NO115556B - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- NO115556B NO115556B NO168400A NO16840067A NO115556B NO 115556 B NO115556 B NO 115556B NO 168400 A NO168400 A NO 168400A NO 16840067 A NO16840067 A NO 16840067A NO 115556 B NO115556 B NO 115556B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- slag
- vanadium
- content
- reduction
- iron
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 82
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 claims description 52
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 39
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 26
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 20
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims description 18
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 229910000628 Ferrovanadium Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 14
- PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N iron vanadium Chemical compound [V].[Fe] PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims description 12
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 10
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000013019 agitation Methods 0.000 claims description 7
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 claims description 5
- XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 4
- 229910001935 vanadium oxide Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N calcium;silicon Chemical compound [Ca]=[Si] OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N Magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 4
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 229910000789 Aluminium-silicon alloy Inorganic materials 0.000 claims 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 claims 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims 1
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 12
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 6
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 6
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 5
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 5
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N titanium dioxide Inorganic materials O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 4
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 description 4
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 3
- 230000002459 sustained effect Effects 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 2
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910005347 FeSi Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 2
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 230000002085 persistent effect Effects 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 2
- OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N titanium oxide Inorganic materials [Ti]=O OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052721 tungsten Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910017082 Fe-Si Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910017133 Fe—Si Inorganic materials 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000676 Si alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910020169 SiOa Inorganic materials 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- MANBDHUBXBMZNV-UHFFFAOYSA-N [V]=[Si] Chemical compound [V]=[Si] MANBDHUBXBMZNV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CSDREXVUYHZDNP-UHFFFAOYSA-N alumanylidynesilicon Chemical compound [Al].[Si] CSDREXVUYHZDNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 description 1
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N iron;titanium;trihydrate Chemical compound O.O.O.[Ti].[Fe] YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 1
- 230000010355 oscillation Effects 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 150000003388 sodium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 159000000000 sodium salts Chemical class 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
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
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- 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
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Compounds Of Iron (AREA)
Description
Fremgangsmåte for fremstilling av ferrovanadium direkte fra slagg fremstillet av vanadiumholdig råjern.
Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for fremstilling av ferrovanadium
direkte fra vanadiumholdig slagg, f. eks. slagg
oppnådd ved ferskning av vanadiumholdig råjern. Metoden kan også benyttes for andre vanadiumholdige materialer, f. eks. vanadiumholdig
residuum fra oljeraffinerier.
Slagg fremstilt ved ferskning av vanadiumholdig råj em, vil normalt inneholde 6—20 % V
(foreliggende som oksyd), 10—30 % Si02og 20— 45 % FeO. Videre kan slaggen inneholde varierende mengde Ti02og A120.Ssamt andre oksyder.
I slaggen vil forøvrig være innblandet varierende
mengder metallisk jern (2—40 %).
Etter de i dag benyttede fremgangsmåter for
fremstilling av vanadium knuses den vanadiumholdige slagg, blandes med et natriumsalt som
natriumklorid eller soda og røstes ved tempera-turer på 800—1200° C, hvorunder en vesentlig del
av det foreliggende vanadium overføres til en
vannløselig natriumforbindelse, NaVOs. Etter luting i vann og felning av eventuelle forurensninger reguleres oppløsningens surhetsgrad slik at man får utfelt vanadiumoksyd, V2Os. Dette oksyd tørkes og smeltes for å få det i en tilstand som egner seg for etterfølgende reduksjon. Denne reduksjon foregår vanligvis aluminotermisk, men i en viss utstrekning benyttes også siliko-termisk reduksjon.
De foran nevnte fremgangsmåter er omsten-delige og kostbare. f
Oppfinnerne har satt seg som mål å fremstille ferrovanadium direkte fra vanadiumholdig slagg, slik som den foreligger etter ferskning av vanadiumholdig råjern, hvorved det kan oppnåes betydelige innsparinger sammenlignet med ovennevnte røsteprosess, som hittil har vært den van-lige arbeidsmåte ved opparbeidelse av vanadiumholdig slagg.
Hvis man imidlertid forsøker å redusere slag gen direkte, vil den resulterende ferrovanadium-legering oppvise et forholdsvis lavt vanadiuminnhold. Selv for vanadiumrike ferskningsslagger vil forholdet V-Fe vanskelig komme over 0,5, hvilket når hensyn taes til de øvrige forekom-mende forurensninger, vil gjøre det vanskelig å fremstille en legering med vanadiuminnhold på over 25 %.
Oppfinnerne har underkastet dette problem inngående undersøkelser og forsøk, og er kommet frem til en arbeidsmåte som gjør det mulig av slagger av nevnte art på en enkel og økonomisk fordelaktig måte å fremstille ferrovanadium med et vanadiuminnhold på 50 % og høyere, og under oppnåelse av et høyt vanadiumutbytte fra fersk-ningsslaggen, hvilket som bekjent hittil har med-ført store vanskeligheter.
I henhold til det foran anførte går fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen ut på fremstilling av ferrovanadium direkte fra slagg, fremstillet av vanadiumholdig råjern, med f. eks. et innhold av 6—20 % V som oksyd, 10—30 % SiQ2og 20—45 % FeO, eller fra annet tilsvarende vanadiumholdig materiale, og fremgangsmåten erkarakterisert vedat reduksjonen av nevnte slagg utføres i to trinn, idet man i det første trinn tilsetter et reduksjonsmiddel, f. eks. ferrosilisium, i en slik nøye definert mengde at en vesentlig del av slaggens jernoksydinnhold på i og for seg kjent måte reduseres til metallisk jern, mens praktisk talt intet av slaggens vanadiuminnhold reduseres, hvoretter man etter adskilling av det dannede metalliske jern, utsetter den erholdte flytende vanadiumrike slagg i et neste, avsluttende reduksjonstrinn for sterkt-virkende Si-rike reduksjonsmidler, f. eks. 90% Si-ferrosilisium, kalsiumsilisium- eller alumini-umsilisiumlegeringer, Si-metall eller kombinasjoner av disse i en mengde tilstrekkelig til å utredusere det i siaggén gjenværende jeriioksyd og det vesentligste av slaggens vanadium-oksyd-innhold, og herved tilsettes reduksjonsmidlet gradvis og under kraftig og vedvarende agitasjon for å unngå lokale overkonsentrasjoner av re-duksjonsmaterialet, hvoretter det dannede ferro-vaadium fraskilles slaggen på i og for seg kjent måte.
Som reduksjonsmiddel i det første trinn kan anvendes'75' % FeSi. bet kan 'imidlertid også ari-yéndesFeSi med lavere Si-innhbld, f. eks. 45 % Si eller andre materialer,' men det er vesentlig at reduksjonsmiddelet tilsettes i én nøye definert 'mengde, siik 'ali praktisk"talt intet av slaggens yanadiuminnliord reduseres, og slik at den érholdte'' slagg tår 'et' V/Fe-f qrhbld svarende til den legefihgssåmmensetning man tilsikter, f. eks. 50 % V. I det annet avsluttende reduksjbns-trinri" brukes et Si-holdig reduksjorismateriale, fortrinnsvis 90 % FeSi eller Si-metall.' Men i dette reduksjbnstrihn kan også anvendes legeringer som* kals^um-sttteium "'(f. eks. 30 % Ca'og 60 % ' Si), ålumihium-silisium (f. eks. 30 % Al og 65 % Si) eller kombinasjoner av disse. I det første reduksjonstrinn utføres reduksjonen' fordelaktig ved en temperatur ay fra i550—1750° C, mén1 særlig fordelaktig ved én temperatur, i området 1600—1700° C. I det annet reduksjonstrinn utføres reduksjonen i tempera - turområdet 1600—1700° C. ;Som det fremgår av det foran anførte, er det av særlig betydning at i det annet reduksjonstrinn utføres reduksjonen under kraftig og vedvarende agitasjon og videre méd omhyggelig kontrollert gradvis tilsetning av reduksjonsmiddelet i slaggen. Grunnen til at dette er av betydning, vil fremgå av den følgende beskrivelse, hvorav også andre trekk ved fremgangsmåten vil fremgå. ;Smeltningen av den vanadiumholdige ferskningsslagg kan med fordel utføres i en lysbueovn ;av samme konstruksjon som en vanlig stålovn, ;men med visse tillempninger for de store slagg-mengder man vil måtte operere med (pr. vekt-del metallisk jern vil man kunne ha fra 2—4 vektdeler slagg). ;Et høyt vanadiumutbytte under den avsluttende slaggreduksjon vil lettest kunne oppåes med en lettflytende, moderat basisk slagg, f. eks. slagg med % Cao/% Si02= ca. 1,0—2,0 og med ;% MgO innenfor området 2—10. De nødvendige ;basiske slaggkomponenter, fortrinnsvis brent kalk og dolomitt, tilsettes mest hensiktsmessig under smeltningen i lysbueovnen. ;Eventuelt kan tilsettes mindre mengder alu-miniumoksyd, f. eks. 2—20 %, for å senke sluttslaggens viskositet. ;For å etablere en lettflytende slagg vil det forøvrig være nødvendig å bringe temperaturen i lysbueovnen opp til minimum 1650° C før tapping. Under denne tapping kan det flytende' jern (stål) ledes til en støpejernskokillé slik at man får det over i en form som egner seg for senere omsmeltning. Slaggen tappes i en på for-hånd oppvarmet øse, og den avluttende reduksjon av slaggen settes i gang. ;Det skal bemerkes at det fra metallurgiske prosesser er i og for seg kjent å oppkonsentrere særlig verdifulle metaller, som titan og krom, i råstoffer ved i et første trinn å redusere den lettest reduserbare andel av råstoffet, som jem, og derpå fjerne det utreduserte jern fra det herved på det særlig verdifulle metall anrikede pro-dukt. Det kan nevnes smeltning av ilmenitt-slig med en selektiv reduksjon av jern og følgende konsentrering av Ti02i slaggen. Ved foreliggende fremgangsmåte kombineres en slik i og for seg kjent" sélektiy'reduksjonprpsess med en'etter-følgende reduksjon av den ~rélatiy't jérnfattige slagg, slik åt riianuten ekstra 'tilførsel 'av varme og med' meget''enkelt produksjonsutstyr kan fremstille legeringer med 50'%'V eller mer,' og med'et variadium-utbytte som ikke adskiiiér'seg det man har for<1>den stendelig konvensjonelle prosess. ;Fremstilling av 'ferro-legeringer ved reduksjon ay en smeltet malm med Si-holdig rediik-sjqnsmatériålé er en kjent metode, og som ek-sémpérkåh nevnes fremstilling aylaykuilferrb-krbm. Under deriné prosess føres \ løpet av kort tid store mengder' snjeltét "malm i kontakt med stor.é' ^eng^r^re^uksjonsmiddeii fortrinnsvis en pr-Si-légeririg. Det vil'med denne fremgangsmåte ikke kunne unngåes at det oppstår lokale ånrikninger' ay silisium. For fremstilling ay ferrovanadium vil dette kunne resultere i dannelse av tungtsmeltelige forbindelser mellom silisium og vanadium. Man kan f. eks. henvise til systemet vanadium-silisium som ifølge Vogel og Jentzsch-Uschihski: Arch. Eisenschiittenwesen, 13 (1940), s. 403, har et maksimum på liquidus-kurven på ca. 2150° med ca. 25 % silisium. Det ternære systemet V-Fe-Si har for V/Fe-forhold på 0,8— 1,2 et minimum på liquiduskurven ved ca. 5% Si. Med stigende Si-innhold stiger liquiduskurven sterkt slik at man for legering med 20 % Si vil ha en liquidus-temperatur på over 1700° C. ;På grunn av ovennevnte forhold vil man under reduksjon av vanadiumholdig slagg med f. eks. silisium lokalt kunne få dannet tungtsmeltelige faser, og hvis slike først er blitt dannet (som vil finne sted under binding av uforholds-messig meget silisium), vil de meget vanskelig kunne bli løst igjen ved reaksjon med den øvrige smelte. Man vil da på samme tid få metall med et høyt silisiuminnhold samtidig som slaggens restinnhold av vanadium vil ligge høyt. Forøvrig vil det under disse omstendigheter være vanskelig å adskille slagg og metall. ;For å unngå disse problemer går man ved foreliggende fremgangsmåte særlig fordelaktig frem på den måte at man benytter en forsiktig og nøye kontrollert dosering av reduksjonsmidlet slik 'at det ikke vil kunne bygge seg opp lokale overkonsentrasjoner av reduksjbnsmetall i slaggen. På grunn herav utføres doseringen av re-duksjonsmaterialet fordelaktig over en relativt lang periode, f. eks. 10—25 minutter samtidig som det opprettholdes en vedvarende og kraftig agitasjon så lenge som doseringen finner sted. ;På grunn av de ovenfor beskrevne forhold er det, når det benyttes Si-holdig reduksjonsmiddel i det avsluttende reduksjonstrinn, a<y>betydning å begrense den maksimale kornstør-relse for reduksjonsmetallet. Ved for store korn vil man' i grenseskiktet rundt disse få en meget silisiumrik ferrpvanadium' som vil resultere i dannelse av<t>un<g>tsmeltéii<g>e<f>aser slik som tidligere beskrevet. ;På den annen side må reduksjonslegerin-gens stykkstørrelse ikke være for liten, idet man da lett vil kunne få store avbrandstap samtidig som det vil by på vanskeligheter å<*>få startet reaksjonen. På grunn ay de ovenfor nevnte forhold bør reduksjonsmetallets k<p>rnstørrelse be-grenses til fordelaktig 0,2—5 mm.
Den avsluttende slaggreduksjon kan mest hensiktsmessig finne sted iøsen som benyttes under tapping av slaggen. Øsen må da være kom-binert nied utstyr "som tillater 'en kraftig og vedvarende agitasjon. Man kan her tenke seg forskjellige former for rotasjon', eventuelt oscil-lasjon av øsen. En tilstrekkelig agitasjon i øsen vil forøvrig også kunne oppnåes ved at reduk-sjonsmidlene injiseres i slaggen (med en bære-gass, f. eks. nitrogen).
Som ovenfor nevnt, bør temperaturen under tapping fra lysbyeovnen ikke ligge under 1650° C. Siden slaggreduksjonen er en eksoterm prosess, vil det være mulig å opprettholde denne temperatur under hele slaggreduksjonen. Man vil da etter at denne er avsluttet, fortsatt ha en lettflytende slagg, og adskillelse av sluttslaggen og det dannede ferrovanadium vil ikke by på problemer.
Sammensetningen av den erholdte legering er avhengig av det V/Fe-forhold man oppnår under den selektive reduksjon i lysbueovnen. Ved foreliggende fremgangsmåte kan det etableres V/Fe-forhold på 1,0—2,0 i slaggen fra lysbueovnen. Ved benyttelse av de tidligere nevnte reduksjonsmidler og en relativt basisk slagg, vil det da være mulig i sluttreduksjonstrinnet å få redusert vanadium og jern i samme forhold slik at det fremstilte ferrovanadium vil få et V/Fe-forhold på mellom 1,0 og 2,0. For å få et tilfreds-stillende vanadiumutbytte under denne reduksjon vil det imidlertid være nødvendig å tilsette et visst overskudd av reduksjonsmetall slik at man får et ikke ubetydelig restinnhold av dette i det fremstilte ferrovanadium. Med silisium som reduksjonsmiddel bør man tilsette tilstrekkelig av dette metall til å oppnå et silisiuminnhold i sluttlegeringen på minimum 3 %. Sluttslaggen vil da kunne inneholde ca. 2,5 % vanadium. Tillater man et silisiuminnhold på hele 10 %, vil sluttslaggens vanadiuminnhold kunne komme ned på 1,5 %. Med et silisiuminnhold på 5'% vil det normalt ikke by på vanskeligheter å holde sluttslaggens vanadiuminnhold på maks. 2 % V.
Hvis man da som utgangspunkt har en slagg med
f. eks. 15 % V vil man for prosessen som helhet ha et vanadiumutbytte på ca. 80 % hvilket meget nær tilsvarer dét man har for den konvensjonelle prosess fra slagg via vanadiumoksyd til ferrovanadium.
De fleste vanadiumholdige jernmalmer inneholder ikke ubetydelige mengder titan, og de ferskningsslagger man oppnår for slikt jern, vil da inneholde relativt store mengder titanoksyd. Så lenge den avsluttende slaggreduksjon gjen-nomføres med et overskudd av reduksjonsmetallet innenfor de grenser som er beskrevet ovenfor, vil imidlertid bare en liten del av det tilstede-værende titanoksyd bli redusert. Fra en slagg inneholdende vanadium og titan i forholdet V?Ti på ca. 4 : 1, kan det således oppnåes et V/Ti-forhold i sluttlegeringen på ca. 1000 : 1.
Inneholder den vanadiumholdige slagg elementer som mangan og krom, vil disse følge
vanadium over i sluttproduktet. Normalt vil imidlertid disse elementer ikke skape problemer for anvendelse av den fremstilte ferrovanadium.
Eksempel:
Det ble anvendt en slagg med følgende analyse:
12,2 % V som V2<p>:1
15,8 % Siq2
4 % f iOa
1,1% MnO
0,5 %Cr2Os 0,5 % CaO
37,2 % FeO
18,7 % metallisk jern.
1000 kg av denne slagg ble chargert med 700 kg brent kalk og 90 kg 75 % ferrosilisium. Material-ene ble blandet godt og chargert kontinuerlig
til lysbueovn over en periode av ca. iy2time.
Etter at hele chargen var tilført ovnen, var
temperaturen ca. 1700° C. En prøve av slaggen
ble tatt ut og sendt til laboratorium for spektro-grafisk analyse. Ovnen ble tappet og pr. 1000 kg
utgangsslagg fikk man ca. 1400 kg slagg med
analyse:
8,51% V
23,2 Si02
44,5 % CaO
4,5 % MgO
5,8 % FeO
2.8 % Ti02
0,75% MnO
0,35 % CrOs
Samtidig fikk man ca. 425 kg stål inneholdende
ca. 0,3 % C, 0,02 % Si og 0,25 % V.
Osen med de 1400 kg flytende slagg ble under
kraftig og vedvarende agitasjon tilsatt ferrosilisium som ble dosert ved hjelp av en vibrasjons-mater. Den endelige mengde reduksjonmateriale
ble bestemt ut fra resultatet av den spektrograf-iske slagganalyse. I det aktuelle eksempel ble
benyttet i alt 83 kg 90 % ferrosilisium, og doseringen fant sted i løpet av 18 minutter. Etter av-slutende behandling var temperaturen ca. 1650°
C. Øsen ble tappet i en støpejernskokille med mulighet for å skille slaggen fra den produserte ferrolegering. Det ble produsert i alt 169 kg legering med analyse: 57,2'%V
32,1 % Fe
6,4 % Si
2,3 % Mn
1,7 '% Cr
0,20 % Ti
Samtidig ble tappet 1320 kg slagg med analyse:
1,7'%V (som V203)
0,8 % Fe (1,1% FeO)
46 % CaO
34,5 % SiOa
4.9 % MgO.
Vanadiumutbyttet fra ferskningsslagg til legering: 79%.
Claims (6)
1. Fremgangsmåte for fremstilling av ferrovanadium direkte fra slagg, fremstillet av vanadiumholdig råjern, med f.eks. et innhold av 6— 20 % V som oksyd, 10—30 % SiQ2og 20—45 % FeO, eller annet tilsvarende vanadiumholdig materiale,karakterisert vedat reduksjonen av nevnt slagg utføres i to trinn, idet man i det første trinn tilsetter et reduksjonsmiddel, f .eks. ferrosilisium, i en slik nøye definert mengde at en vesentlig del av slaggens jernoksydinnhold på i og for seg kjent måte reduseres til metallisk jern, mens praktisk talt intet av slaggens vanadiuminnhold reduseres, hvoretter man etter adskilling av det dannede metalliske jern, utsetter den erholdte flytende vanadiumrike slagg i et neste, avsluttende reduksjonstrinn for sterkt-virkende Si-rike reduksjonsmidler, f. eks. 90 % Si-ferrosilisium, kalsium-silisium- eller aluminium-silisiumlegeringer, silisium-metall eller kombinasjoner av disse, i en mengde tilstrekkelig til å utredusere det i slaggen gjenværende jern oksyd og det vesentligste av slaggens vanadiumoksydinnhold, og herved tilsettes reduksjonsmidlet gradvisbg under kraftig og vedvarende agitasjon for å unngå lokale overkonsentrasjoner av reduksjonsmateriale-, hvoretter det dannede ferrovanadium fraskilles slaggen på i og for seg kjent måte.
2. Fremgangsmåte som angitt i krav 1,karakterisert vedat det i første reduksjonstrinn anvendes ferrosilisium med f. eks. 75 % silisium og i en mengde avpasset etter slaggens innhold av vanadium og jern slik at det fåes en slagg med et V/Fe-forhold svarende til den ønskede legeringsanalyse, f. eks. med fra 40— 60 % vanadium.
3. Fremgangsmåte som angitt i krav 1 til 2,karakterisert vedat det under det første reduksj on trinn tilsettes kalk i en slik mengde at slaggen etter den avsluttende reduksjon har et CaO/Si00-forhold innenfor grensene 1,0 til 2,0.
4. Fremgangsmåte som angitt i krav 3,karakterisert vedat slaggen dessuten tilsettes magnesia og/eller aluminiumoksydholdige flussmidler i slike mengder at sluttslaggens innhold av MgO og A1203 ligger innenfor grensene 2—10 resp. 2—20 %.
5. Fremgangsmåte som angitt i krav 1 til 4,karakterisert vedat det første reduksjonstrinn utføres ved en temperatur fra 1550 til 1750° C, og det annet trinn i temperaturområdet 1600 til 1700° C.
6. Fremgangsmåte som angitt i krav 1 til 5,karakterisert vedat det i det annet reduksjonstrinn tilsettes reduksjonsmidler med en kornstørrelse innenfor området 0,2 til 5 mm.
Priority Applications (11)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO168400A NO115556B (no) | 1967-05-31 | 1967-05-31 | |
SE784667A SE310893C (sv) | 1967-05-31 | 1967-06-05 | Forfarande for framstellning av ferrovanadin ur en genom ferskning av vanadinhaltigt rajern framstelld slagg |
US3579328D US3579328A (en) | 1967-05-31 | 1968-04-11 | Process for the production of ferro-vanadium directly from slag obtained from vanadium-containing pig iron |
GB2365068A GB1165487A (en) | 1967-05-31 | 1968-05-17 | Production of Ferrovanadium from Vanadium-containing Materials |
DE19681758399 DE1758399C3 (de) | 1967-05-31 | 1968-05-24 | Verfahren zur Herstellung von Ferrovandium |
FI147968A FI49187C (fi) | 1967-05-31 | 1968-05-27 | Menetelmä ferrovanadiinin valmistamiseksi suoraan vanadiinipitoisesta raaka-aineesta, kuten vanadiinipitoisen raakaraudan kuonasta. |
LU56159D LU56159A1 (no) | 1967-05-31 | 1968-05-28 | |
NL6807511A NL163565C (nl) | 1967-05-31 | 1968-05-28 | Werkwijze voor het bereiden van ferrovanadium. |
AT514968A AT306765B (de) | 1967-05-31 | 1968-05-29 | Verfahren zur Herstellung von Ferrovanadin |
FR1566137D FR1566137A (no) | 1967-05-31 | 1968-05-30 | |
BE715981D BE715981A (no) | 1967-05-31 | 1968-05-31 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO168400A NO115556B (no) | 1967-05-31 | 1967-05-31 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO115556B true NO115556B (no) | 1968-10-21 |
Family
ID=19910088
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO168400A NO115556B (no) | 1967-05-31 | 1967-05-31 |
Country Status (10)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US3579328A (no) |
AT (1) | AT306765B (no) |
BE (1) | BE715981A (no) |
FI (1) | FI49187C (no) |
FR (1) | FR1566137A (no) |
GB (1) | GB1165487A (no) |
LU (1) | LU56159A1 (no) |
NL (1) | NL163565C (no) |
NO (1) | NO115556B (no) |
SE (1) | SE310893C (no) |
Families Citing this family (27)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3770414A (en) * | 1970-12-28 | 1973-11-06 | Continental Ore Corp | Recovery of rhenium and molybdenum values from molybdenite concentrates |
US3807987A (en) * | 1972-04-10 | 1974-04-30 | Ecolaire Inc | Oil soot handling system |
US4071355A (en) * | 1976-05-13 | 1978-01-31 | Foote Mineral Company | Recovery of vanadium from pig iron |
US4256487A (en) * | 1977-04-29 | 1981-03-17 | Bobkova Olga S | Process for producing vanadium-containing alloys |
US4167409A (en) * | 1977-08-23 | 1979-09-11 | Union Carbide Corporation | Process for lowering the sulfur content of vanadium-carbon materials used as additions to steel |
DE2847403A1 (de) * | 1978-11-02 | 1980-05-14 | Mannesmann Ag | Verfahren zur herstellung von kohlenstoffarmem stahl aus vanadin- und/oder titanhaltigen eisenerzen |
US4396425A (en) * | 1981-03-31 | 1983-08-02 | Union Carbide Corporation | Addition agent for adding vanadium to iron base alloys |
US4483710A (en) * | 1981-03-31 | 1984-11-20 | Union Carbide Corporation | Addition agent for adding vanadium to iron base alloys |
US4361442A (en) * | 1981-03-31 | 1982-11-30 | Union Carbide Corporation | Vanadium addition agent for iron-base alloys |
LU83361A1 (de) * | 1981-05-13 | 1983-03-24 | Alloys Continental Sa | Verfahren zum erhoehen der ausbeuten im rahmen von metallothermischen prozessen |
US4374667A (en) * | 1981-10-14 | 1983-02-22 | Reading Alloys, Inc. | Ferrovanadium carbide addition agents and process for their production |
FI71770C (fi) * | 1985-05-31 | 1987-02-09 | Outokumpu Oy | Reducering av smaelt metallurgiskt slagg kontinuerligt i en elektrisk ugn. |
DE3575949D1 (de) * | 1985-08-22 | 1990-03-15 | Ural Nii Cernych Metallov | Verfahren zur herstellung von vanadiumschlacke. |
US4853034A (en) * | 1987-04-13 | 1989-08-01 | Quigley Joseph R | Method of ladle desulfurizing molten steel |
US4957544A (en) * | 1989-09-01 | 1990-09-18 | Texaco, Inc. | Partial oxidation process including the concentration of vanadium and nickel in separate slag phases |
ZA963234B (en) * | 1995-05-02 | 1996-07-29 | Holderbank Financ Glarus | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys such as e g ferrochromium of ferrovanadium |
US5685244A (en) * | 1995-06-28 | 1997-11-11 | Textron Systems Corporation | Gas-fired smelting apparatus and process |
US6231640B1 (en) * | 1998-06-09 | 2001-05-15 | Marathon Ashland Petroleum Llc | Dissolving petroleum coke in molten iron to recover vanadium metal |
US6241806B1 (en) * | 1998-06-09 | 2001-06-05 | Marathon Ashland Petroleum, Llc | Recovering vanadium from petroleum coke as dust |
RU2442827C2 (ru) * | 2010-01-11 | 2012-02-20 | Открытое акционерное общество "ЕВРАЗ Нижнетагильский металлургический комбинат" (ОАО "ЕВРАЗ НТМК") | Способ извлечения ванадия при конвертерном переделе природно-легированного чугуна |
RU2566230C2 (ru) * | 2014-01-14 | 2015-10-20 | Леонид Андреевич Смирнов | Способ переработки в кислородном конвертере низкокремнистого ванадийсодержащего металлического расплава |
RU2656125C2 (ru) * | 2016-05-04 | 2018-06-01 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Нижнетагильский металлургический комбинат", (АО "ЕВРАЗ НТМК") | Способ получения твердого чугуна |
CN106381401B (zh) * | 2016-12-14 | 2018-08-10 | 安徽工业大学 | 一种含钒钢渣中钒的还原富集方法 |
CN107699780B (zh) * | 2017-09-21 | 2019-11-08 | 河钢股份有限公司承德分公司 | 一种制备氮化钒铁合金的方法 |
CN110408779B (zh) * | 2019-07-25 | 2021-04-02 | 河钢股份有限公司承德分公司 | 一种含钒固废资源综合回收利用的方法 |
CN111254344B (zh) * | 2020-03-06 | 2021-03-19 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 钒铁合金的制备方法 |
CN113736998B (zh) * | 2021-09-07 | 2023-05-02 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钙法提钒尾渣无害化处理的方法 |
-
1967
- 1967-05-31 NO NO168400A patent/NO115556B/no unknown
- 1967-06-05 SE SE784667A patent/SE310893C/xx unknown
-
1968
- 1968-04-11 US US3579328D patent/US3579328A/en not_active Expired - Lifetime
- 1968-05-17 GB GB2365068A patent/GB1165487A/en not_active Expired
- 1968-05-27 FI FI147968A patent/FI49187C/fi active
- 1968-05-28 NL NL6807511A patent/NL163565C/xx not_active IP Right Cessation
- 1968-05-28 LU LU56159D patent/LU56159A1/xx unknown
- 1968-05-29 AT AT514968A patent/AT306765B/de not_active IP Right Cessation
- 1968-05-30 FR FR1566137D patent/FR1566137A/fr not_active Expired
- 1968-05-31 BE BE715981D patent/BE715981A/xx not_active IP Right Cessation
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
SE310893C (sv) | 1978-02-13 |
BE715981A (no) | 1968-10-16 |
FI49187C (fi) | 1975-04-10 |
DE1758399A1 (de) | 1971-01-28 |
LU56159A1 (no) | 1968-09-12 |
SE310893B (no) | 1969-05-19 |
FI49187B (no) | 1974-12-31 |
AT306765B (de) | 1973-04-25 |
NL163565B (nl) | 1980-04-15 |
NL6807511A (no) | 1968-12-02 |
FR1566137A (no) | 1969-05-02 |
GB1165487A (en) | 1969-10-01 |
NL163565C (nl) | 1980-09-15 |
US3579328A (en) | 1971-05-18 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
NO115556B (no) | ||
NO152888B (no) | Fuktighetstett endeutfoerelse for oppdeling eller avslutning av roerbuntkabler eller roer | |
CN105603257B (zh) | 高品质钛铁的生产方法 | |
US1835925A (en) | Smelting process | |
US1804054A (en) | Method of treating materials containing lead | |
RU2608936C2 (ru) | Шихта и способ алюминотермического получения ферротитана с ее использованием | |
CN115896454A (zh) | 铌铁合金的制备方法 | |
RU2516208C2 (ru) | Титаносодержащая шихта для алюминотермического получения ферротитана, способ алюминотермического получения ферротитана и способ алюминотермического получения титаносодержащего шлака в качестве компонента титаносодержащей шихты для алюминотермического получения ферротитана | |
US2760859A (en) | Metallurgical flux compositions | |
RU2455379C1 (ru) | Способ выплавки низкоуглеродистых марганецсодержащих сплавов | |
RU2719828C1 (ru) | Шихта и электропечной алюминотермический способ получения ферробора с ее использованием | |
US2930690A (en) | Production of aluminum containing iron base alloys | |
US1521607A (en) | Method of extracting and recovering vanadium | |
CN105779820B (zh) | 低杂质含量钛铁的生产方法 | |
CN105838969B (zh) | 重熔法生产钛铁的方法 | |
RU2374349C1 (ru) | Способ выплавки ванадийсодержащих сплавов | |
RU2398907C2 (ru) | Способ получения высокопроцентного ферротитана | |
US1945260A (en) | Composition of matter and process of treating molten metals | |
US1410749A (en) | Manufacture of steel | |
US2350725A (en) | Process for recovering metals from steel slags | |
CN108588340A (zh) | 一种低温精炼制备低铝钙杂质硅铁合金的方法 | |
US4162916A (en) | Process for the treatment of complex metal ores containing, in particular, manganese and copper, such as oceanic nodules | |
US5194086A (en) | Process for the recovery of valuable materials from slags of metallothermic processes | |
CN108034792A (zh) | 一种去除轴承钢钢液中钛的方法 | |
US1460830A (en) | Metallurgical process |