RU2201467C2 - Method of production of vanadium-containing ferroalloy - Google Patents

Method of production of vanadium-containing ferroalloy Download PDF

Info

Publication number
RU2201467C2
RU2201467C2 RU2001101836/02A RU2001101836A RU2201467C2 RU 2201467 C2 RU2201467 C2 RU 2201467C2 RU 2001101836/02 A RU2001101836/02 A RU 2001101836/02A RU 2001101836 A RU2001101836 A RU 2001101836A RU 2201467 C2 RU2201467 C2 RU 2201467C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
slag
ferrosilicon
charge
mixture
Prior art date
Application number
RU2001101836/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2001101836A (en
Inventor
Анатолий Дмитриевич Коростин (UA)
Анатолий Дмитриевич Коростин
Анатолий Матвеевич Новик (UA)
Анатолий Матвеевич Новик
Ким Кондратьевич Прохоренко (UA)
Ким Кондратьевич Прохоренко
Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов (UA)
Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов
Богдан Иванович Худик (UA)
Богдан Иванович Худик
ковский Геннадий Францевич Шул (UA)
Геннадий Францевич Шуляковский
В.Н. Шевченко (RU)
В.Н. Шевченко
Original Assignee
Анатолий Матвеевич Новик
Богдан Иванович Худик
Геннадий Францевич Шуляковский
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 Анатолий Матвеевич Новик, Богдан Иванович Худик, Геннадий Францевич Шуляковский filed Critical Анатолий Матвеевич Новик
Priority to RU2001101836/02A priority Critical patent/RU2201467C2/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2201467C2 publication Critical patent/RU2201467C2/en
Publication of RU2001101836A publication Critical patent/RU2001101836A/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy. SUBSTANCE: proposed method includes introduction of carbon-containing component into charge in the amount sufficient for content of carbon of 15-30% of mass and ferrosilicon in the amount of 5-10% of mass of charge. Prior to reducing treatment of vanadium-containing slag, metal is tapped. After reducing treatment, repeated heating of modified molten slag is performed. Used as silicon-containing material is mixture of ferrosilicon with calcium silicon in the amount of 10-20% of mass of vanadium-containing component of charge at ratio of ferrosilicon and calcium silicon in mixture of 3: 1 to 10:1, respectively. Proposed method makes it possible to obtain ferrovanadium at high concentration of vanadium and ferroalloy at minimum concentration of vanadium. EFFECT: enhanced efficiency. 2 tbl

Description

Изобретение относится к пирометаллургии и может быть использовано в производстве ферросплавов. The invention relates to pyrometallurgy and can be used in the production of ferroalloys.

Известны способы получения ванадия из минеральных материалов техногенного происхождения - шлаков, шламов, золы, пеков и др. Ряд способов основан на выщелачивании химических соединений ванадия из исходного сырья и последующем термохимическом восстановлении этих солей, приводящем к формированию ванадийсодержащих ферросплавов. Known methods for producing vanadium from mineral materials of technogenic origin - slag, sludge, ash, pitch, etc. A number of methods are based on leaching the chemical compounds of vanadium from the feedstock and subsequent thermochemical reduction of these salts, leading to the formation of vanadium-containing ferroalloys.

Выщелачивание солей ванадия производится различными гидрометаллургическими способами. Согласно способу, описанному Patting S., Makheri T.K., Gupta C.U. "Met. Trans", 1984, 814, 1-4, рр. 133-135, в результате выщелачивания солей ванадия образуется щелок, из которого выделяют ванадат железа. Из последнего путем алюмотермической обработки получают феррованадий. Leaching of vanadium salts is carried out by various hydrometallurgical methods. According to the method described by Patting S., Makheri T.K., Gupta C.U. "Met. Trans", 1984, 814, 1-4, pp. 133-135, as a result of leaching of vanadium salts, liquor is formed, from which iron vanadate is isolated. Ferrovanadium is obtained from the latter by aluminothermic treatment.

Также известен способ легирования стали ванадием, содержащимся в ванадийсодержащем конверторном шлаке (А.А.Смирнов и др. Ванадийсодержащие легирующие материалы и эффективность их применения. М., Экспресс-информация ЦНИИ и ТЭИЧМ, 1986). Also known is a method of alloying steel with vanadium contained in vanadium-containing converter slag (A. A. Smirnov et al. Vanadium-containing alloying materials and the effectiveness of their application. M., Express information CRI and TEICHM, 1986).

Наиболее близким по технической сущности к заявляемому является способ получения ванадийсодержащего сплава, включающий загрузку и плавление в печи шихты, состоящей из ванадийсодержащего и углеродсодержащего компонентов, ферросилиция, получение расплава металла и ванадийсодержащего шлака, восстановительную обработку ванадийсодержащего шлака кремнийсодержащим материалом, выпуск продуктов плавки (РЫСС М.А. Производство ферросплавов. М., Металлургия, 1985, с. 303). Closest to the technical nature of the claimed is a method for producing a vanadium-containing alloy, comprising loading and melting in a furnace a mixture consisting of vanadium-containing and carbon-containing components, ferrosilicon, obtaining a molten metal and vanadium-containing slag, and the reduction treatment of vanadium-containing slag with silicon-containing material (products of a M-grade fused material, .A. Production of Ferroalloys. M., Metallurgy, 1985, p. 303).

Существенным общим недостатком известных способов (и это является причиной, препятствующей достижению ожидаемого технического результата) является возможность получения лишь многокомпонентных ферросплавов, которые, помимо ванадия, содержат повышенные количества марганца, железа, хрома и других металлов. A significant common drawback of the known methods (and this is the reason that impedes the achievement of the expected technical result) is the possibility of obtaining only multicomponent ferroalloys, which, in addition to vanadium, contain increased amounts of manganese, iron, chromium and other metals.

В основу изобретения поставлена задача в способе получения ванадийсодержащего ферросплава путем изменения параметров процесса и их последовательности, а также введения новых операций достичь раздельного получения феррованадия с высокой концентрацией ванадия и ферросплавов с минимальной концентрацией ванадия. The basis of the invention is the task in a method for producing vanadium-containing ferroalloy by changing the process parameters and their sequence, as well as introducing new operations to achieve separate production of ferrovanadium with a high concentration of vanadium and ferroalloys with a minimum concentration of vanadium.

Поставленная задача решается тем, что углеродсодержащий компонент вводят в шихту в количестве, обеспечивающем содержание углерода в шихте 15-30% от ее массы, а ферросилиций - в количестве 5-10% от ее массы, перед восстановительной обработкой шлакового расплава производят выпуск расплава металла, после восстановительной обработки осуществляют повторный нагрев модифицированного шлакового расплава при этом в качестве кремнийсодержащего материала используют смесь ферросилиция с силикокальцием в количестве 10-20% от массы ванадийсодержащего компонента шихты при соотношении ферросилиция к силикокальцию в смеси 3:1-10:1 соответственно. The problem is solved in that the carbon-containing component is introduced into the charge in an amount providing a carbon content in the charge of 15-30% of its mass, and ferrosilicon in an amount of 5-10% of its mass, before the reduction treatment of the slag melt, the metal melt is released, after the recovery treatment, re-heating of the modified slag melt is carried out; in this case, a mixture of ferrosilicon with silicocalcium in the amount of 10-20% by weight of vanadium-containing co is used as a silicon-containing material batch component with a ratio of ferrosilicon to silicocalcium in a mixture of 3: 1-10: 1, respectively.

Обычно ванадий входит в состав конверторных шлаков, образующихся при переделе ванадийсодержащего чугуна, в состав мазутной золы, пеков, шлаков химических производств и др. Для получения ферросплавов с высоким содержанием ванадия в печи необходимо восстановить и отделить от ванадия максимальное количество железа и других металлов шихты. При плавлении нагретой шихты в электропечи в присутствии углерода и кремния происходит отделение металла от шлака, в котором и содержится практически весь ванадий шихты. Получаемый металл сливают в ковш и далее разливают в отливки (слитки). Жидкий шлак подвергают металлотермической обработке смесью ферросилиция с силикокальцием. Качество такой смеси зависит от состава шлака и составляет 10-20% от ванадийсодержащего компонента шихты. После перемешивания шлака со смесью и совместного плавления производят раздельный слив ванадийсодержащего материала и шлака. Ванадийсодержащий материал представляет собой ферросиликованадий с содержанием ванадия 50% и выше. Его разливают в изложницы. При необходимости получения феррованадия производят дополнительную обработку ферросиликованадия технической пятиокисью ванадия. Обработку можно производить в печи или в ковше. Шлак, образовавшийся после получения феррованадия из ферросиликованадия, при помощи технической пятиокиси ванадия вводят в шихту, которую плавят для отделения тяжелых металлов от ванадийсодержащего шлака. Образующийся после получения ферросиликованадия отвальный шлак может быть подвергнут переработке на строительные материалы. Usually, vanadium is a part of converter slags formed during the redistribution of vanadium-containing pig iron, fuel oil ash, pitch, slag of chemical industries, etc. To obtain ferroalloys with a high content of vanadium in the furnace, it is necessary to recover and separate the maximum amount of iron and other charge metals from vanadium. When the heated charge is melted in an electric furnace in the presence of carbon and silicon, the metal is separated from the slag, which contains almost all the vanadium of the charge. The resulting metal is poured into a ladle and then poured into castings (ingots). Liquid slag is subjected to metallothermal treatment with a mixture of ferrosilicon with silicocalcium. The quality of such a mixture depends on the composition of the slag and is 10-20% of the vanadium-containing component of the charge. After mixing the slag with the mixture and co-melting, the vanadium-containing material and the slag are separately drained. The vanadium-containing material is ferrosilicon vanadium with a vanadium content of 50% and higher. It is poured into molds. If it is necessary to obtain ferrovanadium, additional processing of ferrosilicon vanadium by technical vanadium pentoxide is performed. Processing can be done in the oven or in the bucket. The slag formed after the production of ferrovanadium from ferrosilicon vanadium is introduced using technical vanadium pentoxide into the charge, which is melted to separate heavy metals from vanadium-containing slag. The waste slag formed after the preparation of ferrosilicon vanadium can be processed into building materials.

Пример конкретного выполнения
Отмеченные выше параметры заявляемого способа первоначально были получены путем соответствующего моделирования основных термохимических реакций. Далее этот способ и параметры, при которых он реализуется, были подтверждены в лабораторных условиях в электропечи мощностью 200 кВ•А. В печи плавили золу, образующуюся на ТЭС при сжигании мазута. Состав золы: 20% V2O5; 4,5% NiO; 0,5% MnO; 20% Fе2О3; 1% Сr2О3; 7% (CaO+MgO); 4% S; 10% С; 20% SiO2; 6% (K,Na)2О; 7% А12О3.
Concrete example
The above parameters of the proposed method were originally obtained by appropriate modeling of the main thermochemical reactions. Further, this method and the parameters at which it is implemented were confirmed in laboratory conditions in an electric furnace with a capacity of 200 kV • A. In the furnace, the ash formed at a thermal power plant during the burning of fuel oil was melted. Ash composition: 20% V 2 O 5 ; 4.5% NiO; 0.5% MnO; 20% Fe 2 O 3 ; 1% Cr 2 O 3 ; 7% (CaO + MgO); 4% S; 10% C; 20% SiO 2 ; 6% (K, Na) 2 O; 7% A1 2 O 3 .

Металл отделяли от шлака путем раздельного их слива. Было проведено пять лабораторных плавок в присутствии кремния с различным добавлением углерода, представленных в таблице 1. The metal was separated from the slag by separate discharge. Five laboratory swimming trunks were carried out in the presence of silicon with various addition of carbon, presented in table 1.

Из табл. 1 следует, что оптимальное содержание углерода в шихте должно составлять 5-15%. From the table. 1 it follows that the optimal carbon content in the mixture should be 5-15%.

Оставшийся шлак (23% V2O5, 16% FeO, 4% Сr2О3, 19% SiО2, 36% CaO, 2% S) восстанавливали ферросилицием (ФС-65) в смеси с силикокальцием (КаСи 15).The remaining slag (23% V 2 O 5 , 16% FeO, 4% Cr 2 O 3 , 19% SiO 2 , 36% CaO, 2% S) was reduced by ferrosilicon (FS-65) in a mixture with silicocalcium (CaCl 15).

Данные, приведенные в таблице 2, свидетельствуют о целесообразности введения в шлаковый расплав ферросилиция (ФС-65) в смеси с силикокальцием (КаСи 15). The data presented in table 2 indicate the feasibility of introducing ferrosilicon (FS-65) into the slag melt in a mixture with silicocalcium (CaCi 15).

После лабораторной проверки способ был реализован в электропечи ДСП-3. В качестве ванадийсодержащего сырья использовали золу приведенного выше состава. Печь заваливали флюсом (известняк) (≈1,5 т) и золой (≈1,7 т). Засыпали 200 кг кокса и 100 кг ФС-45. На смесь опускали электроды печи, зажигали электрическую дугу, осуществляли плавление шихты. После образования расплава шихты и прекращения открытых дуговых разрядов снижали напряжение на электродах, силу тока увеличивали и нагревали расплав в печи до температуры выше 1500oС. По завершении процессов плавления и нагрева расплава плавку выпускали по желобу в стопорный ковш. К моменту выпуска в печи сформировались расплав металла (0,15 т сплава железа с 28% Ni) и шлака (23% V2О3, 16% FeO, 30% CaO, 19% SiО2, 5% MgO, 2% S, 5% А12О3).After laboratory testing, the method was implemented in an electric furnace DSP-3. As vanadium-containing raw materials used ash of the above composition. The furnace was littered with flux (limestone) (≈1.5 t) and ash (≈1.7 t). 200 kg of coke and 100 kg of FS-45 were filled up. The electrodes of the furnace were lowered onto the mixture, an electric arc was ignited, and the mixture was melted. After the formation of the charge melt and the termination of open arc discharges, the voltage at the electrodes was reduced, the current strength was increased, and the melt in the furnace was heated to a temperature above 1500 o С. Upon completion of the melting and heating of the melt, the melt was released through a trench into the stopper ladle. At the time of release, a metal melt (0.15 t of an iron alloy with 28% Ni) and slag (23% V 2 O 3 , 16% FeO, 30% CaO, 19% SiO 2 , 5% MgO, 2% S were formed in the furnace). , 5% A1 2 O 3 ).

Металл через разливочный стакан сливали в изложницу. При появлении шлака стопором перекрыли разливочный стакан и ковш вернули краном к печи, из которой выпустили расплавы. Metal was poured into a mold through a pouring glass. When slag appeared, the stopper closed the stopper and the ladle was returned by a crane to the furnace, from which the melts were released.

Одновременно в эту печь на дно засыпали смесь из 150 кг ФС-65 и 50 кг КаСи-15. После указанных операций в печь при убранном своде сливали из ковша шлак. На печь опускали свод, опускали в шлак электроды, подавали напряжение и в течение 10 мин нагревали шлак. При достижении температуры шлака более 1500oС сформировавшиеся расплавы слили из печи в ковш. Из ковша расплавы слили в изложницу, где произошло разделение металла и шлака. После остывания расплавов шлак отделили от металла. Полученный металл имел следующий состав: 48% V, 15% Si, 2% Mn, 0,5% Ni, 2% Cr, 0,09% С, 0,08% S. Количество металла - 250 кг.At the same time, a mixture of 150 kg of FS-65 and 50 kg of KaSi-15 was poured into the bottom of this furnace. After these operations, slag was poured from the ladle into the furnace when the arch was removed. The arch was lowered into the furnace, the electrodes were lowered into the slag, voltage was applied, and the slag was heated for 10 minutes. When reaching a slag temperature of more than 1500 o With the formed melts poured from the furnace into the bucket. From the ladle, the melts were poured into the mold, where the separation of metal and slag occurred. After cooling the melts, the slag was separated from the metal. The resulting metal had the following composition: 48% V, 15% Si, 2% Mn, 0.5% Ni, 2% Cr, 0.09% C, 0.08% S. The amount of metal is 250 kg.

Состав шлака: 50% CaO, 40% SiO2, 8% MgO, 2% S.Slag composition: 50% CaO, 40% SiO 2 , 8% MgO, 2% S.

Таким образом, как следует из приведенных выше фактических данных, изобретение позволяет достичь раздельного получения феррованадия с существенно высокой концентрацией ванадия и ферросплава с минимальной концентрацией ванадия. Thus, as follows from the above evidence, the invention allows to achieve separate production of ferrovanadium with a substantially high concentration of vanadium and ferroalloy with a minimum concentration of vanadium.

Claims (1)

Способ получения ванадийсодержащего ферросплава, включающий загрузку и плавление в печи при заданной температуре шихты, состоящей из ванадийсодержащего и углеродсодержащего компонентов, ферросилиция, получение расплава металла и ванадийсодержащего шлака, восстановительную обработку ванадийсодержащего шлака кремнийсодержащим материалом, выпуск продуктов плавки, отличающийся тем, что углеродсодержащий компонент вводят в шихту в количестве, обеспечивающем содержание углерода в шихте 15-30% от ее массы, а ферросилиций - в количестве 5-10% от массы шихты, перед восстановительной обработкой ванадийсодержащего шлака производят выпуск расплава металла, после восстановительной обработки осуществляют повторный нагрев модифицированного шлакового расплава, при этом в качестве кремнийсодержащего материала используют смесь ферросилиция с силикокальцием в количестве 10-20% от массы ванадийсодержащего компонента шихты, при соотношении ферросилиция к силикокальцию в смеси 3: 1-10: 1 соответственно. A method of producing a vanadium-containing ferroalloy, including loading and melting in a furnace at a given temperature of a mixture consisting of vanadium-containing and carbon-containing components, ferrosilicon, obtaining a molten metal and vanadium-containing slag, reduction treatment of the vanadium-containing slag with a silicon-containing material, the production of carbonaceous products is different, the product is introduced, the carbon component being in the charge in an amount providing a carbon content in the charge of 15-30% of its mass, and ferrosilicon in an amount of 5-10% t of the mass of the charge, before the re-treatment of the vanadium-containing slag, the metal melt is released, after the re-treatment, the modified slag melt is reheated, and a mixture of ferrosilicon and silicocalcium in the amount of 10-20% of the mass of the vanadium-containing component of the charge is used as the silicon-containing material, with the ratio of ferrosilicon to silicocalcium in a mixture of 3: 1-10: 1, respectively.
RU2001101836/02A 2001-01-22 2001-01-22 Method of production of vanadium-containing ferroalloy RU2201467C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001101836/02A RU2201467C2 (en) 2001-01-22 2001-01-22 Method of production of vanadium-containing ferroalloy

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001101836/02A RU2201467C2 (en) 2001-01-22 2001-01-22 Method of production of vanadium-containing ferroalloy

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2201467C2 true RU2201467C2 (en) 2003-03-27
RU2001101836A RU2001101836A (en) 2003-04-20

Family

ID=20245070

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2001101836/02A RU2201467C2 (en) 2001-01-22 2001-01-22 Method of production of vanadium-containing ferroalloy

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2201467C2 (en)

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104195283A (en) * 2014-09-16 2014-12-10 攀钢集团西昌钢钒有限公司 Vanadium slag modifier for converter vanadium extraction and converter vanadium extraction smelting method
CN106350633A (en) * 2016-11-10 2017-01-25 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Method for slag regulation of smelting of vanadium extracting converter
CN106521077A (en) * 2016-11-10 2017-03-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Converter smelting method for recovering vanadium
CN106521078A (en) * 2016-11-10 2017-03-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Vanadium extracting converter slag adjusting method
CN106521079A (en) * 2016-11-10 2017-03-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Converter vanadium extracting and slag adjusting method

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ЕЛЮТИН В.П. и др. Производство ферросплавов. Электрометаллургия. - М.: Металлургиздат, 1957, с. 299-302. *
РЫСС М.А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с. 303. *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104195283A (en) * 2014-09-16 2014-12-10 攀钢集团西昌钢钒有限公司 Vanadium slag modifier for converter vanadium extraction and converter vanadium extraction smelting method
CN106350633A (en) * 2016-11-10 2017-01-25 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Method for slag regulation of smelting of vanadium extracting converter
CN106521077A (en) * 2016-11-10 2017-03-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Converter smelting method for recovering vanadium
CN106521078A (en) * 2016-11-10 2017-03-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Vanadium extracting converter slag adjusting method
CN106521079A (en) * 2016-11-10 2017-03-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 Converter vanadium extracting and slag adjusting method

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU706170B2 (en) Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as, e.g., ferrochromium or ferrovanadium
CN101838718A (en) Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process
AU717488B2 (en) Method of recovering metals from slags
RU2335564C2 (en) High titanium ferro alloy produced by two stages reduction out of ilmenite
RU2201467C2 (en) Method of production of vanadium-containing ferroalloy
US4363657A (en) Process for obtaining manganese- and silicon-based alloys by silico-thermal means in a ladle
RU2059731C1 (en) Steel continuous melting method
RU2329322C2 (en) Method of producing high titanium ferroalloy out of ilmenite
JP2011174166A (en) Method for reusing oxidized slag and recycling slag
JP4189112B2 (en) Processing method for slag refining stainless steel
RU2374349C1 (en) Method of smelting of vanadium-bearing alloys
CA1146758A (en) Method for producing electric steel
RU2110596C1 (en) Method for producing ferromolybdenum
KR100935612B1 (en) Method For Recovering High Carbon and Low Carbon Ferro Alloy From Spent Manganese Dust Using Leading Passage
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
US2470010A (en) Melting iron in electric furnaces
RU2102516C1 (en) Method of preparing ferrotitanium
RU2693886C1 (en) Ferromanganese induction remelting method
RU2112070C1 (en) Method of production of ferrovanadium
RU2215809C1 (en) Method of melting ferro-aluminum
SU557119A1 (en) Method of smelting siliceous ferroalloys
SU981381A1 (en) Method for producing iron and its alloys from iron ore materials
RU2197532C2 (en) Method of alloying steel by manganese in open- hearth furnaces
SU1754784A1 (en) Charge for steelmaking in open hearth furnace and method of charging

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20050123