RU2147043C1 - Method of preparing ferrosilicovanadium - Google Patents

Method of preparing ferrosilicovanadium Download PDF

Info

Publication number
RU2147043C1
RU2147043C1 RU98122994A RU98122994A RU2147043C1 RU 2147043 C1 RU2147043 C1 RU 2147043C1 RU 98122994 A RU98122994 A RU 98122994A RU 98122994 A RU98122994 A RU 98122994A RU 2147043 C1 RU2147043 C1 RU 2147043C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
furnace
slag
charge
mixture
Prior art date
Application number
RU98122994A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
В.Г. Мизин
Ю.С. Комратов
А.Я. Кузовков
В.И. Ильин
А.В. Чернушевич
М.И. Куклинский
А.А. Фетисов
В.Г. Добош
Original Assignee
ОАО "Нижнетагильский металлургический комбинат"
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 ОАО "Нижнетагильский металлургический комбинат" filed Critical ОАО "Нижнетагильский металлургический комбинат"
Priority to RU98122994A priority Critical patent/RU2147043C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2147043C1 publication Critical patent/RU2147043C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: ferrous metallurgy. SUBSTANCE: charge consisting of vanadium-containing slag/ferrosilicium/coke mixture is loaded into steel-smelting arch furnace, melted, and smelt is tapped from furnace. Slag is obtained from converter or from open-hearth furnace. Amounts of coke and ferrosilicium are specified within a range of 0.05 to 0.15 depending on amount of vanadium-containing slag in the charge. Once charge is melted, mixture of vanadium-containing slag and aluminum is added into furnace in amounts 0.9-1.0 the weight of charge to provide weight ratio of components to be equal to (0.13-0.20): 1. Before tapping, additional aluminum is added in amounts 0.02 to 0.06 the total weight of slag. EFFECT: increased vanadium recovery and reduced power consumption. 1 tbl

Description

Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее к производству ферросплавов, в частности к выплавке комплексных ванадийсодержащих ферросплавов, а именно - ферросиликованадия. The invention relates to ferrous metallurgy, and more particularly to the production of ferroalloys, in particular to the smelting of complex vanadium-containing ferroalloys, namely ferrosilicon vanadium.

Наиболее близким по технической сущности является способ получения ферросиликованадия, включающий подачу в дуговую сталеплавильную печь шихты, состоящую из ванадийсодержащего шлака двухстадийного процесса, ферросилиция, кокса и флюсов, расплавление шихты и выпуск расплава из печи. Ферросилиций подают в печь после расплавления ванадийсодержащей шихты. Перед выплавкой расплава на откосы ванны печи загружают известь. Плавку ведут с выпуском промежуточного шлака после подачи в печь ферросилиция. The closest in technical essence is the method of producing ferrosilicon vanadium, including the introduction of a mixture into the electric arc furnace, consisting of a vanadium-containing slag of a two-stage process, ferrosilicon, coke and fluxes, melting the mixture and releasing the melt from the furnace. Ferrosilicon is fed into the furnace after the vanadium-containing mixture is melted. Before smelting the melt, lime is loaded onto the slopes of the furnace bath. Melting is carried out with the release of intermediate slag after feeding ferrosilicon into the furnace.

(См. авт. свид. СССР N 398671, кл. C 22 C 33/04, Бюлл. изобр. N 38, 1973 г.). (See ed. Certificate of the USSR N 398671, class C 22 C 33/04, Bull. Inventory N 38, 1973).

Недостатком известного способа является низкое извлечение ванадия в сплав вследствие потерь металлических включений со шлаком из-за высокой адгезии металла к шлаку, а также повышенный удельный расход электроэнергии на проплавление шихты из-за применения тугоплавкой извести с температурой плавления 2500oC.The disadvantage of this method is the low extraction of vanadium in the alloy due to the loss of metal inclusions with slag due to the high adhesion of the metal to the slag, as well as the increased specific energy consumption for melting the charge due to the use of refractory lime with a melting point of 2500 o C.

Это объясняется тем, что в известном способе используется шлак двухстадийного процесса, который имеет более высокую температуру плавления, что обуславливает повышенные потери ферросиликованадия со шлаком. Кроме того, присутствие флюсов в шихте приводит к увеличению расхода электроэнергии на их расплавление. This is due to the fact that the known method uses slag from a two-stage process, which has a higher melting point, which leads to increased losses of ferrosilicon vanadium with slag. In addition, the presence of fluxes in the mixture leads to an increase in the energy consumption for their melting.

Технический эффект при использовании изобретения заключается в более высоком извлечении ванадия в ферросиликованадий, в снижении расхода электроэнергии и в снижении себестоимости ферросиликованадия. The technical effect when using the invention consists in a higher extraction of vanadium in ferrosilicon vanadium, in reducing the energy consumption and in reducing the cost of ferrosilicon vanadium.

Указанный технический эффект достигают тем, что способ получения ферросиликованадия включает подачу в дуговую сталеплавильную печь шихты, состоящую из смеси ванадийсодержащего шлака, феросилиция и кокса, расплавление шихты и выпуск расплава из печи. The specified technical effect is achieved in that the method of producing ferrosilicon vanadium involves feeding a mixture into a steel-arc furnace, consisting of a mixture of vanadium-containing slag, ferrosilicon and coke, melting the mixture and releasing the melt from the furnace.

Используют ванадийсодержащий шлак, полученный в конвертере монопроцессом. Ванадийсодержащий шлак расплавляют с ферросилицием под слоем кокса, при этом количество кокса и ферросилиция в шихте при подаче в печь устанавливают соответственно в пределах 0,05-0,15 от количества ванадийсодержащего шлака в шихте. После расплавления шихты в печь подают смесь ванадийсодержащего шлака и алюминия в количестве 0,9-1,0 от количества шихты. Весовое соотношение компонентов в смеси устанавливают в пределах (0,13-0,20):1 соответственно. Перед выпуском расплава в печь подают алюминий в количестве 0,02-0,06 от количества ванадийсодержащего шлака, поданного в печь в составе шихты и смеси ванадийсодержащего шлака и алюминия. Use vanadium-containing slag obtained in the converter by a monoprocess. Vanadium-containing slag is melted with ferrosilicon under a layer of coke, while the amount of coke and ferrosilicon in the charge when fed to the furnace are set respectively in the range of 0.05-0.15 of the amount of vanadium-containing slag in the charge. After melting the charge into the furnace serves a mixture of vanadium-containing slag and aluminum in an amount of 0.9-1.0 of the amount of charge. The weight ratio of the components in the mixture is set in the range (0.13-0.20): 1, respectively. Before releasing the melt, aluminum is fed into the furnace in an amount of 0.02-0.06 of the amount of vanadium-containing slag fed to the furnace as part of a charge and a mixture of vanadium-containing slag and aluminum.

Более высокого извлечения ванадия в ферросиликованадий будет происходить вследствие использования ванадийсодержащего шлака, полученного в конвертере монопроцессом или в мартеновской печи. При этом отсутствие флюсов в шихте способствует уменьшению расхода электроэнергии на выплавку ферросиликованадия. A higher extraction of vanadium in ferrosilicon vanadium will occur due to the use of vanadium-containing slag obtained in the converter by a monoprocess or in an open-hearth furnace. Moreover, the absence of fluxes in the mixture helps to reduce the energy consumption for the smelting of ferrosilicon vanadium.

Диапазон значений количества ферросилиция и кокса, подаваемого в составе шихты в печь, в пределах 0,05-0,15 от количества ванадийсодержащего шлака в шихте объясняется физико-химическими закономерностями формирования шлака в печи. При меньших значениях слой кокса будет недостаточной толщины, что приведет к увеличению интенсивности возгонов ванадия и к увеличению его потерь. При больших значениях кокс будет взаимодействовать с оксидами расплава с образованием карбидов кремния, кальция, алюминия. Образующийся в этом случае шлак будет представлять гетерогенную нереакционноспособную массу, что препятствует дальнейшему ходу плавки. The range of values of the amount of ferrosilicon and coke supplied in the composition of the charge to the furnace, in the range of 0.05-0.15 of the amount of vanadium-containing slag in the charge is explained by the physicochemical laws of slag formation in the furnace. At lower values, the coke layer will be of insufficient thickness, which will lead to an increase in the intensity of vanadium sublimates and to an increase in its losses. At high values, coke will interact with melt oxides to form silicon, calcium, and aluminum carbides. The slag formed in this case will be a heterogeneous non-reactive mass, which prevents further melting.

Указанный диапазон устанавливают в зависимости от количества ванадийсодержащего шлака в шихте, подаваемой в печь. The specified range is set depending on the amount of vanadium-containing slag in the charge fed to the furnace.

Диапазон количества смеси ванадийсодержащего шлака и алюминия в пределах 0,9-1,0 от количества шихты, подаваемой в печь, объясняется физико-химическими закономерностями восстановления ванадия из ванадиевого шлака, а также частично кремния из кремнезема, содержащегося в ванадиевом шлаке. При меньших значениях скорость восстановления указанных элементов будет недостаточной. При больших значениях будет происходит окисление избыточного алюминия сверх допустимых значений. The range of the amount of the mixture of vanadium-containing slag and aluminum in the range of 0.9-1.0 of the amount of charge fed to the furnace is explained by the physicochemical laws of the reduction of vanadium from vanadium slag, as well as partially silicon from silica contained in vanadium slag. At lower values, the recovery rate of these elements will be insufficient. At high values, excess aluminum will be oxidized in excess of the permissible values.

Указанный диапазон определяется реальными колебаниями химического состава шлака. The specified range is determined by real fluctuations in the chemical composition of the slag.

Диапазон значений соотношения количеств компонентов - смеси ванадийсодержащего шлака и алюминия в пределах (0,13-0,20) объясняется физико-химическими закономерностями разделения металлической фазы от ванадийсодержащего шлака. При меньших и больших значениях разделение металлической фазы от шлака будет происходить неполностью и часть ферросиликованадия будет теряться с отвальным шлаком. The range of values of the ratio of the amounts of the components — a mixture of vanadium-containing slag and aluminum in the range of (0.13-0.20) is explained by the physicochemical laws of the separation of the metal phase from vanadium-containing slag. At lower and higher values, the separation of the metal phase from the slag will not be complete and part of the ferrosilicon vanadium will be lost with the dump slag.

Указанный диапазон определяется условиями проведения технологической плавки в дуговой сталеплавильной печи. The specified range is determined by the conditions of technological melting in an arc steel furnace.

Диапазон значений количества алюминия, подаваемого в печь перед выпуском расплава, в пределах 0,02-0,06 от количества ванадийсодержащего шлака, поданного в печь, объясняется необходимостью полного восстановления пятиокиси ванадия в расплаве. При меньших значениях будет снижаться степень восстановления ванадия из шлака. При больших значениях будет снижаться удельная плотность сплава, что будет ухудшать условия его осаждения на подину печи. The range of values of the amount of aluminum supplied to the furnace before the melt is released, within the range of 0.02-0.06 of the amount of vanadium-containing slag fed into the furnace, is explained by the need to completely restore vanadium pentoxide in the melt. At lower values, the recovery of vanadium from the slag will decrease. At high values, the specific gravity of the alloy will decrease, which will worsen the conditions of its deposition on the hearth of the furnace.

Указанный диапазон устанавливают в зависимости от содержания пятиокиси ванадия в расплаве. The specified range is set depending on the content of vanadium pentoxide in the melt.

Анализ научно-технической и патентной литературы показывает отсутствие совпадения отличительных признаков заявляемого способа с признаками известных технических решений. На основании этого делается вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию "изобретательский уровень". The analysis of scientific, technical and patent literature shows the lack of coincidence of the distinguishing features of the proposed method with the signs of known technical solutions. Based on this, it is concluded that the claimed technical solution meets the criterion of "inventive step".

Ниже дан вариант осуществления изобретения, не исключающий другие варианты в пределах формулы изобретения. The following is an embodiment of the invention that does not exclude other variations within the scope of the claims.

Способ получения ферросиликованадия осуществляют следующим образом. The method of producing ferrosilicon vanadium is as follows.

Пример. В дуговую сталеплавильную печь емкостью 5 т подают шихту, состоящую из ванадийсодержащего шлака, ферросилиция и кокса. Затем шихту расплавляют. Поученный в печи шлак скачивают отдельно, а расплав ферросиликованадия сливают из печи в футерованный ковш и разливают в изложницы. Example. A mixture consisting of vanadium-containing slag, ferrosilicon and coke is fed into the 5T steel arc furnace. Then the mixture is melted. Slag learned in the furnace is downloaded separately, and the ferrosilicon vanadium melt is poured from the furnace into a lined ladle and poured into molds.

Используют ванадийсодержащий шлак, полученный в конвертере монопроцессом или в мартеновской печи, который расплавляют с ферросилицием под слоем кокса. Количество кокса и ферросилиция в шихте при подаче в печь устанавливают соответственно в пределах 0,05-0,15 от количества ванадийсодержащего шлака в шихте. После расплавления шихты в печь подают смесь ванадийсодержащего шлака и алюминия в количестве 0,90-1,0 от количества загруженной шихты. Весовое соотношение компонентов в смеси устанавливают в пределах (0,13-0,20):1 соответственно. Перед выпуском расплава в печь подают алюминий в виде порошка в количестве 0,02-0,06 от количества ванадийсодержащего шлака, поданного в печь в составе шихты и смеси ванадийсодержащего шлака и алюминия. Use vanadium-containing slag obtained in the converter by a monoprocess or in an open-hearth furnace, which is melted with ferrosilicon under a layer of coke. The amount of coke and ferrosilicon in the charge when feeding into the furnace is set respectively in the range of 0.05-0.15 of the amount of vanadium-containing slag in the charge. After the charge is melted, a mixture of vanadium-containing slag and aluminum is fed into the furnace in an amount of 0.90-1.0 of the amount of charge loaded. The weight ratio of the components in the mixture is set in the range (0.13-0.20): 1, respectively. Before releasing the melt, aluminum is fed into the furnace in the form of a powder in an amount of 0.02-0.06 of the amount of vanadium-containing slag supplied to the furnace as a part of a mixture and a mixture of vanadium-containing slag and aluminum.

Ванадийсодержащий шлак конвертерного монопроцесса или из мартеновской печи содержит, мас.%: V2O5 = 4-10; CaO = 23-27; FeO = 15-23; SiO2 = 17-18; MnO = 4,2-11,0; Cr2O3 = 2-3; Al2O3 = 2-11; TiO2 - 2,1-3,6; Fe = 1,0-1,5. Применяют ферросилиций марки ФС65, алюминиевый порошок марки АПВ, а также коксовый орешек. Кокс подают в печь в виде коксовой подушки под электроды печи. Смесь ванадийсодержащего шлака и алюминиевого порошка загружают в печь в два или три приема, например, равными долями.Vanadium-containing slag from a converter monoprocess or from an open-hearth furnace contains, wt.%: V 2 O 5 = 4-10; CaO = 23-27; FeO = 15-23; SiO 2 = 17-18; MnO = 4.2-11.0; Cr 2 O 3 = 2-3; Al 2 O 3 = 2-11; TiO 2 2.1-3.6; Fe = 1.0-1.5. Ferrosilicon of the FS65 brand, aluminum powder of the APV brand, and also coke nut are used. Coke is fed into the furnace in the form of a coke pillow under the electrodes of the furnace. A mixture of vanadium-containing slag and aluminum powder is loaded into the furnace in two or three stages, for example, in equal proportions.

В процессе плавки кремний из ферросилиция расходуется на восстановление ванадия и железа, а также на легирование ферросиликованадия кремнием без угара за счет кислорода воздуха. Коксовый слой находится на поверхности шлакового расплава в течение всей плавки и служит тепловыделяющим источником, а также активно участвует в восстановительных реакциях. Часть кокса окисляется кислородом воздуха с образованием монооксида углерода, который сгорает над расплавом с выделением тепла. Выделенное тепло от сгорания кокса и монооксида углерода снижает удельный расход электроэнергии. В образующемся шлаке при взаимодействии углерода кокса с оксидами кальция ванадиевого шлака образуется карбид кальция, который препятствует окислению компонентов расплава. Так как расплав находится под слоем кокса и шлак содержит карбид кальция, то концентрация пятиокиси ванадия в шлаке в течение всей плавки не превышает 0,1%, что исключает возгонку и улет кислородных соединений ванадия в атмосферу. During the melting process, silicon from ferrosilicon is spent on the reduction of vanadium and iron, as well as on doping of ferrosilicon silicon with no fumes due to atmospheric oxygen. The coke layer is located on the surface of the slag melt during the entire smelting and serves as a heat source, and also actively participates in recovery reactions. Part of the coke is oxidized by atmospheric oxygen to form carbon monoxide, which burns over the melt with heat. The heat generated from the combustion of coke and carbon monoxide reduces the specific energy consumption. In the resulting slag during the interaction of coke carbon with calcium oxides of vanadium slag, calcium carbide is formed, which prevents the oxidation of the components of the melt. Since the melt is located under a layer of coke and the slag contains calcium carbide, the concentration of vanadium pentoxide in the slag during the entire smelting does not exceed 0.1%, which excludes the sublimation and escape of oxygen compounds of vanadium into the atmosphere.

В таблице приведены примеры осуществления способа с различными технологическими параметрами. The table shows examples of the method with various technological parameters.

Предложенный способ повышает извлечение ванадия в сплав вследствие сокращения потерь металлических включений в отвальном шлаке кремнийсодержащих капель металла, которые коагулируют и легко выделяются из шлака в сплав; повышает степень восстановления ванадия из шлака, так как в шлаке находятся капли металла с повышенным содержанием кремния, который с высокой полнотой восстанавливает ванадий с образованием силицидов ванадия; снижает количество ванадия, затраченного на испарение ванадия в виде пятиокиси ванадия, т.к. возгоны оксида ванадия улавливаются слоем кокса; снижает удельный расход электроэнергии на получение ферросиликованадия за счет повышения выхода ванадия из шихты в металл и экзотермических процессов восстановления ванадия. The proposed method improves the extraction of vanadium in the alloy due to the reduction of losses of metal inclusions in the dump slag of silicon-containing metal droplets, which coagulate and are easily released from the slag into the alloy; increases the degree of recovery of vanadium from slag, since slag contains metal droplets with a high content of silicon, which reduces vanadium with high completeness with the formation of vanadium silicides; reduces the amount of vanadium spent on the evaporation of vanadium in the form of vanadium pentoxide, because vanadium oxide sublimates are captured by a layer of coke; reduces the specific energy consumption for obtaining ferrosilicon vanadium by increasing the yield of vanadium from the mixture into the metal and exothermic vanadium recovery processes.

Claims (1)

Способ получения ферросиликованадия, включающий подачу в дуговую сталеплавильную печь шихты, состоящей из смеси ванадийсодержащего шлака, ферросилиция и кокса, расплавление шихты и выпуск расплава из печи, отличающийся тем, что используют ванадийсодержащий шлак, полученный в конвертере монопроцессором или в мартеновской печи, расплавляют ванадийсодержащий шлак с ферросилицием под слоем кокса, при этом количество кокса и ферросилиция в шихте при подаче в печь устанавливают соответственно в пределах 0,05 - 0,15 от количества ванадийсодержащего шлака в шихте, после расплавления шихты в печь подают смесь ванадийсодержащего шлака и алюминия в количестве 0,9 - 1,0 от количества шихты, причем весовое соотношение компонентов в смеси устанавливают в пределах (0,13 - 0,20) : 1 соответственно, а перед выпуском расплава в печь подают алюминий в количестве 0,02 - 0,06 от количества ванадийсодержащего шлака, поданного в печь в составе шихты и смеси ванадийсодержащего шлака и алюминия. A method of producing ferrosilicon vanadium, comprising feeding a mixture into a arc steelmaking furnace consisting of a mixture of vanadium-containing slag, ferrosilicon and coke, melting the mixture and discharging the melt from the furnace, characterized in that vanadium-containing slag obtained in the converter is a monoprocessor or in an open-hearth vanadium furnace, with ferrosilicon under a layer of coke, while the amount of coke and ferrosilicon in the charge when feeding into the furnace are set, respectively, in the range of 0.05 - 0.15 of the amount of vanadium slag in the charge, after the charge is melted, a mixture of vanadium-containing slag and aluminum is fed into the furnace in an amount of 0.9 - 1.0 of the amount of the charge, and the weight ratio of the components in the mixture is set to (0.13 - 0.20): 1, respectively and before releasing the melt, aluminum is fed into the furnace in an amount of 0.02-0.06 of the amount of vanadium-containing slag fed to the furnace as part of a charge and a mixture of vanadium-containing slag and aluminum.
RU98122994A 1998-12-21 1998-12-21 Method of preparing ferrosilicovanadium RU2147043C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU98122994A RU2147043C1 (en) 1998-12-21 1998-12-21 Method of preparing ferrosilicovanadium

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU98122994A RU2147043C1 (en) 1998-12-21 1998-12-21 Method of preparing ferrosilicovanadium

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2147043C1 true RU2147043C1 (en) 2000-03-27

Family

ID=20213666

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU98122994A RU2147043C1 (en) 1998-12-21 1998-12-21 Method of preparing ferrosilicovanadium

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2147043C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109234533A (en) * 2018-10-30 2019-01-18 攀钢集团钒钛资源股份有限公司 Low-grade aluminum shot smelting ferrovanadium

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Гасик М.И., Лякишев Н.П., Емлин Б.И. Теория и технология производства ферросплавов. - Металлургия, 1988, с. 442. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109234533A (en) * 2018-10-30 2019-01-18 攀钢集团钒钛资源股份有限公司 Low-grade aluminum shot smelting ferrovanadium

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3615348A (en) Stainless steel melting practice
RU2147043C1 (en) Method of preparing ferrosilicovanadium
JP4189112B2 (en) Processing method for slag refining stainless steel
RU2350661C1 (en) Method for melting of rail steel in electric arc furnace
RU2269578C1 (en) Rail steel melting method in electric arc furnace
RU2258084C1 (en) Method of making steel in electric arc furnace
RU2215809C1 (en) Method of melting ferro-aluminum
RU2364632C2 (en) Steel production method
SU490867A1 (en) The method of obtaining an alloy based on titanium
SU1014920A2 (en) Method for making vanadium steel
JPH07173515A (en) Decarburization refining method of stainless steel
SU998517A1 (en) Method for producing low-carbon steel
RU2258083C1 (en) Method of making rail steel
SU765372A1 (en) Method of steel production
SU1754784A1 (en) Charge for steelmaking in open hearth furnace and method of charging
SU1073315A1 (en) Charge for producing ferrovanadium
JP3840793B2 (en) Production method of steel containing B
RU2140995C1 (en) Method of deoxidation, modification and microalloying of steel with vanadium-containing materials
SU644845A1 (en) Method of producing steel
RU2291203C2 (en) Method of making vanadium-containing steel
RU2269577C1 (en) Steel producing method in electric arc steel melting furnace
RU2153023C1 (en) Method of processing raw materials containing manganese with recovery of metals
SU730823A1 (en) Slag producting mixture for ferrrotungsten melting
RU2144089C1 (en) Method of making vanadium-containing steels and alloys
RU2186856C1 (en) Composite blend for smelting alloyed steels