядка 70-80%, но тогда вместе с концентратом ильменита необходимо вводить расчетное количество углерода для восстановления части оксидов железа, находящихся в ильмените.

Из тонны подготовленной шихты может быть получено порядка 100 кг лигатуры, в которой содержание титана будет около 20%, 400 кг качественной стали и 200-250 кг высокоглиноземистого шлака.

Если на операции удаления углерода из чугуна будут вводиться дополнительные оксиды железа и оксиды титана, то при переработке подготовленной тонны шихты соответственно увеличится количество производимой стали и лигатуры.

Полученный на последней стадии пирометаллургической обработки шлак содержит РЗМ, причем, за счет удаления многих элементов в металлическую фазу, концентрация РЗМ возрастает примерно в 2-3 раза, что показано на примере реализации несколько иной технологической схемы переработки КШ в источнике [10].

Этот шлак подвергают содовому выщелачиванию с отделением из него в жидкую фазу оксида алюминия. В осажденном шламе остаются оксид кальция и оксиды редкоземельных металлов. Полученный шлам обрабатывают соляной кислотой с получением осадка, содержащего концентрат редкоземельных металлов. Произведенный концентрат РЗМ может быть использован для получения РЗМ известными способами.

За счет гидрометаллургической обработки шлака по описанной выше схеме удается получить концентрат РЗМ с содержанием церия 2400 г/т, лантана 2500 г/т, скандия 410 г/т. Аналогичное по характеру обогащение происходит по содержанию самария, тория, итербия, гафния, европия, лютеция.

Технический результат от применения заявляемого способа заключается в повышении эффективности переработки красных шламов за счет производства стали без промежуточного переплава, производства из вторичного шлака железотитанокремнистой лигатуры в виде самостоятельного продукта, а также производства из высокоглиноземистого конечного шлака глинозема, высокоглиноземистого цемента и концентрата РЗМ.

Библиографические данные

1. Корнеев В.И., Сусс А.Г., Цеховой А.М. Красные шламы - свойства, складирование, применение. М.: Металлургия, 1991. 144 с.

2. Заявка ФРГ №2552088 от 26.05.77. Способ и устройство для получения саморассыпающихся шлаков и материалов, содержащих окись алюминия.

3. Патент Румынии №76410, МКИ С 22 В 34/10. Способ извлечения железа и титана из отходов глиноземного производства путем классификации по крупности и магнитной сепарации, 1981.

4. Заявка Франции №2575149, МКИ С 01 Р 7/00. Способ извлечения ценных продуктов из красного шлама, полученного способом Байера, 1986.

5. Заявка Великобритании №2109356, МКИ С 01 G 23/00. Способ извлечения щелочного металла и титана из красного шлама и подобных материалов, 1986.

6. А.с. СССР №1615205. Способ переработки красных шламов/ В.А.Киселев, Л.И.Леонтьев, Г.Н.Кожевников и др., МКИ С 22 В 7/00, БИ №47, 1990.

7. Патент США №3295961, МКИ С 21 В. Способ производства губчатого железа и восстановления титана и алюминия из бокситовых шламов, 1976.

8. Патент РФ №2086659. Способ переработки железоглиноземистого сырья. Буркин С.П., Логинов Ю.Н., Коршунов Е.А. и др. МКИ С 21 В 11/00, С 22 В 7/00, БИ №22 от 10.08.97.

9. Буркин С.П., Логинов Ю.Н., Щипанов А.А. и др. Переработка железоглиноземистых техногенных отходов. Сталь, 1996, №6. С.77-88.

10. Логинов Ю.Н., Буркин С.П., Логинова И.В.и др. Восстановительная плавка красных шламов глиноземного производства. Сталь, 1998, №8. С.74-77.

11. Матяш В.Г., Леонтьев Л.И., Кудинов Б.З. О восстановлении окислов железа в красных шламах. В кн. “Подготовка и комплексная переработка металлургического сырья”. Труды Института металлургии, вып.22, Свердловск, 1970. С.46-49.

12. Шморгуненко Н.С., Корнеев В.И. Комплексная переработка и использование красных шламов глиноземного производства. М.: Металлургия, 1982. 128с.

13. Капустин Е.А. Перспективы альтернативных металлургических процессов. Сталь, 1998. №8.

14. Коршунов Е.А., Тарасов А.Г. Новые аспекты в металлургической практике/ Уральский рынок металлов, 2002, №3. С.48-49.

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