RU2097440C1 - Method of preparing ferrovanadium with low content of manganese - Google Patents
Method of preparing ferrovanadium with low content of manganese Download PDFInfo
- Publication number
- RU2097440C1 RU2097440C1 SU5038103/02A SU5038103A RU2097440C1 RU 2097440 C1 RU2097440 C1 RU 2097440C1 SU 5038103/02 A SU5038103/02 A SU 5038103/02A SU 5038103 A SU5038103 A SU 5038103A RU 2097440 C1 RU2097440 C1 RU 2097440C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ferrovanadium
- manganese
- charge
- sulfur
- period
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, а именно к технологии производства феррованадия, и может быть осуществлено на предприятиях черной металлургии. The invention relates to the field of metallurgy, and in particular to the technology of production of ferrovanadium, and can be carried out at the enterprises of ferrous metallurgy.
Известен способ получения феррованадия в электропечи силикоалюмотермическим методом, при котором феррованадий получают путем восстановления оксидов ванадия, поступающих в шихту из технической пятиокиси ванадия и ванадиевого конвертерного шлака, кремнием ферросилиция и металлическим алюминием. Процесс восстановления оксидов ванадия ведут в два периода со скачиванием сливного шлака. На заключительной стадии производства феррованадия металл подвергают рафинированию технической пятиокисью ванадия - проводят рафинировочный период. Шлак рафинировочного периода рафшлак, ввиду большого содержания в нем пятиокиси ванадия (9-18%) возвращают в печь на первый период следующей плавки [1]
Для получения этим способом феррованадия с содержанием марганца менее 4% (марки ФВД-40-У-0,75; ФВД-50-У-0,5) из шихтовых материалов приходится полностью исключать ванадиевый конвертерный шлак, являющийся основным источником марганца в феррованадии, а в качестве источника ванадия использовать только техническую пятиокись ванадия, что значительно увеличивает себестоимость готового феррованадия. Но даже полное исключение из шихтовых материалов ванадиевого конвертерного шлака не гарантирует обязательного получения заданного содержания марганца в готовом ферросплаве (менее 4%). Около 20% плавок низкомарганцовистого феррованадия переводится в пониженную марку из-за высокого, более 4% содержания марганца в сплаве, что приводит к снижению отпускной цены на 300-500 руб. за каждую тонну ферросплава.A known method of producing ferrovanadium in an electric furnace by the silicoaluminothermic method, in which ferrovanadium is obtained by reducing vanadium oxides entering the charge from technical vanadium pentoxide and vanadium converter slag, ferrosilicon silicon and metal aluminum. The process of reduction of vanadium oxides is carried out in two periods with downloading slag. At the final stage of production of ferrovanadium, the metal is subjected to refining with technical vanadium pentoxide — a refining period is carried out. Due to the high content of vanadium pentoxide (9-18%) in it, the slag of the refining period rafslag is returned to the furnace for the first period of the next smelting [1]
To obtain ferrovanadium with a manganese content of less than 4% (grade FVD-40-U-0.75; FVD-50-U-0.5) from vanadium materials, vanadium converter slag, which is the main source of manganese in ferrovanadium, must be completely eliminated to obtain this method. and as a source of vanadium use only technical vanadium pentoxide, which significantly increases the cost of the finished ferrovanadium. But even the complete exclusion of vanadium converter slag from the charge materials does not guarantee the mandatory receipt of the specified manganese content in the finished ferroalloy (less than 4%). About 20% of the low-manganese ferrovanadium melts is converted to a lower grade due to the high, more than 4% manganese content in the alloy, which leads to a reduction in the selling price by 300-500 rubles. for every ton of ferroalloy.
Наиболее близким техническим решением является способ получения феррованадия, включающий восстановительные и рафинировочные периоды, выпуск феррованадия из печи и его разливку [2]
Недостатком известного способа является необходимость проведения дополнительных операций по наведению, выдержке и скачиванию сульфидного шлака, что увеличивает продолжительность плавки, снижая тем самым производительность плавильного агрегата. Кроме того, в процессе плавки феррованадия используют дорогостоящий рафинирующий реагент сульфид натрия.The closest technical solution is a method of producing ferrovanadium, including recovery and refining periods, the release of ferrovanadium from the furnace and its casting [2]
The disadvantage of this method is the need for additional operations on guidance, aging and downloading sulfide slag, which increases the duration of the smelting, thereby reducing the performance of the melting unit. In addition, in the process of smelting ferrovanadium, an expensive refining reagent sodium sulfide is used.
Цель изобретения сокращение продолжительности периода плавки феррованадия с низким содержанием марганца и удешевление его производства. The purpose of the invention is to reduce the duration of the smelting period of ferrovanadium with a low content of manganese and reduce the cost of its production.
Поставленная задача решается тем, что в способе получения феррованадия с низким содержанием марганца, включающим восстановительные и рафинировогные периоды, выпуск феррованадия из печи и его разливку, в шихту по крайней мере одного периода плавки дополнительно подают серосодержащие соединения железа. The problem is solved in that in the method of producing ferrovanadium with a low manganese content, including recovery and refining periods, the release of ferrovanadium from the furnace and its casting, sulfur-containing iron compounds are additionally fed into the charge of at least one melting period.
При этом в качестве серосодержащего соединения железа используют пиритный концентрат. In this case, a pyrite concentrate is used as a sulfur-containing iron compound.
Наличие серосодержащих соединений железа в шихтовых материалах плавки феррованадия приводит к протеканию следующих химических реакций:
2[Mn]+(FeS2)=2(MnS)+Fe (1)
[Mn]+(FeS)=(MnS)+Fe (2)
Благодаря более сильному химическому сродству марганца к сере, чем у ванадия и железа, равновесие реакций (1) и (2) в условиях выплавки феррованадия смещено в сторону образования сульфида марганца. Образующие сульфиды марганца ассоциируются шлаковой фазой и удаляются из рассматриваемой системы со сливными шлаками. Таким образом, наличие серосодержащих соединений железа в шихтовых материалах по крайней мере одного из периодов выплавки феррованадия позволяет осуществить селективную сульфидизацию марганца в системе Fe-Mn-V, что позволяет значительно увеличить количество марганца, уносимое со сливными шлаками, и не приводит к потерям ванадия.The presence of sulfur-containing iron compounds in the charge materials of ferrovanadium smelting leads to the following chemical reactions:
2 [Mn] + (FeS 2 ) = 2 (MnS) + Fe (1)
[Mn] + (FeS) = (MnS) + Fe (2)
Due to the stronger chemical affinity of manganese for sulfur than that of vanadium and iron, the equilibrium of reactions (1) and (2) under conditions of smelting of ferrovanadium is biased towards the formation of manganese sulfide. The manganese sulfides that form are associated with the slag phase and are removed from the system under consideration with drain slags. Thus, the presence of sulfur-containing iron compounds in the charge materials of at least one of the periods of smelting of ferrovanadium allows selective sulfidization of manganese in the Fe-Mn-V system, which can significantly increase the amount of manganese carried away with waste slag and does not lead to vanadium losses.
Подача серосодержащих соединений железа непосредственно с шихтовыми материалами не вызывает увеличения продолжительности плавки феррованадия. Кроме того, стоимость пиритного концентрата меньше стоимости сульфида натрия в 30-40 раз, что позволит снизить себестоимость выплавляемого низкомарганцовистого феррованадия. The supply of sulfur-containing iron compounds directly with charge materials does not increase the duration of ferrovanadium melting. In addition, the cost of pyrite concentrate is 30-40 times less than the cost of sodium sulfide, which will reduce the cost of smelted low manganese ferrovanadium.
Предлагаемый способ получения низкомарганцовистого феррованадия был осуществлен в трехтонной дуговой электропечи ДСП-3А с магнезитовой футеровкой в условиях электрометаллургического отделения ферросплавного производства ОА Чусовского металлургического завода. The proposed method for producing low-manganese ferrovanadium was carried out in a three-ton arc furnace DSP-3A with magnesite lining in the conditions of the electrometallurgical department of the ferroalloy production of OA of the Chusovsky Metallurgical Plant.
Сначала в печь загружают и проплавляют шихту первого восстановительного периода, в которую дополнительно добавляют пиритный концентрат. Подача пиритного концентрата осуществляется через завалочную воронку при помощи поворотного бункера в смеси с подаваемой известью. После скачивания шлака первого периода проиводят загрузку и последовательное проплавление шихты второго востановительного периода, в которую при необходимости также дополнительно подают пиритный концентрат. После проплавления шихты второго восстановительного периода скачивают сливной шлак и осуществляют загрузку шихты рафинировогного периода, в которую при необходимости подают пиритный концентрат. После проплавления шихты рафинировочного периода производят слив рафинировогного шлака, выпуск и разливку феррованадия. First, the charge of the first recovery period is loaded and melted into the furnace, to which pyrite concentrate is additionally added. Pyrite concentrate is fed through the filling funnel using a rotary hopper mixed with lime supplied. After downloading the slag of the first period, the charge is loaded and subsequently melted in the second recovery period, to which, if necessary, pyrite concentrate is also additionally supplied. After the charge of the second recovery period is melted, drain slag is downloaded and the charge of the refining period is loaded, to which, if necessary, pyrite concentrate is fed. After melting the charge of the refining period, the refining slag is drained, the ferrovanadium is released and cast.
Количество подаваемого в каждый период плавки пиритного концентрата определяют в зависимости от выплавляемой марки феррованадия, расхода ванадиевого конвертерного шлака и рафшлака в шихту. The amount of pyrite concentrate supplied during each melting period is determined depending on the lost wax grade of ferrovanadium, the consumption of vanadium converter slag and raf slag in the charge.
Состав шихт по периодам, расход пиритного концентрата, а также результаты плавок по известному и предлагаемому способам приведены в таблице. The composition of the blends by periods, the consumption of pyrite concentrate, as well as the results of melting by the known and proposed methods are shown in the table.
Как видно из таблицы, дополнительная подача пиритного концентрата в шихту по крайней мере одного периода плавки феррованадия позволяет получить низкомарганцовистые (содержащие менее 4% Mn) марки феррованадия при меньшей продолжительности плавки и более низкой себестоимости выплавляемого ферросплава. As can be seen from the table, the additional supply of pyrite concentrate to the charge of at least one ferrovanadium melting period allows one to obtain low manganese (containing less than 4% Mn) ferrovanadium grades with a shorter melting time and lower cost of smelted ferroalloy.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5038103/02A RU2097440C1 (en) | 1992-04-17 | 1992-04-17 | Method of preparing ferrovanadium with low content of manganese |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5038103/02A RU2097440C1 (en) | 1992-04-17 | 1992-04-17 | Method of preparing ferrovanadium with low content of manganese |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2097440C1 true RU2097440C1 (en) | 1997-11-27 |
Family
ID=21602245
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU5038103/02A RU2097440C1 (en) | 1992-04-17 | 1992-04-17 | Method of preparing ferrovanadium with low content of manganese |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2097440C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102912158A (en) * | 2012-09-29 | 2013-02-06 | 中信锦州金属股份有限公司 | Method for smelting ferrovanadium by fine vanadium slag |
CN115181872A (en) * | 2022-07-15 | 2022-10-14 | 承德天大钒业有限责任公司 | Aluminum tin zirconium molybdenum silicon intermediate alloy and preparation method thereof |
-
1992
- 1992-04-17 RU SU5038103/02A patent/RU2097440C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
1. Технологическая инструкция ТИ-115-Ф-44-87. Производство феррованадия в электропечи силико-алюмотермическим методом. 2. Авторское свидетельство СССР N 1686018, кл. C 22 C 33/04, 1992. * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102912158A (en) * | 2012-09-29 | 2013-02-06 | 中信锦州金属股份有限公司 | Method for smelting ferrovanadium by fine vanadium slag |
CN102912158B (en) * | 2012-09-29 | 2014-04-02 | 中信锦州金属股份有限公司 | Method for smelting ferrovanadium by fine vanadium slag |
CN115181872A (en) * | 2022-07-15 | 2022-10-14 | 承德天大钒业有限责任公司 | Aluminum tin zirconium molybdenum silicon intermediate alloy and preparation method thereof |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101838718A (en) | Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process | |
RU2097440C1 (en) | Method of preparing ferrovanadium with low content of manganese | |
SU458609A1 (en) | The method of producing ferromolybdenum | |
SU992605A1 (en) | Method for processing copper and nickel concentrates | |
SU1027232A1 (en) | Method for producing master alloy | |
SU865951A1 (en) | Method of producing silicocalcium | |
SU836125A1 (en) | Method of smelting vanadium-containing steel | |
SU446557A1 (en) | Smelting method of silicon vanadium alloy | |
SU569643A1 (en) | Method of melting ferromolybdenum | |
SU605839A1 (en) | Method of smelting vanadium-containing steels and alloying-reducing mixture for effecting same | |
SU458608A1 (en) | The method of obtaining ferroaluminous | |
RU94015902A (en) | METHOD OF OBTAINING FERROMOLIBDEN | |
SU454261A1 (en) | Method of dephosphorization of manganese ores and concentrates | |
RU1786168C (en) | Charge for producing ferrosilicoaluminum | |
SU1086019A1 (en) | Method of smelting manganese austenitic steel | |
SU662593A1 (en) | Method of smelting synthetic slag | |
SU1235962A1 (en) | Method of smelting metal manganese | |
SU76533A1 (en) | The method of melting vanadium alloys directly from vanadium slags | |
SU460301A1 (en) | Charge for Synthetic Slag | |
SU1235927A1 (en) | Mixture for modifying steel | |
SU1014919A1 (en) | Method for smelting vanadium steel | |
SU1300037A1 (en) | Steel melting method | |
RU1836441C (en) | Method of production of vanadium steel | |
RU2094505C1 (en) | Charge for gold-silver alloy producing | |
SU443933A1 (en) | Method of smelting ferro-tungsten |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040418 |