JPS6352098B2 - - Google Patents
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- JPS6352098B2 JPS6352098B2 JP1910685A JP1910685A JPS6352098B2 JP S6352098 B2 JPS6352098 B2 JP S6352098B2 JP 1910685 A JP1910685 A JP 1910685A JP 1910685 A JP1910685 A JP 1910685A JP S6352098 B2 JPS6352098 B2 JP S6352098B2
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Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B21/00—Obtaining aluminium
- C22B21/02—Obtaining aluminium with reducing
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B21/00—Obtaining aluminium
- C22B21/0038—Obtaining aluminium by other processes
- C22B21/0069—Obtaining aluminium by other processes from scrap, skimmings or any secondary source aluminium, e.g. recovery of alloy constituents
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
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- Engineering & Computer Science (AREA)
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- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
【発明の詳細な説明】
〔発明の技術分野〕
本発明とアルミニウムの精製方法に関し、より
詳細には溶鉱炉法で精錬されたアルミニウム粗合
金の精製方法に関する。
詳細には溶鉱炉法で精錬されたアルミニウム粗合
金の精製方法に関する。
アルミニウムは、鉄に次ぐ基礎的金属材料であ
り、その需要は年々増加しつつある。
り、その需要は年々増加しつつある。
そして従来、アルミニウムは溶融アルミナの電
解によつて精錬されていた。
解によつて精錬されていた。
しかしながら、近年の世界的規模におけるエネ
ルギーコストの上昇に伴い、我国のように電力コ
ストの高い地域におけるアルミニウム精錬は、著
しく困難になりつつある。
ルギーコストの上昇に伴い、我国のように電力コ
ストの高い地域におけるアルミニウム精錬は、著
しく困難になりつつある。
そこで本発明者らは、従来の電力を使用するア
ルミニウム精錬法に代る方法として、向流移動床
の溶鉱炉を用い、原料アルミナを炭素材によつて
還元する、溶鉱炉法にようアルミニウムの精錬方
法を先に提案した。
ルミニウム精錬法に代る方法として、向流移動床
の溶鉱炉を用い、原料アルミナを炭素材によつて
還元する、溶鉱炉法にようアルミニウムの精錬方
法を先に提案した。
そして、この溶鉱炉法によるアルミニウムの精
錬方法では、アルミニウムは鉄および珪素との粗
合金として得られ、この粗合金から、鉛、マグネ
シウム等の溶融金属によつてアルミニウムが抽出
され、蒸留または分液法によつて鉛、マグネシウ
ム等の抽出金属を分離し、更に蒸留、晶析分離等
によつてアルミニウムは精製されて使用に供され
る。
錬方法では、アルミニウムは鉄および珪素との粗
合金として得られ、この粗合金から、鉛、マグネ
シウム等の溶融金属によつてアルミニウムが抽出
され、蒸留または分液法によつて鉛、マグネシウ
ム等の抽出金属を分離し、更に蒸留、晶析分離等
によつてアルミニウムは精製されて使用に供され
る。
しかしながら、この溶鉱炉法によつて得られた
アルミニウム粗合金には、カルシア、アルミナ等
のスラグ成分の他に多量の炭素および炭化カルシ
ウム等の不純物が混入しており、これら不純物は
上記のようにアルミニウムを抽出する際に、溶融
金属とアルミニウムとの接触を妨げ、アルミニウ
ムの抽出効率を悪化させるばかりでなく、鉛、マ
グネシウム等による抽出金属を汚染し、かつ抽出
金属の回収率を低下させる欠点があつた。
アルミニウム粗合金には、カルシア、アルミナ等
のスラグ成分の他に多量の炭素および炭化カルシ
ウム等の不純物が混入しており、これら不純物は
上記のようにアルミニウムを抽出する際に、溶融
金属とアルミニウムとの接触を妨げ、アルミニウ
ムの抽出効率を悪化させるばかりでなく、鉛、マ
グネシウム等による抽出金属を汚染し、かつ抽出
金属の回収率を低下させる欠点があつた。
これら不純物による悪影響を避けるために、予
め粗合金からスラグ、炭素、炭化カルシウムを溶
融状態において分離しようとしても、相互の比重
差が僅かであるために、これらスラグや不純物は
溶融アルミニウムと相互に分散し合つて分離は不
可能であつた。
め粗合金からスラグ、炭素、炭化カルシウムを溶
融状態において分離しようとしても、相互の比重
差が僅かであるために、これらスラグや不純物は
溶融アルミニウムと相互に分散し合つて分離は不
可能であつた。
また、フツ化カルシウムや氷晶石等の融剤を添
加しても、この状態はほとんど変化しなかつた。
加しても、この状態はほとんど変化しなかつた。
本発明はかかる現状にもとずきなされたもので
あり、溶鉱炉法によつて得られたアルミニウム粗
合金から、カルシア、アルミナ等のスラグや、炭
素、炭化カルシウム等の不純物を除去するアルミ
ニウムの精製方法を提供せんとするものである。
あり、溶鉱炉法によつて得られたアルミニウム粗
合金から、カルシア、アルミナ等のスラグや、炭
素、炭化カルシウム等の不純物を除去するアルミ
ニウムの精製方法を提供せんとするものである。
かかる目的を達成する本発明は、炭素材の酸素
燃焼によつて溶鉱炉内に燃焼域と還元域を形成
し、この還元域にアルミナ含有物をカルシア・ア
ルミナ共融液化物として流下させ、この共融液化
物を還元して得られるアルミニウム粗合金を前記
溶鉱炉の炉底から取り出し、この粗合金を1〜
500気圧の水素の存在下に100〜900℃で還元して
前記アルミニウム粗合金中のアルミニウム含有率
を向上させることを特徴とするものである。
燃焼によつて溶鉱炉内に燃焼域と還元域を形成
し、この還元域にアルミナ含有物をカルシア・ア
ルミナ共融液化物として流下させ、この共融液化
物を還元して得られるアルミニウム粗合金を前記
溶鉱炉の炉底から取り出し、この粗合金を1〜
500気圧の水素の存在下に100〜900℃で還元して
前記アルミニウム粗合金中のアルミニウム含有率
を向上させることを特徴とするものである。
本発明において精製の対象となるアルミニウム
粗合金は、アルミナから溶鉱炉法によつて精錬さ
れ、本発明者等が先に提案しているが、そのあら
ましは下記のようである。(特願昭59−210210)。
粗合金は、アルミナから溶鉱炉法によつて精錬さ
れ、本発明者等が先に提案しているが、そのあら
ましは下記のようである。(特願昭59−210210)。
まず、第1図および第2図に示すように、溶鉱
炉1に燃料および還元剤として作用するコーク
ス、石炭等の炭素材を充填し、充填層2内に複数
の酸素送風管3から酸素を吹き込んで複数の高温
燃焼域4を間隔を置いて形成させる。
炉1に燃料および還元剤として作用するコーク
ス、石炭等の炭素材を充填し、充填層2内に複数
の酸素送風管3から酸素を吹き込んで複数の高温
燃焼域4を間隔を置いて形成させる。
燃焼域4における反応は、下記()式で表さ
れる。
れる。
C+1/2O2=CO ()
一般に、燃焼域4における炭素材、例えばコー
クスの最高火点温度は2700℃以上であり、好まし
くは2900℃以上である。
クスの最高火点温度は2700℃以上であり、好まし
くは2900℃以上である。
炭素材、例えばコークスは粒径10mm以上、好ま
しくは15〜50mmのものが用いられる。
しくは15〜50mmのものが用いられる。
粒径の増大によつて、燃焼域の温度を高めるこ
とができる。
とができる。
また、炭素材は多量の燃焼熱を発生させ、かつ
下記の還元反応を進行させるために、アルミナ1
モルに対して、少なくとも30モル程度が必要であ
る。
下記の還元反応を進行させるために、アルミナ1
モルに対して、少なくとも30モル程度が必要であ
る。
すると、これら燃焼域の間および上方に複数の
還元域5が形成される。
還元域5が形成される。
この還元域5の温度は、通常、2000℃以上であ
り、好ましくは2050〜2200℃である。
り、好ましくは2050〜2200℃である。
また、炭素材の燃焼によつて形成されたCOを
主成分とする燃焼ガスは充填層内を上方に流れ、
一方、下記するカルシア・アルミナ共融化物およ
び炭素材は下方に流れて、前記燃焼ガスと向流移
動する。
主成分とする燃焼ガスは充填層内を上方に流れ、
一方、下記するカルシア・アルミナ共融化物およ
び炭素材は下方に流れて、前記燃焼ガスと向流移
動する。
次に、充填層2の上方に、ホツパー6からアル
ミナ含有物と共融化剤との混合物7を供給する。
ミナ含有物と共融化剤との混合物7を供給する。
アルミナ含有物としては、粘土やボーキサイト
等を挙げることができ、かかるアルミナ含有物
は、通常、鉄成分および珪素成分を含有してお
り、還元域において下記()式の反応が円滑に
進行する。
等を挙げることができ、かかるアルミナ含有物
は、通常、鉄成分および珪素成分を含有してお
り、還元域において下記()式の反応が円滑に
進行する。
アルミナ含有物中における鉄とアルミニウムの
重量比率Fe/Alは通常では1/5以上であり、好ま
しくは1/3以上である。
重量比率Fe/Alは通常では1/5以上であり、好ま
しくは1/3以上である。
また、アルミナ含有物は、通常、ボーキサイト
からなる団鉱の形で用いられるが、この団鉱の場
合に予め炭素材と混合し、表面を炭素材で被覆し
た団鉱として用いても良いし、また後述するカル
シウム化合物を団鉱中に添加することもできる。
からなる団鉱の形で用いられるが、この団鉱の場
合に予め炭素材と混合し、表面を炭素材で被覆し
た団鉱として用いても良いし、また後述するカル
シウム化合物を団鉱中に添加することもできる。
なお、団鉱は通常行われるように、加圧成型機
によつて製造し、焼結することによつて強度を増
加して使用する。
によつて製造し、焼結することによつて強度を増
加して使用する。
即ち、まず粉末化したボーキサイト粉単味、も
しくは粉末コークスと混合し、ベントナイト、パ
ルプ廃液などの粘結剤と混練後、アーモントもし
くは豆炭状に成型する。
しくは粉末コークスと混合し、ベントナイト、パ
ルプ廃液などの粘結剤と混練後、アーモントもし
くは豆炭状に成型する。
成型物のおおよその大きさは、長辺25〜70mm、
短辺10〜30mmであるが、特に大きさによる影響は
ないようである。
短辺10〜30mmであるが、特に大きさによる影響は
ないようである。
成型後、1300℃で15分以上焼結すると、十分な
強度が得られる。
強度が得られる。
ただし、結晶水の揮発による粉化を防ぐため
に、例えばロータリーキルンによる場合、キルン
の通過時間として45分程度ならば問題はない。
に、例えばロータリーキルンによる場合、キルン
の通過時間として45分程度ならば問題はない。
共融化剤は、融点が高く融解が困難なアルミナ
含有物をより低温で溶融させるために用いられる
ものであり、カルシウム化合物、例えば、カルシ
ア(CaO)や、炭酸カルシウム等が用いられる
が、特に硬焼カルシアが好ましく用いられる。
含有物をより低温で溶融させるために用いられる
ものであり、カルシウム化合物、例えば、カルシ
ア(CaO)や、炭酸カルシウム等が用いられる
が、特に硬焼カルシアが好ましく用いられる。
この共融化剤はアルミナ含有物との混合物とし
て溶鉱炉内に装荷することができるが、アルミナ
含有物とは別個に、例えばカルシウム化合物とア
ルミナ含有物を順次、層状に加えることもでき
る。
て溶鉱炉内に装荷することができるが、アルミナ
含有物とは別個に、例えばカルシウム化合物とア
ルミナ含有物を順次、層状に加えることもでき
る。
また、予めカルシウム化合物とアルミナ含有物
とを混合して団鉱化して使用することもできる。
とを混合して団鉱化して使用することもできる。
カルシウム化合物とアルミナ含有物との使用割
合は、CaO/Al2O3モル比で、0.2以上、好ましく
は0.4以上であり、より好ましくは0.4〜2.0であ
る。
合は、CaO/Al2O3モル比で、0.2以上、好ましく
は0.4以上であり、より好ましくは0.4〜2.0であ
る。
また、カルシウム化合物をアルミナ含有物との
団鉱として用いる場合、団鉱中のカルシウム化合
物とアルミナ含有物との割合は、CaO/Al2O3モ
ル比で1以下、好ましくは0.6以下、より好まし
くは0.2〜0.6の範囲である。
団鉱として用いる場合、団鉱中のカルシウム化合
物とアルミナ含有物との割合は、CaO/Al2O3モ
ル比で1以下、好ましくは0.6以下、より好まし
くは0.2〜0.6の範囲である。
かかる共融化剤の使用によつて、アルミナ含有
物は還元域5の上方の還元温度よりも低い1600〜
1800℃の温度帯域でカルシウム化合物と共融化
し、液状のカルシア・アルミナ共融物として液化
状態で炉内のコークス充填層2のコークス間隙を
均等に流下することができる。
物は還元域5の上方の還元温度よりも低い1600〜
1800℃の温度帯域でカルシウム化合物と共融化
し、液状のカルシア・アルミナ共融物として液化
状態で炉内のコークス充填層2のコークス間隙を
均等に流下することができる。
従つて、還元域5、燃焼域4の双方に流下す
る。
る。
燃焼域4においては、部分的に還元−酸化反応
を受け、Al2O,SiO等を発生すると共に、大部分
はアルミナ−カルシア−シリカ共融物として炉底
に流下する。
を受け、Al2O,SiO等を発生すると共に、大部分
はアルミナ−カルシア−シリカ共融物として炉底
に流下する。
一方、還元域5に流下した部分は、下記反応式
()で示されるように、ここで還元されると同
時に、共存する鉄成分および珪素成分と反応し、
アルミニウム・鉄・珪素からなるアルミニウム粗
合金が形成される。
()で示されるように、ここで還元されると同
時に、共存する鉄成分および珪素成分と反応し、
アルミニウム・鉄・珪素からなるアルミニウム粗
合金が形成される。
Al2O3+MO+4C=2Al−M+4CO ()
(式中、Mは鉄または珪素を示す)
これに対して、液状化が行われない場合は、固
体のまま移動するので、固体コークスを最も速く
消費される燃焼域4に向つて順々に送り込まれ、
還元域5に到達する団鉱の比率が大巾に減少す
る。
体のまま移動するので、固体コークスを最も速く
消費される燃焼域4に向つて順々に送り込まれ、
還元域5に到達する団鉱の比率が大巾に減少す
る。
還元域5においては、アルミナ含有物は一部の
みが還元され、還元域5を通過する還元生成物に
はアルミナ・カルシア共融体が残存し、アルミニ
ウム粗合金は、この残存アルミナ・カルシア共融
体に保護された形で炉内を速やかに流下し、酸素
による再酸化が防止される。
みが還元され、還元域5を通過する還元生成物に
はアルミナ・カルシア共融体が残存し、アルミニ
ウム粗合金は、この残存アルミナ・カルシア共融
体に保護された形で炉内を速やかに流下し、酸素
による再酸化が防止される。
また、アルミニウムは鉄および珪素によつて合
金化されるので、アルミニウムの活量が低下し、
金属生成の熱力学的条件が緩和され、アルミニウ
ム蒸気やAl2OやSiO等の揮発が抑制される。
金化されるので、アルミニウムの活量が低下し、
金属生成の熱力学的条件が緩和され、アルミニウ
ム蒸気やAl2OやSiO等の揮発が抑制される。
更に溶鉱炉内には、炉下部から上方に向つての
Al2O蒸気の流があり、これは炭素と反応してオ
キシカーバイドを形成する。
Al2O蒸気の流があり、これは炭素と反応してオ
キシカーバイドを形成する。
従つて炉内を流下するカルシア・アルミナ共融
液化物には小量のアルミニウムオキシカーバイド
が含まれる。
液化物には小量のアルミニウムオキシカーバイド
が含まれる。
また、還元域においてもアルミニウムオキシカ
ーバイドおよびカルシウムオキシカーバイドが生
成する。
ーバイドおよびカルシウムオキシカーバイドが生
成する。
かかるオキシカーバイドは、カルシア・アルミ
ナ共融液化物の還元反応速度を高める機能を有す
る。
ナ共融液化物の還元反応速度を高める機能を有す
る。
従つて、予めアルミニウムオキシカーバイドや
カルシウムオキシカーバイドをアルミナ含有物に
添加することも有効であり、この場合、オキシカ
ーバイドの添加量は、アルミナ含有物に対して
0.1〜10重量%、好ましくは1〜5重量%である。
カルシウムオキシカーバイドをアルミナ含有物に
添加することも有効であり、この場合、オキシカ
ーバイドの添加量は、アルミナ含有物に対して
0.1〜10重量%、好ましくは1〜5重量%である。
このような方法によつて、炉底からは、アルミ
ナ・カルシア共融体とアルミニウム・鉄・珪素か
らなるアルミニウム粗合金が得られる。
ナ・カルシア共融体とアルミニウム・鉄・珪素か
らなるアルミニウム粗合金が得られる。
しかしながら、かかる生成物は前記のようにカ
ルシア・アルミナ等のスラグ成分の他に多量の炭
素や炭化カルシウム等の不純物を含んでいる。
ルシア・アルミナ等のスラグ成分の他に多量の炭
素や炭化カルシウム等の不純物を含んでいる。
そしてこの不純物は、アルミニウム粗合金から
の、鉛、マグネシウム等の溶融金属によるアルミ
ニウムの抽出を妨害する。
の、鉛、マグネシウム等の溶融金属によるアルミ
ニウムの抽出を妨害する。
そこで本発明においては、溶鉱炉法によつて得
られた上記のアルミニウム粗合金を水素化して、
粗合金中の炭素、炭化カルシウムを除去して合金
中のアルミニウム含有率を向上させるのである。
られた上記のアルミニウム粗合金を水素化して、
粗合金中の炭素、炭化カルシウムを除去して合金
中のアルミニウム含有率を向上させるのである。
本発明によれば、水素化によつてアルミニウム
粗合金中の炭素および炭化カルシウムについて下
記反応式()および()で示される反応が進
行する。
粗合金中の炭素および炭化カルシウムについて下
記反応式()および()で示される反応が進
行する。
CaC2+5H2=CaH2+2CH4 ()
C+2H2=CH4 ()
かかる水素化反応は、水素圧1気圧以上、反応
温度100℃以上で進行するが、工業的規模で行う
場合には、一定の反応速度を確保し、装置材料の
限界を考慮すると、水素圧10〜500気圧、反応温
度200〜900℃が好ましい。
温度100℃以上で進行するが、工業的規模で行う
場合には、一定の反応速度を確保し、装置材料の
限界を考慮すると、水素圧10〜500気圧、反応温
度200〜900℃が好ましい。
上記反応式()および()による処理が有
効である第1の点は、粗合金中の炭化カルシウム
および炭素を、メタン等の炭化水素に転化させる
共に、炭化カルシウムを反応式()によつて水
素化カルシウムに転化させることである。
効である第1の点は、粗合金中の炭化カルシウム
および炭素を、メタン等の炭化水素に転化させる
共に、炭化カルシウムを反応式()によつて水
素化カルシウムに転化させることである。
生成した水素化カルシウムは、下記反応式
()で示されるように、スラグ中の未反応アル
ミナを還元してアルミニウムを生成させることが
できる。
()で示されるように、スラグ中の未反応アル
ミナを還元してアルミニウムを生成させることが
できる。
3CaH2+Al2O3=2Al+3CaO+3H2 ()
従つて、本発明による水素化処理を行うことに
よつて、溶鉱炉法によるアルミニウム精錬の収率
を、金属アルミニウム+炭化カルシウム(水素化
カルシウム)と同等にすることができる。
よつて、溶鉱炉法によるアルミニウム精錬の収率
を、金属アルミニウム+炭化カルシウム(水素化
カルシウム)と同等にすることができる。
更に本発明における水素化処理が有効な第2の
点は、この水素化処理によつて鉛、マグネシウム
等のアルミニウム抽出金属の汚染源となる炭素、
炭化カルシウムの含有率を低下させるのみなら
ず、炭素含有率の低下によつてアルミニウム粗合
金の減圧蒸留法が可能となることである。
点は、この水素化処理によつて鉛、マグネシウム
等のアルミニウム抽出金属の汚染源となる炭素、
炭化カルシウムの含有率を低下させるのみなら
ず、炭素含有率の低下によつてアルミニウム粗合
金の減圧蒸留法が可能となることである。
即ち、溶鉱炉から取り出したアルミニウム粗合
金そのものを直接的に高温下、例えば1500〜1900
℃で減圧処理すると、アルミニウム蒸気が発生
し、アルミニウム金属を分離、精製することがで
きるが、粗合金中に炭素成分が存在するので、ス
ラグ中の酸素成分と反応して下記反応式()お
よび()のように、精製アルミニウム金属を汚
染する。
金そのものを直接的に高温下、例えば1500〜1900
℃で減圧処理すると、アルミニウム蒸気が発生
し、アルミニウム金属を分離、精製することがで
きるが、粗合金中に炭素成分が存在するので、ス
ラグ中の酸素成分と反応して下記反応式()お
よび()のように、精製アルミニウム金属を汚
染する。
C+O=CO ()
Al+3CO=Al2O3+3C ()
しかしながら、本発明による水素化処理を行え
ば、()および()の反応を防止することが
できるので、アルミニウム粗合金の減圧蒸留を行
うことができる利点がある。
ば、()および()の反応を防止することが
できるので、アルミニウム粗合金の減圧蒸留を行
うことができる利点がある。
以上述べたように本発明によれば、溶鉱炉法に
よつて精錬したアルミニウム粗合金を水素化処理
しているので、アルミニウム粗合金中に存在する
不純物の炭素や炭化カルシウムを水素化して炭化
水素を精製せしめると共に、水素化により生成し
た水素化カルシウムの還元力を利用して未反応ア
ルミナを還元し、金属アルミニウムを生成させる
ことができる。
よつて精錬したアルミニウム粗合金を水素化処理
しているので、アルミニウム粗合金中に存在する
不純物の炭素や炭化カルシウムを水素化して炭化
水素を精製せしめると共に、水素化により生成し
た水素化カルシウムの還元力を利用して未反応ア
ルミナを還元し、金属アルミニウムを生成させる
ことができる。
この結果、アルミニウム粗合金の水素化処理に
よつて得られたアルミニウム合金は、アルミニウ
ム含有率が向上し、鉛、マグネシウム等の溶融金
属によるアルミニウムの抽出、蒸留等による以後
の精製工程にかけることができる。
よつて得られたアルミニウム合金は、アルミニウ
ム含有率が向上し、鉛、マグネシウム等の溶融金
属によるアルミニウムの抽出、蒸留等による以後
の精製工程にかけることができる。
以下、本発明の実施例を述べる。
実施例 1
溶鉱炉法によるアルミニウム粗合金の製造
内径60cm、内部高240cmの実験炉に、酸素送風
管3本(羽口径14mm)を120゜の円周角度で装着し
た。
管3本(羽口径14mm)を120゜の円周角度で装着し
た。
この場合、水平に対する送風管の角度は下向き
に20゜とした。
に20゜とした。
炉底と羽口間約20cmk間に、15〜25mm大のコー
クスを充填し、その間隙に精錬されたアルミニウ
ム粗合金が溜るように配慮し、かつ炉底に湯出し
孔を設けた。
クスを充填し、その間隙に精錬されたアルミニウ
ム粗合金が溜るように配慮し、かつ炉底に湯出し
孔を設けた。
酸素流量500/minでコークスを燃焼させ、
塔頂ホツパーから団鉱コークス120Kg(ボーキサ
イト1000部、混合用コークス粉250部、被覆用コ
ークス粉770部よりなり、外径約30〜35mm)、コー
クス360Kg、硬焼カルシア60Kgを交互に投入した。
塔頂ホツパーから団鉱コークス120Kg(ボーキサ
イト1000部、混合用コークス粉250部、被覆用コ
ークス粉770部よりなり、外径約30〜35mm)、コー
クス360Kg、硬焼カルシア60Kgを交互に投入した。
炉底から湯出しによりアルミニウム粗合金約13
Kgを得た。
Kgを得た。
この粗合金の組成は、Al32.2、Fe40.3、
Si20.4、Ca1.74、C2.88、Ti2.27であつた。
Si20.4、Ca1.74、C2.88、Ti2.27であつた。
予熱期間(29時間)に消費したコークスは、
300Kg、団鉱投入開始後停止まで(20時間)に投
入したコークス790Kg、団鉱260Kgであつた。
300Kg、団鉱投入開始後停止まで(20時間)に投
入したコークス790Kg、団鉱260Kgであつた。
予熱終了後、団鉱投入10時間後、停止直前にそ
れぞれ湯出しを行い、それぞれ6.5Kg、7.3Kg、6.1
Kgの試料を採取した。
れぞれ湯出しを行い、それぞれ6.5Kg、7.3Kg、6.1
Kgの試料を採取した。
この他に、スラグ約26Kgが生成し、粗合金から
分離されたが、その組成はCaC28%を含有する
CaO−Al2O3共融体およびCaC2を殆ど含有しない
が金属アルミニウムを部分的に含有する部分に大
別され、後者の代表的組成は、Al30.4、Fe5.2、
Si2.1、C13.5、Ti0.7%であつた。
分離されたが、その組成はCaC28%を含有する
CaO−Al2O3共融体およびCaC2を殆ど含有しない
が金属アルミニウムを部分的に含有する部分に大
別され、後者の代表的組成は、Al30.4、Fe5.2、
Si2.1、C13.5、Ti0.7%であつた。
この実験における羽口先最高燃焼温度は、3200
℃であり、充填層温度は2000〜2100℃ああつた。
℃であり、充填層温度は2000〜2100℃ああつた。
また、同位置における燃焼ガス組成は、
CO99.7%、O20.3%であつた。
CO99.7%、O20.3%であつた。
実施例 2
溶鉱炉法によるアルミニウム粗合金の精錬
実施例1と同一の実験炉に、黒鉛内張りを施
し、内径48cm2にしたものを用い、他の条件は実施
例1と同一にして、原料団鉱を変化させた。
し、内径48cm2にしたものを用い、他の条件は実施
例1と同一にして、原料団鉱を変化させた。
即ち、ボーキサイトのみを12×18×26mmのアー
モンド状に成形し、ロータリンキルンにて1200〜
1300℃で焼結して原料団鉱を製造した。
モンド状に成形し、ロータリンキルンにて1200〜
1300℃で焼結して原料団鉱を製造した。
この原料団鉱78Kg、硬焼カルシア50Kg、コーク
ス605Kg(内、予熱用305Kg)を用いて、実施例1
と同様にしてアルミニウム粗合金26Kg、スラグ15
Kgを得た。
ス605Kg(内、予熱用305Kg)を用いて、実施例1
と同様にしてアルミニウム粗合金26Kg、スラグ15
Kgを得た。
この粗合金は、組成がAl24.8、Fe42.4、
Si21.6、C3.87、Ca1.38であり、約1%のCaC2を
含有していた。
Si21.6、C3.87、Ca1.38であり、約1%のCaC2を
含有していた。
また、この場合に得られたスラグの組成は、
Al7.6、Fe3.62、Si0.67、C23.3、Ti0.12、Ca51.3
であり、約20%のCaC2を含有していた。
Al7.6、Fe3.62、Si0.67、C23.3、Ti0.12、Ca51.3
であり、約20%のCaC2を含有していた。
実施例 3
実施例2で得られたCaC2を含有するスラグ500
gをとり、ステンレススチール製耐圧容器(30mm
φ×700mmL)の中央部40cmに充填した。
gをとり、ステンレススチール製耐圧容器(30mm
φ×700mmL)の中央部40cmに充填した。
試料設置位置の温度を400〜800℃に保持し、水
素(100気圧)を導入して回分式で反応させた。
素(100気圧)を導入して回分式で反応させた。
24時間毎に水素と生成したメタンガスを純水素
と置換し、この操作を9回繰り返したところ、置
換ガス中のメタン含有率は1%以下に低下した。
と置換し、この操作を9回繰り返したところ、置
換ガス中のメタン含有率は1%以下に低下した。
水素化後の試料を塩酸と反応させたところ、試
料1g当り530ml/gの水素を発生し、アセチレ
ンは認められなかつた。
料1g当り530ml/gの水素を発生し、アセチレ
ンは認められなかつた。
一方、水素化前の原料スラグによるガス発生量
は、470ml/gであり、14%がアセチレンであつ
た。
は、470ml/gであり、14%がアセチレンであつ
た。
この事実から、原料スラグ中のCaC2(18重量
%)がCaH2に転化したことが確認された。
%)がCaH2に転化したことが確認された。
第1図は本発明においてアルミニウム粗合金の
製造に用いた溶鉱炉の縦断面概要図、第2図はそ
のA−A矢視断面図である。 1……溶鉱炉、4……燃焼域、5……還元域。
製造に用いた溶鉱炉の縦断面概要図、第2図はそ
のA−A矢視断面図である。 1……溶鉱炉、4……燃焼域、5……還元域。
Claims (1)
- 1 炭素材の酸素燃焼によつて溶鉱炉内に燃焼域
と還元域を形成し、この還元域にアルミナ含有物
をカルシア・アルミナ共融液化物として流下さ
せ、この共融液化物を還元して得られるアルミニ
ウム粗合金を前記溶鉱炉の炉底から取り出し、こ
の粗合金を1〜500気圧の水素の存在下に100〜
900℃で還元して前記アルミニウム粗合金中のア
ルミニウム含有率を向上させることを特徴とする
アルミニウムの精製方法。
Priority Applications (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP60019106A JPS61177342A (ja) | 1985-02-02 | 1985-02-02 | アルミニウムの精製方法 |
| US06/823,433 US4681626A (en) | 1985-02-02 | 1986-01-28 | Method of refining aluminum |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP60019106A JPS61177342A (ja) | 1985-02-02 | 1985-02-02 | アルミニウムの精製方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61177342A JPS61177342A (ja) | 1986-08-09 |
| JPS6352098B2 true JPS6352098B2 (ja) | 1988-10-18 |
Family
ID=11990228
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP60019106A Granted JPS61177342A (ja) | 1985-02-02 | 1985-02-02 | アルミニウムの精製方法 |
Country Status (2)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4681626A (ja) |
| JP (1) | JPS61177342A (ja) |
Families Citing this family (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4877448A (en) * | 1988-12-08 | 1989-10-31 | Plasma Energy Corporation | Process for recovery of free aluminum from aluminum dross or aluminum scrap using plasma energy |
| FR2843974B1 (fr) * | 2002-08-28 | 2005-01-28 | Pechiney Rhenalu | Dispositif d'injection d'un gaz de traitement dans un metal liquide |
| US20040126583A1 (en) * | 2002-11-19 | 2004-07-01 | Takashi Nakamura | Foaming agent for manufacturing a foamed or porous metal |
| US9068246B2 (en) * | 2008-12-15 | 2015-06-30 | Alcon Inc. | Decarbonization process for carbothermically produced aluminum |
Family Cites Families (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1350150A (en) * | 1920-01-28 | 1920-08-17 | Gerber Viktor | Process of producing aluminium from aluminic oxid |
| US3975187A (en) * | 1975-02-13 | 1976-08-17 | Reynolds Metals Company | Treatment of carbothermically produced aluminum |
| JPS6053091B2 (ja) * | 1982-06-22 | 1985-11-22 | 工業技術院長 | 熔鉱炉法によるアルミニウム製錬法 |
| JPS59126730A (ja) * | 1983-01-08 | 1984-07-21 | Kawasaki Steel Corp | アルミニウム又はアルミニウム合金の製錬方法 |
-
1985
- 1985-02-02 JP JP60019106A patent/JPS61177342A/ja active Granted
-
1986
- 1986-01-28 US US06/823,433 patent/US4681626A/en not_active Expired - Fee Related
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS61177342A (ja) | 1986-08-09 |
| US4681626A (en) | 1987-07-21 |
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| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| EXPY | Cancellation because of completion of term |