RU2207395C1 - Method of production of ferro-vanadium - Google Patents
Method of production of ferro-vanadium Download PDFInfo
- Publication number
- RU2207395C1 RU2207395C1 RU2002122342/02A RU2002122342A RU2207395C1 RU 2207395 C1 RU2207395 C1 RU 2207395C1 RU 2002122342/02 A RU2002122342/02 A RU 2002122342/02A RU 2002122342 A RU2002122342 A RU 2002122342A RU 2207395 C1 RU2207395 C1 RU 2207395C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- aluminum
- charge
- vanadium pentoxide
- vanadium
- mixture
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности к производству ферросплавов. The invention relates to the field of metallurgy, in particular to the production of ferroalloys.
Известен алюмотермический способ выплавки феррованадия внепечной плавкой на блок, заключающийся в том, что шихту, состоящую из пентоксида ванадия, алюминиевого порошка, металлодобавок и извести загружают в тигель и проплавляют с нижним запалом. Скорость проплавления шихты составляет около 200 кг/(м2•мин) при содержании алюминия в шихте 100-102% от теоретически необходимого, а количество извести задается в пределах 30-40% от массы пентоксида ванадия. Задаваемые металлодобавки варьируются в широких пределах, в зависимости от требуемого содержания ванадия в сплаве [1].A known aluminothermic method for smelting ferrovanadium by out-of-furnace melting into a block is that a charge consisting of vanadium pentoxide, aluminum powder, metal additives and lime is loaded into a crucible and melted with a lower igniter. The charge penetration rate is about 200 kg / (m 2 • min) when the aluminum content in the charge is 100-102% of theoretically necessary, and the amount of lime is set within 30-40% by weight of vanadium pentoxide. Specified metal additives vary widely, depending on the required vanadium content in the alloy [1].
Сплав содержит до 85% ванадия, 0,5-0,6% углерода и 2,0-2,5% алюминия. Шлак с содержанием до 4,5% V2O5 направляется в отвал.The alloy contains up to 85% vanadium, 0.5-0.6% carbon and 2.0-2.5% aluminum. Slag with a content of up to 4.5% V 2 O 5 is sent to the dump.
Существенным недостатком способа является низкое извлечение ванадия (87-95%), обусловленное повышенными его потерями, как со шлаками, так и с пылевыносом из-за необходимости ведения процесса при высокой скорости и большой термичности с целью обеспечения необходимой температуры и подвижности формирующегося расплава. A significant disadvantage of this method is the low extraction of vanadium (87-95%), due to its increased losses, both with slag and dust removal due to the need to conduct the process at high speed and high thermality in order to ensure the necessary temperature and mobility of the forming melt.
К другим недостаткам следует отнести высокое содержание алюминия в сплаве и большие трудозатраты, связанные с перефутеровкой тигля после каждой плавки. Other disadvantages include the high aluminum content in the alloy and the high labor costs associated with refilling of the crucible after each melting.
Известен двухстадийный электропечной способ получения феррованадия алюмотермическим методом, который наиболее близок по технической сущности к заявляемому объекту и взят в качестве прототипа [1]. Known two-stage electric furnace method for producing ferrovanadium by the aluminothermic method, which is closest in technical essence to the claimed object and is taken as a prototype [1].
Согласно этому способу пентоксид ванадия с избытком алюминия загружают в электропечь с магнезитовой футеровкой и проплавляют с нижним запалом при поднятых электродах, а после образования расплава включают печь и ведут дополнительный подогрев шлака для более полного осаждения металлических корольков, затем шлак с содержанием около 1,8% V2O5 скачивают и присаживают порцию оксидов ванадия или железа, которая рафинирует жидкий полупродукт от избытка алюминия, а образующийся шлак с высоким содержанием V2O5 используют в шихте на последующих плавках. Металл содержит около 80% ванадия и до 0,25% углерода. Расход электроэнергии составляет 3500 кВт•ч/т.According to this method, vanadium pentoxide with an excess of aluminum is loaded into an electric furnace with a magnesite lining and melted with a lower ignition with the electrodes raised, and after the formation of the melt, the furnace is turned on and additional slag is heated to more completely precipitate metal kings, then slag with a content of about 1.8% V 2 O 5 and a seat portion download vanadium or iron oxides, which refines the crude liquid from an excess of aluminum, and formed slag with a high content of V 2 O 5 is used in the subsequent batch shops. The metal contains about 80% vanadium and up to 0.25% carbon. Electricity consumption is 3500 kW • h / t.
К недостаткам способа необходимо отнести неуправляемость процесса горения алюмотермической смеси, что является результатом бурного протекания реакций при подаче шихтовой смеси на формирующийся шлаковый расплав, сопровождающихся выбросами расплава, интенсивным пылегазовыделением и повышенным угаром алюминия. Введение же в шихтовую смесь с целью снижения ее термичности балластных добавок, таких как собственные отходы металла после дробления слитка, оборотные шлаки, известь и др., которые по своей природе являются веществами тугоплавкими и химически инертными, приводит к ухудшению кинетики процесса и нестабильному горению ввиду более позднего начала реакции восстановления при подаче очередной порции смеси и взрывного характера ее завершения. По этой причине не удается реализовать процесс горения в слое шихты с поддержанием за счет подачи шихты колошника. The disadvantages of the method include the uncontrollability of the combustion process of the aluminothermic mixture, which is the result of rapid reactions when the mixture is fed to the forming slag melt, accompanied by emissions of the melt, intense dust and gas emission and increased aluminum fumes. The introduction into the charge mixture in order to reduce its thermal content of ballast additives, such as own metal waste after crushing the ingot, recycled slag, lime, etc., which by their nature are refractory and chemically inert substances, leads to a deterioration in the kinetics of the process and unstable combustion due to the later onset of the reduction reaction when the next portion of the mixture is fed and the explosive nature of its completion. For this reason, it is not possible to realize the combustion process in the charge layer while maintaining it by feeding the top of the charge.
В силу указанных причин извлечение ванадия при двухстадийном способе остается достаточно низким и составляет 95-97%. Причем уровень извлечения выше 95% может быть достигнут только в случае применения подготовленной фракционированной шихты с хорошей газопроницаемостью при крупности плавленого пентоксида ванадия (1-6) мм, алюминия (1-6) мм, извести (5-15) мм с предварительным удалением пылевидных фракций. При работе же на обычном плавленом пентоксиде ванадия, представленном в виде ломаных пластин размером до 100 мм при их толщине 2-5 мм, извлечение составляет 94,9-95,1%. For these reasons, the extraction of vanadium in the two-stage method remains quite low and is 95-97%. Moreover, the recovery level above 95% can only be achieved if a prepared fractionated charge with good gas permeability is used with a fineness of fused vanadium pentoxide (1-6) mm, aluminum (1-6) mm, lime (5-15) mm with preliminary dust removal fractions. When working on ordinary fused vanadium pentoxide, presented in the form of broken plates up to 100 mm in size with a thickness of 2-5 mm, the extraction is 94.9-95.1%.
Расход алюминия из-за высокого его угара, обусловленного прогоранием шихтовой смеси на поверхности расплава при отсутствии колошника, составляет значительную величину и в целом на плавку на 7-10% превышает стехиометрически необходимое количество. The consumption of aluminum due to its high fumes caused by the burning of the charge mixture on the surface of the melt in the absence of a top, is significant and in general for melting exceeds by 7-10% the stoichiometrically necessary amount.
Особенностью двухстадийного процесса является наличие в печи остатков рафинировочного шлака в виде настылей и застывшего расплава в количестве от 0,5 до 1,5 т. Поступая на следующую плавку, в зависимости от состояния печи (горячая или холодная) эти шлаки в той или иной мере участвуют в процессе, выступая в роли поставщика дополнительного пентоксида ванадия, что в совокупности с нестабильным угаром алюминия вносит существенный дисбаланс в общее соотношение V2О5 и Аl на плавку и приводит к значительным колебаниям (от 0,1 до 3%), а зачастую и к броскам (до 6%) по содержанию алюминия в феррованадии. Такая нестабильность по алюминию в сплаве при использовании шихты одного и того же состава, приводящая к периодическому выходу брака, в значительной степени ограничивает применимость данного способа.A feature of the two-stage process is the presence in the furnace of residues of refining slag in the form of layers and solidified melt in an amount of 0.5 to 1.5 tons. When entering the next smelting, depending on the state of the furnace (hot or cold), these slags are to one degree or another participate in the process, acting as a supplier of additional vanadium pentoxide, which together with unstable aluminum fumes causes a significant imbalance in the total ratio of V 2 O 5 and Al for melting and leads to significant fluctuations (from 0.1 to 3%), and often and to throw Kam (up to 6%) by the aluminum content in ferrovanadium. Such instability in aluminum in the alloy when using the charge of the same composition, leading to a periodic yield of marriage, greatly limits the applicability of this method.
Задачей изобретения является:
- повышение извлечения ванадия;
- сокращение угара алюминия и расхода огнеупоров;
- улучшение качества сплава.The objective of the invention is:
- increased extraction of vanadium;
- reduction of aluminum fumes and refractory consumption;
- improving the quality of the alloy.
Поставленная задача достигается тем, что в известном способе, включающем загрузку шихтовой смеси, содержащей пентоксид ванадия, флюс и охладители при избытке алюминия, восстановительный период плавки, скачивание шлака, рафинирование жидкого полупродукта оксидами ванадия или железа и выпуск расплава, восстановительный период ведут в два этапа, навеску шихты первого этапа задают на подину перед началом плавки в количестве 10-25% от веса шихтовой смеси, а оставшуюся часть шихтовой смеси присаживают из бункера порционно по мере образования расплава, при этом 20-60% от общего количества пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта, проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,59-0,90) в навеске шихты первого этапа, а остальное количество пентоксида ванадия проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,35-0,57) в навеске шихты второго этапа, и поддерживают соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1:(0,2-0,3). The problem is achieved in that in the known method, which includes loading a charge mixture containing vanadium pentoxide, flux and coolers with an excess of aluminum, a recovery melting period, downloading slag, refining a liquid intermediate with vanadium or iron oxides and releasing the melt, the recovery period is carried out in two stages , the charge of the charge of the first stage is set on the hearth before the start of melting in the amount of 10-25% of the weight of the charge mixture, and the remaining part of the charge mixture is planted from the hopper in portions as the formation of p alloy, while 20-60% of the total amount of vanadium pentoxide needed to obtain a liquid intermediate is melted at a ratio of vanadium pentoxide and aluminum 1: (0.59-0.90) in a sample of the charge of the first stage, and the rest of the amount of vanadium pentoxide is melted when the ratio of vanadium pentoxide and aluminum is 1: (0.35-0.57) in a portion of the charge of the second stage, and the ratio of vanadium pentoxide and lime in the mixture is maintained at 1: (0.2-0.3).
Способ предусматривает возможность применения алюминия в виде чушек или лома в количестве 2-10% от общего расхода путем присадки его на подину перед подачей основной шихты. The method provides for the possibility of using aluminum in the form of ingots or scrap in an amount of 2-10% of the total consumption by adding it to the hearth before feeding the main charge.
Предусматривается также проведение восстановительного периода с промежуточным скачиванием шлака. A recovery period with intermediate slag loading is also envisaged.
В отличие от известного способа в предлагаемом восстановительную стадию процесса выплавки феррованадия, предусматривающую получение жидкого полупродукта при избытке алюминия, проводят в два этапа: на первом этапе шихтовая смесь имеет более высокое содержание алюминия, а на втором этапе - более высокое содержание пентоксида ванадия, при этом часть шихты проплавляют на подине в один прием, а остальную часть присаживают порционно на расплав. In contrast to the known method, in the proposed recovery stage of the ferrovanadium smelting process, which involves obtaining a liquid intermediate with an excess of aluminum, it is carried out in two stages: at the first stage, the charge mixture has a higher aluminum content, and at the second stage, a higher content of vanadium pentoxide, part of the charge is melted on the hearth in one step, and the rest is planted portionwise on the melt.
Введение избытка алюминия в шихтовую смесь на первом этапе приводит к снижению ее термичности при одновременном увеличении термохимической активности реагирующих компонентов, создавая тем самым условия для низкотемпературного, т.е. более раннего, начала восстановительной реакции, что, в свою очередь, обеспечивает умеренное и устойчивое горение задаваемых порций шихтовой смеси при поднятых электродах, не приводя к взрывному характеру, и позволяет вести процесс при поддержании слоя шихты (колошника) с пониженным угаром алюминия и минимальными потерями ванадия за счет пылегазовыделения. Проплавление же части шихты на подине в один прием позволяет не только реализовать эти преимущества с большей эффективностью, но и за счет сокращения тепловых потерь через поверхность расплава перенести тепловую нагрузку на подину и откосы печи и получить подвижный и высокоактивный первичный металл с высоким содержанием алюминия, способный дорабатывать рафинировочный шлак предыдущей плавки, предохраняя тем самым ванну печи от несимметричного зарастания. The introduction of an excess of aluminum into the charge mixture at the first stage leads to a decrease in its thermal content while increasing the thermochemical activity of the reacting components, thereby creating conditions for low-temperature, i.e. earlier, the beginning of the recovery reaction, which, in turn, provides moderate and stable combustion of the specified portions of the charge mixture with the electrodes raised, without leading to an explosive nature, and allows the process to be maintained while maintaining the charge layer (top) with reduced aluminum fumes and minimal losses vanadium due to dust and gas emission. Smelting the part of the charge on the hearth in one step allows not only to realize these advantages with greater efficiency, but also by reducing heat loss through the melt surface, transfer the heat load to the hearth and slopes of the furnace and obtain a movable and highly active primary metal with a high aluminum content, capable of to refine the refining slag of the previous smelting, thereby protecting the furnace bath from asymmetric overgrowing.
Шихтовая смесь, применяемая на втором этапе, имея низкую термичность за счет избытка пентоксида ванадия, при подаче ее на расплав также прогорает в достаточно умеренном режиме без пироэффекта и при незначительном пылегазовыделении, при этом довольно значимая часть пентоксида ванадия восстанавливается алюминием первичного металла, т. е. на границе раздела металл - шлак, с более рациональным использованием выделяемого тепла. The charge mixture used in the second stage, having low thermality due to an excess of vanadium pentoxide, when it is fed to the melt, also burns out in a fairly moderate mode without pyroeffect and with slight dust and gas evolution, while a rather significant part of vanadium pentoxide is reduced by primary metal aluminum, i.e. at the metal - slag interface, with a more rational use of the generated heat.
Использование алюминия в виде чушек или лома, взамен гранулированного, усиливает эффект термического удара на подину печи, что весьма важно в случаях, когда заросшую печь необходимо привести в рабочее состояние или приостановить наметившееся зарастание, путем укладки чушек в области, подверженные настылеобразованию. Кроме того, замена гранулированного алюминия выгодна по экономическим соображениям. The use of aluminum in the form of ingots or scrap, instead of granular, enhances the effect of thermal shock on the bottom of the furnace, which is very important in cases where the overgrown furnace needs to be brought into working condition or to suspend overgrowing by laying the ingots in areas subject to dust build-up. In addition, replacing granular aluminum is beneficial for economic reasons.
После завершения первого этапа восстановительной стадии содержание V2O5 в шлаках составляет 0,2-0,4%, на втором же этапе этот шлак при подаче избытка пентоксида ванадия вначале обогащается оксидами ванадия, затем дорабатывается избыточным алюминием металла, поэтому первичный шлак, являющийся балластом, скачивают, что целесообразно как с точки зрения сокращения потерь ванадия со шлаком, т. к. первичный шлак, как правило, на 0,2-0,3% беднее второго, так и повышения эффективности проведения второго этапа, кроме того, удаление промежуточного шлака позволяет более рационально использовать плавильное пространство печи и увеличить массу слитка.After completion of the first stage of the reduction stage, the content of V 2 O 5 in the slags is 0.2-0.4%; at the second stage, this slag, when an excess of vanadium pentoxide is fed, is first enriched with vanadium oxides, and then it is refined with excess metal aluminum, so the primary slag, which is download, which is advisable both from the point of view of reducing losses of vanadium with slag, since primary slag, as a rule, is 0.2-0.3% poorer than the second, and increase the efficiency of the second stage, in addition, removal intermediate slag p Allows more rational use of the melting space of the furnace and increase the mass of the ingot.
Приемы и параметры, отраженные в формуле изобретения, найдены опытным путем и отражают те условия, в которых реализуется цель изобретения. The methods and parameters reflected in the claims are found empirically and reflect the conditions in which the purpose of the invention is realized.
Загрузка 10-25% от веса шихтовой смеси на подину перед началом плавки является оптимальной. Шихтовая смесь, задаваемая на подину в количестве менее 10%, не оказывает существенного влияния на снижение угара алюминия и сокращение потерь ванадия по сравнению с порционной подачей, кроме того, этого количества недостаточно для создания необходимой тепловой нагрузки и проработки остаточного рафшлака. Загрузка шихтовой смеси на подину в количестве более 25% приводит к интенсивному пылегазовыделению и выбросам расплава из-за потери газопроницаемости. Loading of 10-25% of the weight of the charge mixture on the hearth before the start of melting is optimal. The charge mixture, set on the hearth in an amount of less than 10%, does not have a significant effect on reducing aluminum fumes and reducing vanadium losses compared to a batch feed, in addition, this amount is not enough to create the necessary heat load and to study the residual rafslag. The loading of the charge mixture onto the hearth in an amount of more than 25% leads to intense dust and gas evolution and melt emissions due to the loss of gas permeability.
Соотношение пентоксида ванадия и алюминия в составе шихтовой смеси в пределах 1:(0,59÷0,90) придает смеси свойства, необходимые для стабильного и умеренного ее горения при минимальных потерях ванадия и угара алюминия. При содержании алюминия в смеси менее чем 0,59 от массы пентоксида шихтовая смесь горит бурно с большим газовыделением. При содержании алюминия более чем 0,9 от массы пентоксида термичность шихты падает ниже предельного уровня и горение прекращается. The ratio of vanadium pentoxide and aluminum in the composition of the charge mixture within 1: (0.59 ÷ 0.90) gives the mixture the properties necessary for stable and moderate combustion with minimal loss of vanadium and aluminum fume. When the aluminum content in the mixture is less than 0.59 by weight of the pentoxide, the charge mixture burns violently with high gas evolution. When the aluminum content is more than 0.9 by weight of the pentoxide, the thermality of the charge falls below the limit level and combustion stops.
Указанное соотношение пентоксида ванадия и алюминия оптимально для 20-60% пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта. Реализация такого соотношения при расходе пентоксида ванадия менее 20% не сказывается существенным образом на сокращении угара алюминия и повышении извлечения ванадия, а при расходе пентоксида более 60% доля алюминия в шихтовой смеси превышает допустимое количество. The specified ratio of vanadium pentoxide and aluminum is optimal for 20-60% of vanadium pentoxide, necessary to obtain a liquid intermediate. The implementation of this ratio at a consumption of vanadium pentoxide of less than 20% does not significantly affect the reduction of aluminum fumes and increased vanadium recovery, and at a pentoxide consumption of more than 60%, the proportion of aluminum in the charge mixture exceeds the permissible amount.
Соотношение пентоксида ванадия и алюминия в шихтовой смеси 1:(0,35÷0,57) обеспечивает устойчивое и мягкое ее горение при поднятых электродах. При содержании алюминия менее чем 0,35 от массы пентоксида термичность смеси падает ниже допустимого уровня и горение прекращается. При содержании алюминия более чем 0,57 от массы пентоксида реакция протекает бурно и сопровождается пылевыносом и повышенным угаром алюминия. The ratio of vanadium pentoxide and aluminum in the charge mixture 1: (0.35 ÷ 0.57) provides a stable and soft burning with raised electrodes. When the aluminum content is less than 0.35 by weight of the pentoxide, the thermality of the mixture falls below an acceptable level and combustion stops. When the aluminum content is more than 0.57 by weight of the pentoxide, the reaction proceeds violently and is accompanied by dust removal and increased aluminum fumes.
Для получения подвижного и активного формирующего шлакового расплава в условиях ведения восстановительного процесса в два этапа наиболее рациональным является соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1: (0,2÷0,3). При содержании извести менее чем 0,2 от массы пентоксида расплав утрачивает подвижность и недостаточно активен, что препятствует полному завершению восстановления ванадия из оксидов, затрудняет осаждение корольков и требует длительной выдержки под током, в результате чего металл насыщается углеродом. Расход извести в количестве более чем 0,3 от массы пентоксида снижает термичность шихты, затрудняет начальные условия горения и не позволяет в полной мере реализовать выбранное соотношение пентоксида ванадия и алюминия, что, в свою очередь, приводит к недостаткам известного способа. To obtain a mobile and active forming slag melt under the conditions of conducting the recovery process in two stages, the most rational ratio of vanadium pentoxide and lime in a mixture of 1: (0.2 ÷ 0.3). When the lime content is less than 0.2 by weight of the pentoxide, the melt loses mobility and is not active enough, which prevents the complete completion of the reduction of vanadium from oxides, complicates the deposition of kings and requires a long exposure to current, as a result of which the metal is saturated with carbon. The consumption of lime in an amount of more than 0.3 by weight of the pentoxide reduces the thermality of the charge, complicates the initial combustion conditions and does not allow to fully realize the selected ratio of vanadium pentoxide and aluminum, which, in turn, leads to the disadvantages of the known method.
Присадку алюминия в виде чушек или лома на подину перед подачей основной шихты целесообразно производить в количестве 2-10% от общего его расхода. It is advisable to produce an aluminum additive in the form of ingots or scrap on the bottom before feeding the main charge in an amount of 2-10% of its total consumption.
При недостатке алюминия, задаваемого в виде чушек или лома (менее 2%), термическое воздействие не проявляется заметным образом, в результате чего не удается подавить настылеобразование и зарастание печи. Избыток чушкового алюминия (более 10%) приводит к значительному пироэффекту и размыванию футеровки. With a lack of aluminum, specified in the form of ingots or scrap (less than 2%), the thermal effect does not manifest itself in a noticeable way, as a result of which it is not possible to suppress the stratification and overgrowth of the furnace. An excess of pig aluminum (more than 10%) leads to a significant pyroelectric effect and erosion of the lining.
Примеры конкретного осуществления. Examples of specific implementation.
Плавки проводили в дуговой электропечи ДС-6Н с магнезитовой футеровкой и плотным сводом. В качестве шихты использовали плавленый пентоксид ванадия в виде пластин до 100 мм, толщиной 2-5 м, гранулированный алюминий, фракции (1-6) мм, мелкодробленую известь (5-15) мм, отходы собственного производства FeV-80, фр. (-5) мм и металлоотсев с содержанием железа до 95%. Шихту готовили навесками и распределяли по бадьям в соответствии с технологической картой и смешивали в смесителе. The melts were carried out in an electric arc furnace DS-6N with magnesite lining and a tight arch. Fused vanadium pentoxide in the form of plates up to 100 mm thick, 2-5 m thick, granular aluminum, fractions (1-6) mm, finely divided lime (5-15) mm, waste from own production FeV-80, fr. (-5) mm and metal screening with an iron content of up to 95%. The mixture was prepared by weighing and distributed in the tubs in accordance with the technological map and mixed in the mixer.
Плавка 1.
Шихтовую смесь восстановительной стадии, состоящую из двух навесок (см. таблицу 1), последовательно загружали на подину печи при общей подаче, составившей 25%, после чего с помощью электродов подожгли смесь, а по мере ее прогорания на формирующийся расплав при поднятых электродах из бункера вели порционную присадку шихты, поддерживая колошник и не допуская полного проплавления предыдущих порций. The mixture mixture of the reduction stage, consisting of two batches (see table 1), was sequentially loaded onto the hearth of the furnace with a total feed rate of 25%, after which the mixture was ignited using electrodes, and as it burned to the forming melt with the electrodes raised from the hopper conducted a batch additive of the charge, supporting the top and preventing the full penetration of previous portions.
После загрузки половины шихты провели короткую выдержку для полного проплавления смеси и завершения реакций (15 мин) и при включенной печи скачали первый сливной шлак, затем выключили печь и присаживали на расплав оставшуюся шихту, обеспечивая ее прогорание под колошником, а по завершению реакций снова сделали короткую выдержку (15 мин) и при включенной печи скачали второй сливной шлак, затем провели рафинирование металла смесью пентоксида ванадия и извести и выпустили плавку. After loading half of the charge, a short exposure was carried out to completely melt the mixture and complete the reactions (15 min), and with the furnace turned on, the first discharge slag was downloaded, then the furnace was turned off and the remaining charge was seated on the melt, providing it to burn under the top, and after completion of the reactions, they again made holding (15 min) and when the furnace was turned on, a second drain slag was downloaded, then the metal was refined with a mixture of vanadium pentoxide and lime and melted.
В целом плавка проходила спокойно, горение шихты было умеренным и не носило взрывного характера, что позволило вести процесс под колошником при незначительном пылегазовыделении. Электроды включались по мере необходимости: при скачивании шлака и рафинировании. Длительность плавки составила 1 час 20 мин при расходе электроэнергии 600 кВт•ч/т и массе слитка, с учетом введенных 260 кг отходов, 2153 кг. Основные технологические показатели приведены в таблице 2. In general, the smelting took place calmly, the burning of the charge was moderate and not explosive, which allowed the process to be conducted under the top with a slight dust and gas emission. The electrodes were turned on as needed: when downloading slag and refining. The melting time was 1
Плавка 2 и последующие проходили аналогично первой. Составы и параметры шихты, а также полученные результаты приведены в таблицах 1 и 2. На плавках 1-12 варьировались параметры в соответствии с формулой изобретения. Плавки с 13-й по 15-ю представляют запредельные параметры, а 16-я и 17-я - являются прототипом, причем для сравнения 12-я и 17-я плавки проведены на фракционированной шихте, т. е. с предварительным дроблением пентоксида ванадия до крупности (-6) мм и последующим удалением фракции (-1) мм.
Представленные результаты свидетельствуют о возможности значительного улучшения показателей по извлечению ванадия и расходу алюминия, поэтому с восьмой плавки общий расход алюминия был скорректирован в сторону его уменьшения (на 36 кг), что не отразилось на остальных показателях, более того, при введении в процесс чушкового алюминия (плавки 9-11), алюминий в металле и извлечение ванадия продолжали нарастать, что свидетельствует о положительном эффекте от его применения. The presented results indicate the possibility of a significant improvement in the indicators for vanadium extraction and aluminum consumption, therefore, from the eighth smelting, the total aluminum consumption was adjusted towards its decrease (by 36 kg), which did not affect the other indicators, moreover, when pig aluminum was introduced into the process (smelting 9-11), aluminum in the metal, and vanadium recovery continued to increase, indicating a positive effect from its use.
Таким образом, реализация предложенного способа позволяет достичь более высоких показателей за счет улучшения термохимических свойств шихты путем перераспределения ее ингредиентов и нормирования подачи, не прибегая к специальной подготовке пентоксида ванадия. Thus, the implementation of the proposed method allows to achieve higher rates by improving the thermochemical properties of the mixture by redistributing its ingredients and rationing the flow, without resorting to special preparation of vanadium pentoxide.
Технический эффект от использования изобретения заключается в повышении извлечения ванадия на 1,0-1,5%, снижении расхода алюминия на 2-3%, огнеупоров на 10-15% и более стабильном получении сплава с заданным содержанием алюминия и углерода. The technical effect of the use of the invention is to increase the extraction of vanadium by 1.0-1.5%, reduce the consumption of aluminum by 2-3%, refractories by 10-15% and more stable production of an alloy with a given content of aluminum and carbon.
Экономический эффект только за счет повышения извлечения ванадия на 1% при дополнительной реализации 8,4 кг ванадия по цене 8,2$ составит 8,4•8,2 = 68,9$ на каждую произведенную физическую тонну феррованадия. The economic effect only by increasing the extraction of vanadium by 1% with the additional sale of 8.4 kg of vanadium at a price of $ 8.2 will amount to 8.4 • 8.2 = $ 68.9 for each physical ton of ferrovanadium produced.
Источники информации
1. Рысс М. А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с. 304-306.2Sources of information
1. Ryss M. A. Production of ferroalloys. - M.: Metallurgy, 1985, p. 304-306.2
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002122342/02A RU2207395C1 (en) | 2002-08-15 | 2002-08-15 | Method of production of ferro-vanadium |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002122342/02A RU2207395C1 (en) | 2002-08-15 | 2002-08-15 | Method of production of ferro-vanadium |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2207395C1 true RU2207395C1 (en) | 2003-06-27 |
Family
ID=29212232
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002122342/02A RU2207395C1 (en) | 2002-08-15 | 2002-08-15 | Method of production of ferro-vanadium |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2207395C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2567085C1 (en) * | 2014-07-15 | 2015-10-27 | Открытое акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method of ferrovanadium manufacturing |
| RU2677197C1 (en) * | 2018-04-05 | 2019-01-15 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method for manufacturing ferrovanadium |
| RU2781698C1 (en) * | 2022-04-13 | 2022-10-17 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method for producing ferrovanadium and ferrovanadium alloy obtained by this method |
-
2002
- 2002-08-15 RU RU2002122342/02A patent/RU2207395C1/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.304-306. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2567085C1 (en) * | 2014-07-15 | 2015-10-27 | Открытое акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method of ferrovanadium manufacturing |
| RU2677197C1 (en) * | 2018-04-05 | 2019-01-15 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method for manufacturing ferrovanadium |
| RU2781698C1 (en) * | 2022-04-13 | 2022-10-17 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method for producing ferrovanadium and ferrovanadium alloy obtained by this method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2238331C2 (en) | Method for processing of slag or slag mixture | |
| CN104164530A (en) | Method for producing cast iron by adopting electric furnace blowing smelting and purification | |
| RU2207395C1 (en) | Method of production of ferro-vanadium | |
| RU2338805C2 (en) | Method of alumino-thermal production of ferro-titanium | |
| EA029843B1 (en) | Method for making steel in an electric arc furnace and electric arc furnace | |
| JP2006009146A (en) | Method for refining molten iron | |
| RU2633678C1 (en) | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy | |
| CN109487091B (en) | Electroslag remelting arc striking agent and preparation method thereof | |
| JPS59501670A (en) | Oxygen-blown converter steel manufacturing method | |
| US3124450A (en) | Purification of metals | |
| RU2567085C1 (en) | Method of ferrovanadium manufacturing | |
| RU2677197C1 (en) | Method for manufacturing ferrovanadium | |
| RU2107743C1 (en) | Aluminothermic method of smelting of ferrovanadium | |
| RU2206628C2 (en) | Charge for production of nitrogen-containing master alloys on base of refractory metals | |
| RU2112070C1 (en) | Method of production of ferrovanadium | |
| RU2285726C1 (en) | Method of making steel in hearth steel-making unit | |
| RU2131479C1 (en) | Method of ferrotitanium smelting | |
| RU2437941C1 (en) | Procedure for melting steel in arc steel melting furnace with increased consumption of liquid iron | |
| RU2206623C2 (en) | Method of making steel in converter | |
| JP3776156B2 (en) | Method for producing low phosphorus high manganese steel | |
| SU990852A1 (en) | Method for smelting silicomanganese | |
| JP2003171713A (en) | Carbonizing material, and steel making method using the same | |
| RU2173350C1 (en) | Method of preparing low-silica ferroniobium | |
| SU872587A1 (en) | Method of producing copper and iron-based master alloy | |
| RU2105078C1 (en) | Method for production of silicocalcium |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040816 |