RU2201467C2 - Method of production of vanadium-containing ferroalloy - Google Patents
Method of production of vanadium-containing ferroalloy Download PDFInfo
- 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
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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)
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)
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 |
-
2001
- 2001-01-22 RU RU2001101836/02A patent/RU2201467C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (2)
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)
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 |