RU2240373C1 - Способ получения ванадия высокой чистоты - Google Patents

Способ получения ванадия высокой чистоты Download PDF

Info

Publication number
RU2240373C1
RU2240373C1 RU2003118114/02A RU2003118114A RU2240373C1 RU 2240373 C1 RU2240373 C1 RU 2240373C1 RU 2003118114/02 A RU2003118114/02 A RU 2003118114/02A RU 2003118114 A RU2003118114 A RU 2003118114A RU 2240373 C1 RU2240373 C1 RU 2240373C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
stage
carried out
residual pressure
during
Prior art date
Application number
RU2003118114/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2003118114A (ru
Inventor
А.Н. Рылов (RU)
А.Н. Рылов
И.П. Паздников (RU)
И.П. Паздников
нский А.В. Зел (RU)
А.В. Зелянский
Original Assignee
ОАО "Уралредмет"
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 "Уралредмет" filed Critical ОАО "Уралредмет"
Priority to RU2003118114/02A priority Critical patent/RU2240373C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2240373C1 publication Critical patent/RU2240373C1/ru
Publication of RU2003118114A publication Critical patent/RU2003118114A/ru

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии редких тугоплавких металлов, а именно к металлургии ванадия, и может быть использовано для получения ванадия высокой чистоты для производства специальных сплавов на основе ванадия. Техническим результатом изобретения является повышение степени чистоты ванадия. Способ получения ванадия высокой чистоты включает алюмотермическое восстановление ванадийсодержащего сырья при введении в исходную шихту гранулированного металлического кальция, плавку восстановленного ванадия в электронно-лучевых печах с последующим электролитическим рафинированием полученных слитков в расплаве солей в две стадии: на первой стадии электролитическое рафинирование проводят при силе тока 0,03-0,1 кА в течение 4,0-4,5 часов при количестве циклов 2-20, на второй - при силе тока 0,8-1,0 кА в течение 4-8 часов при количестве циклов 250-300. Полученный после электролитического рафинирования порошок ванадия смешивают с порошком металла, выбранного из группы: кальций и/или редкоземельные металлы, и/или алюминий, и компактируют при усилии давления 2,0-2,1 т/см2 с приготовлением электродов, которые дополнительно подвергают трехстадийному переплаву в электроннолучевых печах в вакууме: на первой стадии дополнительный переплав электродов проводят при скорости 5-6 кг/час, токе 1,4-1,8 А и остаточном давлении 1·10-4 мм рт.ст.; при скорости 7-8 кг/час, токе 1,6-2,0 А и остаточном давлении 4-10-5-5-10-5 мм рт.ст. на второй стадии и при скорости 8-10 кг/час, токе 1,7-2,2 А и остаточном давлении 2-10-5-5-10-6 мм рт.ст. на третьей стадии. 4 з.п. ф-лы.

Description

Изобретение относится к металлургии редких тугоплавких металлов, а именно к металлургии ванадия, и может быть использовано для получения ванадия высокой чистоты для производства специальных сплавов на основе ванадия.
В настоящее время существенно расширилась область использования высокочистого ванадия. Помимо традиционного применения ванадия в качестве легирующего элемента для производства стали и жаропрочных сплавов высокочистый ванадий и сплавы на его основе широко используются в атомной, аэрокосмической промышленности и в химическом машиностроении, где используются такие свойства ванадия, как прочность при высоких температурах, низкая плотность, коррозионная стойкость, пластичность при низких температурах и высокая технологичность.
Для новых областей применения необходим ванадий чистотой ~4N.
Технической задачей, решаемой заявленным изобретением, является получение ванадия чистотой 99,99 мас.%.
Известен способ получения ванадия высокой чистоты, включающий алюминотермическое восстановление ванадия с получением ванадий-алюминиевого сплава, содержащего избыток кислорода и кремния. Кремний удаляют плавлением в электронно-лучевой печи в окислительных условиях для образования окиси кремния с последующим ее удалением в газовую фазу при повышении температуры.
Избыток кислорода удаляют нагреванием сплава в присутствии металлического кальция с образованием окиси кальция (см. патент США №4099958, опубл. 11.07.1978, НКИ 75-84).
Недостатком способа является недостаточная очистка от примесей. Полученный ванадий соответствует только марке ВнМ-0, с содержанием ванадия 99,6-99,7.
Известен способ получения порошка ванадия, включающий активацию исходного компактного ванадия в две стадии: первую - при температуре 200-300°С вакууме, вторую - при температуре 600-800°С в атмосфере водорода, затем проводят гидрирование ванадия путем охлаждения до температуры 50-200°С, полученный гидрид ванадия измельчают и получений порошок дегидрируют посредством нагрева до 650-800°С с удалением водорода и выдержкой при этой температуре до остаточного давления 0,05-0,50 мм рт.ст. (см. патент РФ №2196024, опубл. 10.01.2003 г., МПК С 22 В 34/22).
Полученный ванадий соответствует марке ВнМ-0, с содержанием ванадия 99,8.
Известен способ получения ванадия, включающий алюминотермическое восстановление пятиокиси ванадия, плавку восстановленного ванадия в электронно-лучевых печах в две стадии, которые проводят при скорости 8-10 кг/час и вакууме 1-10-4 мм рт.ст., и электрохимическое рафинирование в расплаве солей полученных слитков, используемых в качестве растворимых анодов, с получением ванадия на катоде в виде крупнокристаллического осадка. Способ обеспечивает получение ванадия чистотой 99,85 мас.% (см. патент РФ №2164539, опубл. 27.03.2001 г., МПК С 22 В 34/22). Способ принят за прототип.
Техническим результатом изобретения является повышение степени чистоты ванадия.
Технический результат достигается тем, что в способе получения ванадия высокой чистоты, включающем алюмотермическое восстановление ванадийсодержащего сырья, плавку восстановленного ванадия в электроннолучевых печах, электролитическое рафинирование полученных слитков в расплаве солей, согласно изобретению электролитическое рафинирование ведут с получением порошка ванадия, смешивают его с порошком металла, выбранного из группы: кальций и/или редкоземельные металлы, и/или алюминий, смесь компактируют с приготовлением электродов, которые подвергают дополнительному трехстадийному переплаву в электронно-лучевых печах в вакууме; кроме того, алюмотермическое восстановление осуществляют при введении в исходную шихту гранулированного металлического кальция, а электролитическое рафинирование осуществляют в две стадии: первую стадию проводят при силе тока 0,03-0,1 кА в течение 4-4,5 часов при количестве циклов 2-20; вторую стадию при силе тока 0,8-1,0 кА в течение 4-8 часов при количестве циклов 250-300, и при равномерном увеличении токовой нагрузки между стадиями; компактирование смеси порошков с получением электродов осуществляют при давлении 2,0-2,1 т/см2, а дополнительный трехстадийный переплав электродов в электронно-лучевых печах проводят при скорости 5-6 кг/час, силе тока 1,4-1,8 А и остаточном давлении 1·10-4 мм рт.ст. на первой стадии; при скорости 7-8 кг/час, силе тока 1,6-2,0 А и остаточном давлении 4·10-5-5·10-5 мм рт.ст. на второй стадии и при скорости 8-10 кг/час, силе тока 1,7-2,2 А и остаточном давлении 2·10-5-5·10-6 мм рт.ст. на третьей стадии.
Сущность способа заключается в том, что заявлена новая совокупность и последовательность операций и режимов их осуществления, что позволяет получить ванадий высокой чистоты - 99,99%.
Для алюминотермического восстановления используют пятиокись ванадия чистотой 99,5-99,7% и в результате получают ванадий с содержанием алюминия 18%, а примеси, мас.%: Si - 0,08, Fe - 0,15, Mo - 0,007, Mn - 0,06; О - 0,13; N - 0,01; Сu - 0,07; Ni - 0,006; Cr - 0,002.
Проведение первичного плавления в электронно-лучевых печах позволяет уменьшить содержание алюминия, кислорода и примесей легколетучих металлов. После однократного переплава получены слитки ванадия чистотой 99,0%. Содержание примесей, мас.%: Al - 0,8; Si - 0,1; Fe - 0,05; Mo - 0,008; Mn - 0,01; О - 0,01; N - 0,01; Сu - 0,002; Ni - 0,005; Cr - 0,002.
Полученные слитки ванадия подвергают электролитическому рафинированию в расплаве солей в две стадии. На первой стадии происходит основное удаление металлических и газовых примесей, а на второй рафинирование ванадия.
Очистка электролита и основной процесс рафинирования ванадия осуществляют полупериодически, циклами, после окончания каждого цикла катодный осадок порошка ванадия отделяют от катода и удаляют. Количество циклов на первой стадии электролиза определяет чистоту электролита, а на второй стадии - чистоту и структуру катодного осадка ванадия.
В результате получают электролитический ванадий в виде крупнодендритного порошка с содержанием контролируемых примесей, мас.%: Al - 0,006; Si - <1·10-5; Fe - 0,03; Mo - <5·10-5; Mn - <1·10-4; Сu - 0,001; Ni - 0,004; Cr - 0,007; К - 0,2; Na - 0,07; Cl - 0,3; О - 0,04; С - 0,01; N - 0,01.
Задачей последующих операций является снижение содержания контролируемых примесей. Для этого сначала изготавливают из электролитического порошка ванадия компактные электроды, причем перед компактированием ванадий смешивают с порошком металлов, выбранных из группы Са, РЗМ, Al. Проведение тройного переплава изготовленных электродов приводит к получению ванадия чистотой 99,99%.
Обоснование параметров.
Проведение первой стадии электролиза направлено в первую очередь на очистку электролита, процесс целесообразно проводить при силе тока 0,03-0,1 кА в течение 4-4,5 часов циклически с количеством циклов 2-20. Именно эти параметры обеспечивают снижение Fe, Ni, газовых примесей, содержащихся в электролите, до уровня 1·10-2-5·10-2 мас.%.
Уменьшение силы тока ниже 0,03 кА приводит к увеличению времени очистного цикла процесса и увеличению энергозатрат.
Увеличение силы тока более 0,1 кА приводит к загрязнению катодного осадка металлическими и газовыми примесями.
Проведение электролиза в течение менее 4 часов при количестве циклов менее 2 приводит к недостаточному количеству образующегося катодного осадка и снижению производительности.
Большее время, чем 4,5 часа и количество циклов более 20 непроизводительно увеличивают энергозатраты.
Проведение II стадии электролиза направлено на получение высокочистого ванадия и вторую стадию следует также проводить циклически.
Проведение второй стадии электролиза при силе тока менее 0,8 кА увеличивает энергозатраты и уменьшает производительность процесса.
Проведение электролиза при силе тока более 1,0 КА приводит к образованию мелкокристаллического осадка и возможности его осыпания, снижается степень очистки.
Время процесса 4-8 часов и уменьшение его менее 4-х часов приводит к недостаточному количеству образующегося катодного осадка и снижению производительности, а увеличение более 8 часов приводит к осыпанию катодного осадка.
Количество циклов определяет максимально возможное количество исходной загрузки и, следовательно, производительность процесса электролиза в целом. Уменьшение количества циклов снижает объем выработки анодного металла, а увеличение количества циклов приводит к получению некондиционного металла с высоким содержанием примесей.
Введение металлов на стадии компактирования электродов необходимо для повышения степени рафинирования при последующем плавлении электродов в электронно-лучевых печах (ЭЛП).
Проведение тройного переплава электродов в ЭЛП позволяет получить ванадий 99,99% только при использовании вакуума и при заявленных параметрах плавки на всех трех стадиях.
Параметры первой стадии плавки в ЭЛП позволяют удалить в первую очередь газовые примеси, остатки электролита и частично Fe, Ni, Cr и др. металлов.
Параметры второй стадии приводят к дополнительной очистке от металлических примесей.
Осуществление третьей стадии плавления в ЭЛП в заявленных параметрах позволяет получить ванадий 99,99% при минимальных потерях с газовой фазой.
Пример.
Для алюмотермического восстановления ванадия использовали исходную пятиокись ванадия чистотой 99,5-99,7% и алюминиевый порошок марки АПЖ. В шихту добавляли гранулированный металлический кальций чистотой 99,5-99,7% для снижения температуры плавления шлака и его вязкости, улучшения разделения шлака и металла, снижения содержания кислорода в усадочной раковине и повышения извлечения ванадия на стадии алюмотермического восстановления (~2-3%). Процесс вели в инертной атмосфере.
Восстановленный ванадий содержал примеси, мас.%: Аl - 18; Si - 0,08; Fe - 0,15; Mo - 0,007; Mn - 0,06; О - 0,13; N - 0,01; Сu - 0,07; Ni - 0,006; Cr - 0,002.
Восстановленный ванадий подвергали первичному плавлению в ЭЛП для удаления металлических примесей и оксида алюминия. Плавление проводили при Iа=1,4-1,8 А; U=25 кВ; V=5-6 кг/час; Рост=1·10-4 мм рт.ст., где Iа - анодный ток
U - напряжение
V - скорость плавления.
В результате были получены слитки ванадия чистотой 99,0% с выходом 97%.
Содержание примесей в мас.% составило: Аl - 0,8; Si - 0,1; Fe - 0,05; Mo - 0,008; Mn - 0,01; О - 0,01; N - 0,01; Сu - 0,002; Ni - 0,005; Cr - 0,002.
Полученные слитки подвергали электролитическому рафинированию в расплаве солей с использованием их в качестве растворимых анодов.
Анодное растворение проводили в расплаве хлоридов NaCl, KCl и VСl3 при следующем соотношении компонентов, мас.%:
NaCl 36,0-36,5; VСl3 17,0-17,5; KCl остальное.
Процесс вели при температуре 700°С в две стадии. Первую стадию осуществляли при более низких токовых нагрузках при значении Iа=0,03-0,1 кА, времени 4,0-4,5 часов и количестве циклов 2-20.
Первая стадия электролиза (очистные циклы) предназначена для, так называемой, первичной очистки электролита от примесей, в частности от железа и никеля. Причем электролит может быть дополнительно загрязнен железом на подготовительных операциях, например, при загрузке. В течение первой стадии электролиза катодный металл анализируют на содержание железа и никеля и при содержании железа менее 0,1-0,05 мас.% очистные циклы завершают и начинают вторую (основную) стадию электролитического рафинирования, которую проводят также циклично, но при существенно большей токовой нагрузке при значении Iа=0,8-1,0 кА, в течение 4-8 часов и количестве циклов 250-300. Увеличение токовой нагрузки следует осуществлять равномерно без скачков. После завершения второй стадии электролитического рафинирования ванадия получен катодный металл, примесный состав которого составил, мас.%: Аl - 0,006; Si - <1·10-5; Fe - 0,03; Mo - <5·10-5; Mn - <1·10-4; Сu - 0,001; Ni - 0,004; Cr – 0,007; К - 0,2; Na - 0,07; Cl - 0,3; О - 0,04; С - 0,01; N - 0,01.
Содержание остальных примесей менее 5·10-5 мас.% каждой. Выход годного после процесса электролитического рафинирования составил 70%.
Полученный электролитический ванадий представляет собой крупнодендритный порошок с повышенным содержанием Al, Fe, Cr, Ni, К, Na и Сl. Эти примеси удаляют электронно-лучевой плавкой. Для этого изготавливают электроды путем компактирования катодного ванадия при усилии 2,0-2,1 т/см2 с предварительным смешением электролитического порошка ванадия с высокочистым порошком кальция или РЗМ или алюминия, например, в количестве 0,9 мас.%, а в качестве связующего используют спирт. Полученные электроды подвергают трехстадийному электронно-лучевому переплаву в вакууме с увеличением скоростей, токовых нагрузок и вакуума на каждой последующей стадии до получения ванадия чистотой 99,99% при следующих параметрах процесса электроннолучевой плавки:
I стадия - скорость прохода 5-6 кг/час, ток 1,4-1,8А и остаточное давление 1·10-4 мм рт.ст.
II стадия - скорость прохода 7-8 кг/час, ток 1,6-2,0А и остаточное давление (4-5)·10-5 мм рт.ст.
III стадия - скорость прохода 8-10 кг/час, ток 1,7-2,2А и остаточное давление 2·10-5-5·10-6 мм рт.ст.
Выход высокочистого ванадия 56% от исходного количества пятиокиси ванадия.
Новая совокупность и последовательность операций и новое сочетание приемов (введение в состав электрода металлов) и режимов электронно-лучевой плавки электродов из ванадия позволили получить высокочистый ванадий с содержанием в мас.% наиболее трудноудаляемой примеси кислорода на уровне (1-2)·10-2, с содержанием Σ Fe, Ni, Si, Cu, Cl, К не более 0,005 с получением ванадия марки ВнМ - 0000 (99,99%).
Полученный высокочистый ванадий обладает высокими пластичными характеристиками. Твердость по Бринелю (Нв) составляет 55-65, в то время как ванадий марки ВнМ 0001 с содержанием ванадия 99,9 имеет твердость НВ=75-80.

Claims (5)

1. Способ получения ванадия высокой чистоты, включающий алюмотермическое восстановление ванадийсодержащего сырья, плавку восстановленного ванадия в электронно-лучевых печах, электролитическое рафинирование полученных слитков в расплаве солей, отличающийся тем, что электролитическое рафинирование ведут с получением порошка ванадия, смешивают его с порошком металла, выбранного из группы кальций, и/или редкоземельные металлы, и/или алюминий, смесь компактируют с приготовлением электродов, которые подвергают дополнительному трехстадийному переплаву в электронно-лучевых печах в вакууме.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что алюмотермическое восстановление осуществляют при введении в исходную шихту гранулированного металлического кальция.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что электролитическое рафинирование осуществляют в две стадии: первую стадию проводят при силе тока 0,03-0,1 кА в течение 4,0-4,5 ч при количестве циклов 2-20, вторую стадию при силе тока 0,8-1,0 кА в течение 4-8 ч при количестве циклов 250-300, и при равномерном увеличении токовой нагрузки между стадиями.
4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что компактирование смеси порошков с получением электродов осуществляют при давлении 2,0-2,1 т/см2.
5. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что дополнительный трехстадийный переплав электродов в электронно-лучевых печах проводят при скорости 5-6 кг/ч, силе тока 1,4-1,8 А и остаточном давлении 1·10-4 мм рт.ст. на первой стадии; при скорости 7-8 кг/ч, силе тока 1,6-2,0 А и остаточном давлении 4·10-5-5·10-5 мм рт.ст. на второй стадии и при скорости 8-10 кг/ч, силе тока 1,7-2,2 А и остаточном давлении 2·10-5-5·10-6 мм рт.ст. на третьей стадии.
RU2003118114/02A 2003-06-19 2003-06-19 Способ получения ванадия высокой чистоты RU2240373C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003118114/02A RU2240373C1 (ru) 2003-06-19 2003-06-19 Способ получения ванадия высокой чистоты

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003118114/02A RU2240373C1 (ru) 2003-06-19 2003-06-19 Способ получения ванадия высокой чистоты

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2240373C1 true RU2240373C1 (ru) 2004-11-20
RU2003118114A RU2003118114A (ru) 2005-01-10

Family

ID=34310998

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2003118114/02A RU2240373C1 (ru) 2003-06-19 2003-06-19 Способ получения ванадия высокой чистоты

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2240373C1 (ru)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104060107A (zh) * 2013-09-11 2014-09-24 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种金属钒或钒合金的制备方法
CN111644631A (zh) * 2020-06-10 2020-09-11 重庆材料研究院有限公司 球形钒粉的制备方法
CN113770349A (zh) * 2021-09-14 2021-12-10 有研工程技术研究院有限公司 一种高纯球形金属钒粉及其制备方法和应用

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104060107A (zh) * 2013-09-11 2014-09-24 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种金属钒或钒合金的制备方法
CN104060107B (zh) * 2013-09-11 2015-08-05 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种金属钒或钒合金的制备方法
CN111644631A (zh) * 2020-06-10 2020-09-11 重庆材料研究院有限公司 球形钒粉的制备方法
CN111644631B (zh) * 2020-06-10 2023-04-18 重庆材料研究院有限公司 球形钒粉的制备方法
CN113770349A (zh) * 2021-09-14 2021-12-10 有研工程技术研究院有限公司 一种高纯球形金属钒粉及其制备方法和应用

Also Published As

Publication number Publication date
RU2003118114A (ru) 2005-01-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2017385010B2 (en) A method for producing titanium-aluminum-vanadium alloy
CN109402428A (zh) 一种高纯净度粉末冶金高温合金母合金的制备方法
CN105624737B (zh) 一种制备稀土镁合金的方法及稀土钇钕镁合金
CN113444891B (zh) 一种采用稀土氧化物生产含稀土高温合金的方法
Gupta Extractive metallurgy of niobium, tantalum, and vanadium
RU2763465C2 (ru) Титановая лигатура для сплавов на основе ti-al
Kamat et al. Open aluminothermic reduction of columbium (Nb) pentoxide and purification of the reduced metal
CN115305523B (zh) 稀土合金的制备方法
WO2021189511A1 (zh) 一种镧铈钇镁中间合金及其制备方法
CN114934205A (zh) 一种镍基高温合金高纯净度化的熔炼方法
CN105861848B (zh) 一种Fe-Mn合金的电渣重熔制备方法
JP3338701B2 (ja) クロム含有金属の製造方法
RU2240373C1 (ru) Способ получения ванадия высокой чистоты
KR101704351B1 (ko) 전해채취법을 이용한 환원철 제조방법 및 이에 따라 제조된 환원철
CN1224727C (zh) 镍铜硅铁合金
CN111945032A (zh) 一种3d打印细晶钛合金及其制备方法
CN110923482A (zh) 一种优质高钨高钴镍合金材料及其制备方法
JP3526983B2 (ja) ニッケル・水素吸蔵合金二次電池からの有効成分の回収方法
Gilbert et al. Forging of Arc-Melted Chromium
CN112921362B (zh) 一种熔盐电解制备稀土合金的方法
CN111364066B (zh) 一种稀土镁合金的短流程制备方法
CN112680592B (zh) Ni/Co回收的前处理方法
JP3614987B2 (ja) 水素吸蔵合金の酸素低減方法
CN116288531A (zh) 一种利用含铌钛铁稀土的共伴生矿熔盐电解生产铌铁合金的方法
CN116623025A (zh) 一种碳氢辅助电铝热还原-真空精炼制备低成本钛合金的方法

Legal Events

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

Effective date: 20050620