RU1665707C - Method for producing beneficiated vanadium slag - Google Patents

Method for producing beneficiated vanadium slag Download PDF

Info

Publication number
RU1665707C
RU1665707C SU4772339A RU1665707C RU 1665707 C RU1665707 C RU 1665707C SU 4772339 A SU4772339 A SU 4772339A RU 1665707 C RU1665707 C RU 1665707C
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
slag
metal
melt
content
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Н.Г. Гладышев
С.З. Афонин
Г.С. Колганов
А.П. Пухов
С.П. Кошелев
Е.М. Рабинович
Ю.А. Данилович
М.А. Цейтлин
В.И. Лысенко
Original Assignee
Концерн "Тулачермет"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Концерн "Тулачермет" filed Critical Концерн "Тулачермет"
Priority to SU4772339 priority Critical patent/RU1665707C/en
Application granted granted Critical
Publication of RU1665707C publication Critical patent/RU1665707C/en

Links

Images

Abstract

FIELD: ferrous metallurgy, particularly slag beneficiation methods for producing vanadium bearing ferrous alloys. SUBSTANCE: method includes putting in furnace and joint melting the mixture comprising vanadium oxide, fluxing agents and carbon reducer being input in amounts ensuring carbon content in by-product metal within 0.3 - 1.2 per cent. Then mixture melting, melt heating followed by separation of by-product metal from beneficiated slag are performed. In so doing, once charge materials has been melt, metallic vanadium bearing addition in the amount ensuring vanadium content in by-product metal within 2.5 - 4.5 per cent is additionally put in the furnace. Prior to separation by-product metal from beneficiated slag the melt is heated up to 1610 - 1660 C. EFFECT: method increases potential vanadium content in the alloy by a factor of 1.25, and slag beneficiation degree by a factor of 1.7. 1 tbl

Description

Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее к способам обогащения шлака для получения ванадийсодержащих ферросплавов. The invention relates to ferrous metallurgy, and more particularly to methods for enriching slag for the production of vanadium-containing ferroalloys.

Известен способ получения обогащенного ванадиевого шлака, включающий совместное проплавление ванадийсодержащего металлоотсева, флюсующей добавки и коксика, продувку расплава восстановительным газом и отделение попутного металла от обогащенного шлака. A known method of producing enriched vanadium slag, including the joint melting of vanadium-containing metal screening, fluxing additives and coke, blowing the melt with a reducing gas and separating the associated metal from the enriched slag.

Основные недостатки этого способа получения обогащенного ванадиевого шлака заключаются в следующем:
недостаточно высокий выход обогащенного шлака, составляющий около 90%
продувка ванны восстановительным газом приводит к снижению содержания оксида ванадия в обогащенном шлаке;
способ практически не сопровождается снижением содержания оксидов марганца и хрома в обогащенном шлаке.
The main disadvantages of this method of obtaining enriched vanadium slag are as follows:
Enough slag yield not high, amounting to about 90%
purging the bath with reducing gas leads to a decrease in the content of vanadium oxide in the enriched slag;
the method is practically not accompanied by a decrease in the content of manganese and chromium oxides in the enriched slag.

Наиболее близким по технической сути и достигаемому результату к предлагаемому является способ получения обогащенного ванадиевого шлака в плавильном агрегате, включающий ввод и совместное расплавление смеси ванадийсодержащего металлоотсева, флюсующей добавки и измельченного чугуна, который вводят в количестве, обеспечивающем содержание углерода в попутном металле 0,3-1,2% нагрев попутного металла до температуры 1550-1600оС, продувку попутного металла кислородом с интенсивностью 0,4-1,2 нм3.мин в течение 1-4 мин и отделение попутного металла от обогащенного шлака.The closest in technical essence and the achieved result to the proposed one is a method for producing enriched vanadium slag in a melting unit, comprising introducing and co-melting a mixture of vanadium-containing metal screening, fluxing additive and ground cast iron, which is introduced in an amount providing a carbon content of 0.3- 1.2% of associated heating the metal to a temperature of 1550-1600 ° C, purging with oxygen associated metal with the intensity of 0.4-1.2 nm 3 / t. min for 1-4 min and the separation of the associated metal from the enriched slag.

Основные недостатки известного способа получения обогащенного ванадиевого шлака заключаются в следующем. Температурный уровень процесса 1550-1600оС является недостаточным для обеспечения более глубокой степени извлечения железа, марганца и хрома из обогащенного ванадиевого шлака. Повышение температурного уровня процесса до более 1600оС в известном способе неизбежно приводит к увеличению степени восстановления ванадия из шлака и снижению его концентрации в обогащенном шлаке. Результатом этого является уменьшение суммарного показателя обогащения.The main disadvantages of the known method for producing enriched vanadium slag are as follows. The temperature level of the process 1550-1600 about With is insufficient to provide a deeper degree of extraction of iron, manganese and chromium from enriched vanadium slag. Increasing the temperature level of the process to more than 1600 ° C in the known process leads inevitably to an increase in the degree of recovery of vanadium slag and reduce its concentration in the enriched slag. The result is a decrease in the total enrichment rate.

Продувка попутного металла кислородом сопровождается увеличением содержания оксидов железа, марганца и хрома в шлаке, что также уменьшает суммарный показатель обогащения. Purging of the associated metal with oxygen is accompanied by an increase in the content of iron, manganese and chromium oxides in the slag, which also reduces the total enrichment rate.

Суммарный показатель обогащения Y2O5:FeO + MnO + Cr2O3 находится на уровне 1,4.The total enrichment rate of Y 2 O 5 : FeO + MnO + Cr 2 O 3 is at 1.4.

Использование такого шлака затрудняет возможность получения ванадиевых сплавов с более низким содержанием сопутствующих элементов. The use of such slag makes it difficult to obtain vanadium alloys with a lower content of related elements.

Целью изобретения является повышение степени обогащения шлака. The aim of the invention is to increase the degree of enrichment of slag.

Способ включает ввод в печь и совместное расплавление смеси из материала, содержащего оксид ванадия, флюсующие добавки и углеродистый восстановитель, вводимый в количестве, обеспечивающем содержание углерода в попутном металле 0,3-1,2% расплавление смеси, перемешивание, нагрев расплава и последующее отделение попутного металла от обогащенного шлака, после расплавления смеси шихтовых материалов в печь дополнительно вводят металлическую ванадийсодержащую добавку в количестве, обеспечивающем содержание ванадия в попутном металле 2,5-4,5% а расплав перед отделением попутного металла от обогащенного шлака нагревают до температуры 1610-1660оС.The method includes introducing into the furnace and co-melting a mixture of a material containing vanadium oxide, fluxing additives and a carbon reducing agent, introduced in an amount providing a carbon content in the associated metal of 0.3-1.2%; melting the mixture, mixing, heating the melt and subsequent separation of the associated metal from the enriched slag, after the mixture of charge materials is melted, an additional metal vanadium-containing additive is added to the furnace in an amount that ensures the vanadium content in the associated metal is 2.5–4.5% and p before the separation of the associated metal from the enriched slag is heated to a temperature of 1610-1660 about C.

В отличие от известного способа, в котором производят окисление ванадия попутного металла кислородом, в предлагаемом способе осуществляют противоположный технологический прием легирования попутного металла ванадием до уровня 2,5-4,5% Таким образом, предложенные технические решения обладают новизной. In contrast to the known method in which the vanadium of the associated metal is oxidized with oxygen, the proposed method performs the opposite technological method of alloying the associated metal with vanadium to a level of 2.5-4.5%. Thus, the proposed technical solutions are novel.

Известен способ получения ванадиевых сплавов, включающий три стадии, на первой из которых производят селективное восстановление железа из конвертерного ванадиевого шлака достижением отношения ванадия к железу в нем в пределах 0,5-0,3, а после отделения попутного металла проводят вторую стадию, на которой обогащенный шлак обрабатывают ферросилицием и феррованадием, полученным на третьей стадии процесса путем рафинирования металла второй стадии от кремния. A known method of producing vanadium alloys, comprising three stages, the first of which produce selective reduction of iron from converter vanadium slag by achieving a ratio of vanadium to iron in it within 0.5-0.3, and after separation of the associated metal, a second stage is carried out, in which enriched slag is treated with ferrosilicon and ferrovanadium obtained in the third stage of the process by refining the metal of the second stage from silicon.

В предлагаемом способе в отличие от известного ванадийсодержащую добавку, например феррованадий, вводят в попутный металл, находящийся под обогащаемым ванадиевым шлаком, для обеспечения равновесного с ванадиевым шлаком содержания ванадия в попутном металле, а не в обогащенный шлаковый расплав, отделенный от попутного металла. В известном способе одновременно с феррованадием в шлаковый расплав вводят ферросилиций для восстановления ванадия и перевода его в сплав. Феррованадий в известном способе является своеобразной металлической подложкой основой будущего сплава. In the proposed method, in contrast to the known vanadium-containing additive, for example, ferrovanadium, is introduced into the associated metal under the enriched vanadium slag in order to ensure the vanadium content in the associated metal that is equilibrium with vanadium slag, and not into the enriched slag melt separated from the associated metal. In the known method, simultaneously with ferrovanadium, ferrosilicon is introduced into the slag melt to restore vanadium and transfer it to the alloy. Ferrovanadium in the known method is a kind of metal substrate, the basis of the future alloy.

Отличительные существенные признаки предлагаемого способа обеспечивают достижение нового положительного эффекта, а именно получения обогащенного шлака со значительно более высоким отношением Y:Fe (до 6). Distinctive essential features of the proposed method provide a new positive effect, namely the production of enriched slag with a significantly higher Y: Fe ratio (up to 6).

Изложенное позволяет считать, что предложенное технической решение соответствует критерию "существенные отличия". The above allows us to assume that the proposed technical solution meets the criterion of "significant differences".

Основными технологическими параметрами способа получения обогащенного ванадиевого шлака являются концентрационный (по содержанию ванадия в попутном металле после расплавления смеси шихтовых материалов) и температурный (к моменту отделения попутного металла от обогащенного шлака) уровни процесса. Эти два параметра являются взаимосвязанными величинами: чем выше температура, тем полнее протекают реакции восстановления железа, марганца и хрома из ванадиевого шлака. Однако в этих условиях концентрация ванадия в попутном металле должна быть более высокой, чтобы предотвратить переход ванадия из шлака в попутный металл, и наоборот. The main technological parameters of the method for producing enriched vanadium slag are the concentration (according to the vanadium content in the associated metal after melting the mixture of charge materials) and temperature (by the time the associated metal is separated from the enriched slag) process levels. These two parameters are interrelated values: the higher the temperature, the more complete the reaction of reduction of iron, manganese and chromium from vanadium slag. However, under these conditions, the concentration of vanadium in the associated metal should be higher in order to prevent the transition of vanadium from slag to the associated metal, and vice versa.

Конкретный пример осуществления способа. A specific example of the method.

Оптимальные значения предлагаемых параметров определены экспериментально. Во всех опытах использовали одинаковые исходные шихтовые материалы. В качестве материала, содержащего оксид ванадия, использовали конвертерный ванадийсодержащий шлак (20% Y2O535% Feобщ. 1,7% СаО, 17,2% О2, 10,3% MnO, 2,5% MgO, 3,6% Cr2O3, 7,0% TiO2, 2,7% Al2O3).The optimal values of the proposed parameters are determined experimentally. In all experiments, the same initial charge materials were used. As a material containing vanadium oxide, a converter vanadium-containing slag was used (20% Y 2 O 5 35% Fe total. 1.7% CaO, 17.2% O 2 , 10.3% MnO, 2.5% MgO, 3 6% Cr 2 O 3 , 7.0% TiO 2 , 2.7% Al 2 O 3 ).

В качестве углеродистого восстановителя использовали бой графитированных электродов, которые вводили в количестве, обеспечивающем содержание углерода в попутном металле в пределах 0,3-1,2%
В качестве флюсующей добавки использовали свежеобожженную известь (85% СаО), которую вводили в количестве, обеспечивающем основность шлакового расплава после расплавления шихтовых материалов на уровне 2,5.
As a carbon reducing agent used the battle of graphite electrodes, which were introduced in an amount providing a carbon content in the associated metal in the range of 0.3-1.2%
Freshly calcined lime (85% CaO) was used as a fluxing additive, which was introduced in an amount ensuring the basicity of the slag melt after melting of the charge materials at a level of 2.5.

Для получения сопоставимых результатов были проведены опыты по известному способу без дополнительного ввода ванадия в попутный металл. Попутный металл продували кислородом при температуре металла 1550-1600оС. Основные показатели процесса обогащения конвертерного ванадиевого шлака при граничных и запредельных значениях заявленных параметров приведены в таблице.To obtain comparable results, experiments were carried out according to the known method without additional input of vanadium into the associated metal. Passing metal purged with oxygen at a metal temperature of about 1550-1600 C. The main indicators enrichment process converter vanadium slag with the boundary values and exorbitant stated parameters are given in the table.

Из приведенных в таблице данных видно, что значения предлагаемых параметров (содержание ванадия в попутном металле после расплавления смеси шихтовых материалов, достигаемое за счет ввода металлической ванадийсодержащей добавки уровня 2,5-4,5% и повышение температуры состава к моменту разделения шлаковой и металлической фаз до температуры 1610-1660оС) являются оптимальными и обеспечивают достижение поставленной цели.From the data given in the table it is seen that the values of the proposed parameters (the vanadium content in the associated metal after melting the mixture of charge materials, achieved by introducing a metal vanadium-containing additive at a level of 2.5-4.5% and increasing the temperature of the composition at the time of separation of the slag and metal phases up to a temperature of 1610-1660 o C) are optimal and ensure the achievement of the goal.

При содержании ванадия в попутном металле более 4,5% и температуре расплава менее 1610оС существенно уменьшается отношение содержания оксида ванадия к суммарному содержанию оксидов железа марганца и хрома за счет некоторого снижения количества Y2O5 и значительного увеличения FeO, MnO и Cr2O3 в обогащенном шлаке.When the content of vanadium metal in passing more than 4.5%, and a melt temperature of at least 1610 ° C significantly decrease the ratio of vanadium oxide to the total content of manganese oxide and chromium iron due to a reduction in the number Y 2 O 5 and a significant increase FeO, MnO and Cr 2 O 3 in enriched slag.

Обогащенный ванадиевый шлак получали в дуговой электропечи ДС-6Н1 с мощностью трансформатора 4000 кВА. Enriched vanadium slag was obtained in an electric arc furnace ДС-6Н1 with a transformer capacity of 4000 kVA.

В печь загружали смесь из 3-4 т конвертерного ванадийсодержащего шлака, 1,5-2,0 т извести и 0,3-0,4 т боя графитированных электродов с размером кусков 10-50 мм. A mixture of 3-4 tons of converter vanadium-containing slag, 1.5-2.0 tons of lime and 0.3-0.4 tons of graphite electrodes with pieces 10-50 mm in size were loaded into the furnace.

Плавление шихты вели на максимальном электрическом режиме. По расплавлении смеси шихтовых материалов получают шлак, содержащий 11,7-14,1% V2O5, 40,9-44,8% CaO, 14,6-17,5% O2, 7,7-10,2% MgO, 3,9-5,8% MnO, 3,9-5,7% TiO2, 1,1-1,5% Al2O3, 2,4-3,5% Cr2O3, 2,0-2,5% FeO и попутный металл, содержащий 0,3-1,2% С и 0,1-0,25% V.The charge was melted at the maximum electric mode. By melting a mixture of charge materials, a slag is obtained containing 11.7-14.1% V 2 O 5 , 40.9-44.8% CaO, 14.6-17.5% O 2 , 7.7-10.2 % MgO, 3.9-5.8% MnO, 3.9-5.7% TiO 2 , 1.1-1.5% Al 2 O 3 , 2.4-3.5% Cr 2 O 3 , 2.0-2.5% FeO and associated metal containing 0.3-1.2% C and 0.1-0.25% V.

Жидкоподвижность шлака поддерживают, присаживая плавиковый шпат. Slag fluid mobility is maintained by sitting fluorspar.

Затем в печь вводят 50-110 кг феррованадия (55% V 1,5% 1,5% Mn и 1% С), после чего содержание ванадия в попутном металле увеличивается до 2,5-4,5%
Производят перемешивание и нагрев расплава до температуры 1610-1660оС.
Then, 50-110 kg of ferrovanadium (55% V 1.5% 1.5% Mn and 1% C) is introduced into the furnace, after which the vanadium content in the associated metal increases to 2.5-4.5%
Mixing and heating of the melt to a temperature of 1610-1660 about C.

В качестве материалов, содержащих оксид ванадия, могут быть использованы металлоотсев ванадиевого производства, шламы химико-металлургической переработки конвертерного ванадийсодержащего шлака, шламы ТЭЦ, отапливаемых мазутом, и другие материалы. As materials containing vanadium oxide, vanadium metal screenings, sludge from chemical-metallurgical processing of converter vanadium-containing slag, sludge from thermal power plants heated by fuel oil, and other materials can be used.

В качестве углеродистого восстановителя используют различные углеродсодержащие материалы, в том числе и чугун, а также попутный ванадийсодержащий металл, образующийся при получении обогащенного шлака по предлагаемому способу. Кроме того, ванадийсодержащий (2,5-4,5% V) попутный металл используют в качестве железосодержащей основы при производстве ванадиевых сплавов с более низким содержанием ванадия. As a carbon reducing agent, various carbon-containing materials are used, including cast iron, as well as associated vanadium-containing metal formed when enriched slag is produced by the proposed method. In addition, vanadium-containing (2.5-4.5% V) associated metal is used as an iron-containing base in the production of vanadium alloys with a lower content of vanadium.

Способ обеспечивает возможность увеличения содержания ванадия в сплавах в 1,25 раза и степени обогащения шлака в 1,7 раза. The method provides the possibility of increasing the vanadium content in alloys by 1.25 times and the degree of slag enrichment by 1.7 times.

Claims (1)

СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ОБОГАЩЕННОГО ВАНАДИЕВОГО ШЛАКА в плавильном агрегате, включающий ввод в печь и совместное расплавление смеси из материала, содержащего оксид ванадия, флюсующие добавки и углеродистый восстановитель, вводимый в количестве, обеспечивающем содержание углерода в попутном металле 0,3 1,2% расплавление смеси, перемешивание, нагрев расплава и последующее отделение попутного металла от обогащенного шлака, отличающийся тем, что, с целью повышения степени обогащения шлака, после расплавления шихтовых материалов в печь дополнительно вводят металлическую ванадийсодержащую добавку в количестве, обеспечивающем содержание ванадия в попутном металле 2,5 4,5% а расплав перед отделением попутного металла от обогащенного шлака нагревают до температуры 1610 1660oС.METHOD FOR PRODUCING ENRICHED VANADIUM SLAG in the melting unit, comprising introducing into the furnace and co-melting a mixture of a material containing vanadium oxide, fluxing additives and a carbon reducing agent introduced in an amount providing a carbon content in the associated metal of 0.3 1.2% melting of the mixture, mixing, heating the melt and the subsequent separation of the associated metal from the enriched slag, characterized in that, in order to increase the degree of enrichment of the slag, after the charge materials are melted into an additional furnace but administered metal vanadium additive in an amount providing a content of vanadium metal in a passing 2.5 to 4.5% and the melt prior to separation from the associated metal enriched slag is heated to a temperature of 1610 1660 o C.
SU4772339 1989-12-22 1989-12-22 Method for producing beneficiated vanadium slag RU1665707C (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4772339 RU1665707C (en) 1989-12-22 1989-12-22 Method for producing beneficiated vanadium slag

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4772339 RU1665707C (en) 1989-12-22 1989-12-22 Method for producing beneficiated vanadium slag

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU1665707C true RU1665707C (en) 1995-05-10

Family

ID=30441580

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU4772339 RU1665707C (en) 1989-12-22 1989-12-22 Method for producing beneficiated vanadium slag

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU1665707C (en)

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР N 1591512, кл. C 22C 33/04, 1989. *
Патент Австрии N 294164, кл. C 22C 33/04, 1971. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3579328A (en) Process for the production of ferro-vanadium directly from slag obtained from vanadium-containing pig iron
RU1665707C (en) Method for producing beneficiated vanadium slag
JPH07278644A (en) Dephosphorizing method of high chrome and high manganese molten alloy iron
US4274867A (en) Method for producing low-carbon steel from iron ores containing vanadium and/or titanium
US3885958A (en) Method of producing chromium containing alloys
US2687952A (en) Cyclic process for producing high grade synthetic manganese ores by oxidation of molten iron-manganese alloys
RU2092571C1 (en) Composite charge for making steel
RU2020180C1 (en) Method of smelting of ferrovanadium in arc electric furnace
RU2082785C1 (en) Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome
RU2149905C1 (en) Method of production of alloying and deoxidizing alloy together with synthetic slag
SU1502626A1 (en) Charge for melting synthetic slag
RU2254380C1 (en) Method of production of rail steel
SU1108109A1 (en) Method of melting vanadium-containing steels
RU2095427C1 (en) Method of preparing nickel-containing addition alloy
RU2180007C2 (en) Method of melting iron-carbon alloys in hearth-tire furnaces
RU2278169C2 (en) Method for production of chromium-manganese stainless steel
US2347557A (en) Purification of pig iron
SU1110807A1 (en) Slag forming mix for producing alloyed cast iron
RU1770435C (en) Method of alloys melting with vanadium
SU1211300A1 (en) Method of steel melting in open-hearth furnace
SU1216219A1 (en) Slag-forming mixture
RU2204612C1 (en) Method for melting manganese-containing steel
US1428057A (en) Production of low-carbon ferro alloys
RU2016084C1 (en) Method of producing manganese containing steel
SU434104A1 (en) Refining Mixture