RU2096509C1 - Method of producing ferrovanadium - Google Patents
Method of producing ferrovanadium Download PDFInfo
- Publication number
- RU2096509C1 RU2096509C1 RU96104127A RU96104127A RU2096509C1 RU 2096509 C1 RU2096509 C1 RU 2096509C1 RU 96104127 A RU96104127 A RU 96104127A RU 96104127 A RU96104127 A RU 96104127A RU 2096509 C1 RU2096509 C1 RU 2096509C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- lime
- materials
- vanadium pentoxide
- mixture
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, к производству ферросплавов. The invention relates to the field of metallurgy, to the production of ferroalloys.
Известны три способа получения феррованадия: углетермический, силикоалюмотермический и алюмотермический. Three methods for producing ferrovanadium are known: carbon thermal, silicoaluminothermic and aluminothermic.
Углетермический способ не получил широкого распространения в виду высокого содержания (4-6% ) углерода в сплаве, который не может использоваться при выплавке большинства сталей, легированных ванадием. The carbon thermal method is not widespread in view of the high content (4-6%) of carbon in the alloy, which cannot be used in the smelting of most vanadium alloy steels.
Алюмотермический способ получения феррованадия распространен достаточно широко. Однако для своего осуществления требует сложной подготовки шихты и чистых в отношении вредных примесей шихтовых материалов. Кроме того, в сплав переходит большое количество алюминия, что требует проведения дополнительной операции рафинирования. Извлечение ванадия достигает 95-97%
Известен силикоалюмотермический способ получения феррованадия, который наиболее близок к предлагаемому по технической сущности. Способ включает заправку печи, заливку рафинировочного шлака предыдущей плавки, загрузку металлоотсева, восстановительный и рафинировочный периоды и выпуск продуктов плавки. Восстановительный период складывается из двух частей.The aluminothermic method for producing ferrovanadium is widespread enough. However, for its implementation requires complex preparation of the charge and clean in relation to harmful impurities charge materials. In addition, a large amount of aluminum passes into the alloy, which requires an additional refining operation. Vanadium recovery reaches 95-97%
Known silicoaluminothermic method for producing ferrovanadium, which is closest to the proposed technical essence. The method includes refueling the furnace, pouring the refining slag of the previous melting, loading the metal screening, recovery and refining periods, and releasing melting products. The recovery period consists of two parts.
В первый восстановительный период восстановление ванадия ведут из технической пятиокиси ванадия и оборотных продуктов плавки (рафинировочного шлака) ферросилицием и алюминием и на известковых шлаках. In the first recovery period, vanadium is reduced from technical vanadium pentoxide and recycled smelting products (refining slag) with ferrosilicon and aluminum and on calcareous slag.
Во второй восстановительный период восстановление ванадия из технической пятиокиси ванадия ведут ферросилицием и алюминием, причем техническую пятиокись ванадия загружают в смеси с известью в соотношении 1:1,5. In the second recovery period, the recovery of vanadium from technical vanadium pentoxide is carried out by ferrosilicon and aluminum, and technical vanadium pentoxide is loaded in a mixture with lime in a ratio of 1: 1.5.
После слива отвального шлака сплав рафинируют от кремния технической пятиокисью ванадия и известью в соотношении 1:1 и производят выпуск продуктов плавки. After the dump slag is drained, the alloy is refined from silicon with technical vanadium pentoxide and lime in a ratio of 1: 1 and melting products are produced.
Недостатком известного способа является то, что процесс протекает при неблагоприятных (1900-2000oC) температурных условиях, которые определяются шлаковым режимом. Такие температуры затрудняют проведение восстановительных и рафинировочных процессов и практически соответствуют огнеупорности магнезитовой футеровки печи. Это приводит к снижению извлечения ванадия и обуславливает низкую стойкость футеровки. В то же время проведение процесса при таких высоких температурах требует подвода значительного количества тепла.The disadvantage of this method is that the process proceeds under adverse (1900-2000 o C) temperature conditions, which are determined by the slag regime. Such temperatures make it difficult to conduct recovery and refining processes and practically correspond to the refractoriness of the magnesite lining of the furnace. This leads to a decrease in vanadium recovery and leads to low durability of the lining. At the same time, carrying out the process at such high temperatures requires the supply of a significant amount of heat.
Кроме того, получающиеся отвальные шлаки при охлаждении подвергаются распаду с образованием мелкодисперсной силикатно-известковой пыли с присутствием до 0,35% опасного для здоровья и окружающей среды пентоксида ванадия. In addition, the resulting waste slag during cooling undergoes decomposition with the formation of fine silicate-lime dust with the presence of up to 0.35% hazardous to health and the environment vanadium pentoxide.
Целью изобретения является повышение извлечения ванадия, повышение стойкости магнезитовой футеровки, снижение расхода электроэнергии и получение отвальных шлаков, стойких к силикатному и магнезиальному распадам. The aim of the invention is to increase the extraction of vanadium, increase the resistance of the magnesite lining, reduce power consumption and obtain waste slag resistant to silicate and magnesian decays.
Поставленная цель достигается тем, что согласно способу получения феррованадия, включающему заправку печи, загрузку металлоотсева, заливку рафинировочного шлака предыдущей плавки, загрузку смеси технической пятиокиси ванадия, извести, ферросилиция и алюминия, ее проплавление, восстановление и слив отвального шлака, загрузку новой порции смеси, ее проплавление, восстановление и слив отвального шлака, рафинирование сплава смесью технической пятиокиси ванадия и извести и выпуск продуктов плавки, загрузку смеси ведут с магнезиальными материалами, при восстановлении поддерживают соотношение технической пятиокиси ванадия, извести и магнезиальных материалов 1:(1,7-2,2): (0,4-0,8) и расход магнезиальных материалов в количестве 100-350 кг/т сплава, рафинирование проводят смесью технической пятиокиси ванадия, извести и магнезиальных материалов в соотношении 1:(0,9-1,2):(0,2-0,4) при расходе магнезиальных материалов 50-100 кг/т сплава, а плавление и восстановление проводят при температуре 1700-1850oC.This goal is achieved by the fact that according to the method of producing ferrovanadium, including refueling the furnace, loading the metal screening, pouring the refining slag of the previous melting, loading the mixture of technical vanadium pentoxide, lime, ferrosilicon and aluminum, melting it, restoring and draining the dump slag, loading a new portion of the mixture, its melting, recovery and discharge of dump slag, refinement of the alloy with a mixture of technical vanadium pentoxide and lime and the release of smelting products, the mixture is loaded with magnesia During recovery, the ratio of technical vanadium pentoxide, lime and magnesia materials is maintained at a ratio of 1: (1.7-2.2): (0.4-0.8) and the consumption of magnesia materials in an amount of 100-350 kg / t alloy, refining carried out with a mixture of technical vanadium pentoxide, lime and magnesia materials in the ratio 1: (0.9-1.2) :( 0.2-0.4) at a flow rate of magnesia materials 50-100 kg / t of alloy, and melting and reduction are carried out at a temperature of 1700-1850 o C.
Кроме того, при сливе отвальных шлаков в печь или шлаковую чашу задают борный ангидрид в количестве 6-12 кг/т шлака. In addition, when dumping waste slag into the furnace or slag bowl, boric anhydride is set in the amount of 6-12 kg / t of slag.
Количество магнезиальных материалов и их соотношение с технической пятиокисью ванадия и известью определены на основании экспериментальных данных и обусловлены возможным содержанием оксида магния в магнезиальных материалах. The amount of magnesian materials and their ratio with technical vanadium pentoxide and lime are determined on the basis of experimental data and are determined by the possible content of magnesium oxide in magnesian materials.
В качестве магнезиальных материалов могут использоваться магнезитовый порошок, обожженный доломит, а также и преимущественно магнезиальные материалы, полученные после разборки с последующей подготовкой отработанной футеровки с содержанием оксида магния 80-95%
При оптимизации процесса экспериментальными опытами определены количественные соотношения шихтовых материалов, обеспечивающих получение шлаков с высокими технологическими свойствами для проведения процесса.Magnesia materials can be magnesite powder, calcined dolomite, as well as predominantly magnesian materials obtained after disassembly, followed by preparation of the spent lining with a content of magnesium oxide 80-95%
When optimizing the process, the experimental experiments determined the quantitative ratios of the charge materials, providing slags with high technological properties for the process.
Добавка магнезиальных материалов уже на стадии плавления позволяет сформировать более легкоплавкий активный шлак с менее выраженными агрессивными свойствами в отношении футеровки и обеспечивает проведение процесса плавления и восстановления при температуре 1700-1850oC.The addition of magnesia materials already at the melting stage allows you to form a more fusible active slag with less pronounced aggressive properties in relation to the lining and provides a melting and recovery process at a temperature of 1700-1850 o C.
Такие температурные условия улучшают протекание экзотермической реакции
и смещают равновесие реакции в сторону восстановления ванадия, что в конечном итоге приводит к увеличению извлечения ванадия. Снижение температуры процесса определяет и уменьшение расхода электроэнергии и в совокупности с более высоким содержанием оксида магния в шлаке благотворно сказывается на стойкости футеровки.Such temperature conditions improve the course of the exothermic reaction.
and shift the equilibrium of the reaction towards reduction of vanadium, which ultimately leads to an increase in vanadium recovery. A decrease in the process temperature also determines a decrease in energy consumption and, together with a higher content of magnesium oxide in the slag, has a beneficial effect on the durability of the lining.
Количество борного ангидрида для стабилизации шлака определено на основании экспериментальных данных и обусловлено требованиями экологии и получением материала как товарного продукта для использования в строительной индустрии. The amount of boric anhydride to stabilize the slag is determined on the basis of experimental data and is due to environmental requirements and the production of material as a commercial product for use in the construction industry.
Опытными данными установлено, что количество вводимого борного ангидрида определяет не только устойчивость шлака к силикатному распаду, но и позволяет получить мелкокристаллическую структуру, которая определяет способность шлака к магнезиальному распаду. Этому способствует и более низкая температура шлака. It was established by experimental data that the amount of boric anhydride introduced determines not only the stability of the slag to silicate decomposition, but also allows to obtain a fine-crystalline structure, which determines the ability of the slag to magnesia decomposition. This is facilitated by the lower temperature of the slag.
Пример. Испытание способа проводили в электродуговой печи ДС-6Н. В заправленную магнезитовым порошком печь завалили металлоотсев с последующим его разравниванием на подине. Затем залили рафинировочный шлак и включили ток. После расплавления металлоотсева и прогрева ванны в течение 15-20 мин завалили основную часть шихты, состоящую из технической пятиокиси ванадия, извести, магнезиальных материалов, ферросилиция и алюминия, с последующим проплавлением и восстановлением ванадия. Обедненный по ванадию шлак слили и на поверхность расплава задали новую порцию шихты, после расплавления и восстановления ванадия слили шлак. Перед сливами шлаков в ковш задали необходимое количество борного ангидрида. Example. The test method was carried out in an electric arc furnace DS-6N. The metal screenings were piled in a furnace filled with magnesite powder, followed by its leveling on the bottom. Then refining slag was poured and the current was turned on. After melting the metal screening and heating the bath for 15-20 minutes, the bulk of the charge, consisting of technical vanadium pentoxide, lime, magnesia materials, ferrosilicon and aluminum, with the subsequent melting and reduction of vanadium, was heaped up. Vanadium-depleted slag was poured off and a new portion of the charge was introduced onto the melt surface; after melting and reduction of vanadium, the slag was poured off. Before draining the slag into the ladle, the required amount of boric anhydride was set.
После слива 2-го шлака на поверхность расплава задали рафинировочную смесь, состоящую из технической пятиокиси ванадия, извести и магнезиальных материалов. По достижении в металле кремния, отвечающего требованиям потребителя, производили выпуск металла и рафинировочного шлака. По ходу плавки производились замеры температуры. After the second slag was drained onto the melt surface, a refining mixture consisting of technical vanadium pentoxide, lime and magnesian materials was specified. Upon reaching silicon in the metal that meets the requirements of the consumer, the metal and refining slag were produced. During the melting, temperature measurements were made.
Результаты исследований приведены в таблице. The research results are shown in the table.
Как видно из табличных данных, по предлагаемому способу извлечение ванадия повышается на 0,2% расход электроэнергии снижается на 50 кВт/ч, а износ футеровки уменьшается на 17-30% Шлак после остывания не рассыпается, образуется монолитный кусок с мелкокристаллической структурой. При складировании на шлаковом отвале с целью выяснения устойчивости в атмосферных условиях в течение нескольких месяцев признаков рассыпания не обнаружено (варианты 2-4). As can be seen from the tabular data, according to the proposed method, vanadium extraction is increased by 0.2%, energy consumption is reduced by 50 kW / h, and lining wear is reduced by 17-30%. Slag does not crumble after cooling, a monolithic piece with a fine crystalline structure is formed. When warehousing on a slag dump in order to determine the stability in atmospheric conditions for several months, no signs of spillage were found (options 2-4).
Проведенные испытания показали, что щебень из дробленного шлака соответствует по прочности марки "800", а по морозоустойчивости марки F-200, водопоглощение щебня составило 3,6% что отвечает технологическим условиям использования щебня при изготовлении бетонной смеси. The tests showed that crushed stone from crushed slag corresponds to the strength of grade "800", and for frost resistance of grade F-200, the water absorption of crushed stone was 3.6%, which corresponds to the technological conditions for using crushed stone in the manufacture of concrete mix.
Оптимальное количество задаваемых магнезиальных материалов и их соотношение с технической пятиокисью ванадия и известью составляют для восстановительного периода 100-350 кг/т сплава и 1:(1,7-2,2):(0,4-0,8), а для рафинировочного периода соответственно 50-100 кг/т сплава и 1:(0,9-1,2):(0,2-0,4). The optimal amount of specified magnesia materials and their ratio with technical vanadium pentoxide and lime are for the recovery period 100-350 kg / t alloy and 1: (1.7-2.2) :( 0.4-0.8), and for refining period, respectively, 50-100 kg / t of alloy and 1: (0.9-1.2) :( 0.2-0.4).
При отношении магнезиальных материалов менее 0,4 и более 0,8 от массы технической пятиокиси ванадия и извести и их количестве менее 100 и более 350 кг/т сплава при восстановлении и при отношении магнезиальных материалов менее 0,2 и более 0,4 от массы технической пятиокиси ванадия и извести и их количестве менее 50 и более 100 кг/т сплава при рафинировании образуются шлаковые расплавы с высокой температурой плавления, ухудшающие протекание восстановительных процессов и агрессивно воздействующие на огнеупорную кладку. When the ratio of magnesian materials is less than 0.4 and more than 0.8 by weight of technical vanadium pentoxide and lime and their amount is less than 100 and more than 350 kg / t of alloy during reduction and when the ratio of magnesian materials is less than 0.2 and more than 0.4 by weight technical vanadium pentoxide and lime and their amount less than 50 and more than 100 kg / t of alloy during refining, slag melts with a high melting point are formed, which worsen the course of the recovery processes and aggressively affect the refractory masonry.
При этом для поддержания шлакового расплава в жидкоподвижном состоянии необходим подвод дополнительного тепла, что увеличивает расход электроэнергии (варианты 5 и 6). At the same time, in order to maintain the slag melt in a liquid state, additional heat is required, which increases the energy consumption (
Процесс следует вести при температуре 1700-1850oC. Ведение плавки ниже 1700oC замедляет плавление и резко ухудшают кинетику процесса восстановления вследствие получения гетеродинного шлакового расплава, что значительно снижает извлечение ванадия (вариант 7).The process should be carried out at a temperature of 1700-1850 o C. Keeping melting below 1700 o C slows down the melting and dramatically worsen the kinetics of the recovery process due to heterodyne slag melt, which significantly reduces the extraction of vanadium (option 7).
Ведение плавки выше 1850oC также уменьшает извлечение ванадия из-за ухудшения термодинамических условий, снижает стойкость футеровки и приводит к повышенному расходу электроэнергии (вариант 8).Keeping melting above 1850 o C also reduces the extraction of vanadium due to the deterioration of thermodynamic conditions, reduces the resistance of the lining and leads to increased energy consumption (option 8).
Расход борного ангидрида является оптимальным. The consumption of boric anhydride is optimal.
При расходе борного ангидрида в количестве меньше 6 кг/т шлака структура охлажденного шлака является крупнокристаллической, и он подвержен магнезиальному распаду, при расходе более 12 кг/т шлака структура охлажденного шлака не изменяется и остается мелкокристаллической, но при этом происходит ухудшение экономических показателей (варианты 5 и 6). At a boron anhydride consumption in an amount of less than 6 kg / t of slag, the structure of the cooled slag is coarse-grained and prone to magnesia decomposition; at a consumption of more than 12 kg / t of slag, the structure of the cooled slag remains unchanged and remains crystalline, but at the same time, economic indicators deteriorate (
Эффект от использования предлагаемого способа складывается за счет повышения извлечения ванадия, экономии электроэнергии, огнеупоров, а также от реализации дробленного шлака как товарного продукта. The effect of using the proposed method consists of increasing the extraction of vanadium, saving electricity, refractories, as well as from the sale of crushed slag as a commercial product.
Источник информации. A source of information.
М.А. Рысс. Производство ферросплавов, М. 1985, стр. 300-302. M.A. Ryss. Ferroalloy Production, M. 1985, pp. 300-302.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU96104127A RU2096509C1 (en) | 1996-02-29 | 1996-02-29 | Method of producing ferrovanadium |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU96104127A RU2096509C1 (en) | 1996-02-29 | 1996-02-29 | Method of producing ferrovanadium |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2096509C1 true RU2096509C1 (en) | 1997-11-20 |
RU96104127A RU96104127A (en) | 1998-02-27 |
Family
ID=20177611
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU96104127A RU2096509C1 (en) | 1996-02-29 | 1996-02-29 | Method of producing ferrovanadium |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2096509C1 (en) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106544508A (en) * | 2016-10-08 | 2017-03-29 | 牛益庆 | The method that high vanadium ferroalloy is produced using aluminothermic process |
CN106987731A (en) * | 2017-03-23 | 2017-07-28 | 江苏省冶金设计院有限公司 | The system and method for extracting vanadium from stone coal |
CN108179291A (en) * | 2018-02-27 | 2018-06-19 | 河钢股份有限公司承德分公司 | A kind of ultrasonic wave smelting reducing device and the method for smelting vananum |
-
1996
- 1996-02-29 RU RU96104127A patent/RU2096509C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Рысс М.А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с. 300 - 302. * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106544508A (en) * | 2016-10-08 | 2017-03-29 | 牛益庆 | The method that high vanadium ferroalloy is produced using aluminothermic process |
CN106987731A (en) * | 2017-03-23 | 2017-07-28 | 江苏省冶金设计院有限公司 | The system and method for extracting vanadium from stone coal |
CN108179291A (en) * | 2018-02-27 | 2018-06-19 | 河钢股份有限公司承德分公司 | A kind of ultrasonic wave smelting reducing device and the method for smelting vananum |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4124404A (en) | Steel slag cement and method for manufacturing same | |
MXPA05008410A (en) | A slag conditioner composition, process for manufacture and method of use in steel production. | |
JP3040343B2 (en) | Method for treating aluminum slag and aluminum slag residue to calcium aluminate | |
US4528035A (en) | Composition and process to create foaming slag cover for molten steel | |
CN115323099A (en) | Steelmaking method for recycling magnetic separation steel slag by converter | |
Olsen et al. | SILICOMANGANESE PRODUCTION œ PROCESS UNDERSTANDING | |
JPH06145836A (en) | Production of alloy utilizing aluminum slag | |
US4363657A (en) | Process for obtaining manganese- and silicon-based alloys by silico-thermal means in a ladle | |
RU2096509C1 (en) | Method of producing ferrovanadium | |
KR20030010604A (en) | Ferroalloy Production | |
CN101265117A (en) | Magnesium dolomite brick | |
US3403213A (en) | Electric furnace having refractory brick of specific composition in the critical wear areas | |
Zongqi et al. | Sintering Complexity of Magnesia-chrome Refractories | |
CN101016578B (en) | Molten steel purifying slag agent produced by blast furnace fusion method | |
CN114959165A (en) | Converter steelmaking furnace protecting method | |
US20030150295A1 (en) | Ferroalloy production | |
US4561885A (en) | Production of refractory materials | |
CN1262337A (en) | One-step process for producing SiCaAlBaFe alloy with ore roaster | |
JP2003328022A (en) | Desulfurizing agent for molten steel and manufacturing method therefor | |
KR100224635B1 (en) | Slag deoxidation material for high purity steel making | |
SU1276680A1 (en) | Method of producing silicon-,calcium-,aluminium- and iron-base alloy by coal-thermal process | |
JP3598843B2 (en) | Method for reducing unslagged CaO and MgO in slag | |
JPH06322429A (en) | Method for cleaning molten metal and controlling inclusion | |
RU2222629C2 (en) | Refined ferrochrome smelting process | |
RU2088672C1 (en) | Method for smelting steel in oxygen converters |