RU2718497C1 - Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof - Google Patents
Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof Download PDFInfo
- Publication number
- RU2718497C1 RU2718497C1 RU2019109345A RU2019109345A RU2718497C1 RU 2718497 C1 RU2718497 C1 RU 2718497C1 RU 2019109345 A RU2019109345 A RU 2019109345A RU 2019109345 A RU2019109345 A RU 2019109345A RU 2718497 C1 RU2718497 C1 RU 2718497C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- charge
- niobium
- slag
- melt
- ferroniobium
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22C—ALLOYS
- C22C33/00—Making ferrous alloys
- C22C33/04—Making ferrous alloys by melting
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Группа изобретений, объединенных единым изобретательским замыслом, относится к металлу, в частности к получению феррониобия электропечным алюминотермическим способом с низким содержанием кремния, серы, меди и фосфора, предназначенного для легирования стали, сплавов и чугуна.A group of inventions united by a single inventive concept relates to metal, in particular to the production of ferroniobium by an electric furnace aluminothermic method with a low content of silicon, sulfur, copper and phosphorus, intended for alloying steel, alloys and cast iron.
Из уровня техники известна шихта (Рысс М.А. Производство ферросплавов. М. Металлургия, 1975 С. 294-300.) для получения феррониобия внепечным алюминотермическим способом восстановления ниобия и железа из пятиокиси ниобия и железной руды алюминием, компоненты, которой взяты в следующем соотношении, мас. %: пятиокись ниобия 47,6-53,5; железная руда 16-19; известь 5,3-9,5; алюминий 23,8-25,1, при использовании которой получают феррониобий следующего химического состава, мас. %: ниобий 65,8; кремний 0,92; алюминий 3,6; титан 0,93; углерод 0,024; сера 0,013;фосфор 0,14; остальное железо. Извлечение ниобия в сплав - 92,6%.The charge is known from the prior art (MA Ryss. Production of ferroalloys. M. Metallurgy, 1975, pp. 294-300.) For producing ferroniobium by an extra-furnace aluminothermic method for reducing niobium and iron from niobium pentoxide and iron ore with aluminum, the components of which are taken in the following ratio, wt. %: niobium pentoxide 47.6-53.5; iron ore 16-19; lime 5.3-9.5; aluminum 23.8-25.1, using which receive ferroniobium of the following chemical composition, wt. %: niobium 65.8; silicon 0.92; 3.6 aluminum; titanium 0.93; carbon 0.024; sulfur 0.013; phosphorus 0.14; the rest is iron. Extraction of niobium in the alloy is 92.6%.
Известна шихта (Лякишев Н.П., Плинер Ю.Л., Игнатенко Г.Ф., Лаппо С.И. Алюминотермия. М. Металлургия, 1978, С. 294-299) для получения феррониобия внепечным алюминотермическим способом восстановлением ниобия и железа из пятиокиси ниобия и железной руды алюминием, содержащая мас. %: пятиокись ниобия 50,3; железная руда 17,6; известь 5,5; алюминий 24,6; магнезитовый порошок 2,0, при использовании которой получают феррониобий следующего химического состава, мас. %: ниобий 69,7; кремний 0,7; алюминий 2,5; титан 0,1; углерод 0,4; сера 0,01; фосфор 0,17. Извлечение ниобия в сплав - 94,39%.Known mixture (Lyakishev N.P., Pliner Yu.L., Ignatenko G.F., Lappo S.I. Aluminothermy. M. Metallurgy, 1978, S. 294-299) to obtain ferroniobium by an extra-furnace aluminothermic method of reduction of niobium and iron from niobium pentoxide and iron ore aluminum, containing wt. %: niobium pentoxide 50.3; iron ore 17.6; lime 5.5; aluminum 24.6; magnesite powder 2.0, using which receive ferroniobium of the following chemical composition, wt. %: niobium 69.7; silicon 0.7; 2.5 aluminum; titanium 0.1; carbon 0.4; sulfur 0.01; phosphorus 0.17. Extraction of niobium in the alloy is 94.39%.
Наиболее близкий по технической сущности и достигаемому результату является шихта (RU, 2180362 С1, 2000 г.) для получения феррониобия внепечным алюминотермическим способом восстановлением ниобия и железа из пентаоксида ниобия и железной окалины алюминием, компоненты которой взяты в следующем соотношении, мас. %: пентаоксид ниобия 39-48; железная окалина 20-27; известь 8-13; алюминий 21-24; а также шихта, дополнительно содержащая стальной лом, компоненты которой взяты в следующем соотношении, мас. %: пентаоксид ниобия 40-47; железная окалина 21-26; известь 9-12; алюминий 21-24; стальной лом 0,7-2,0.The closest in technical essence and the achieved result is a mixture (RU, 2180362 C1, 2000) for producing ferroniobium by an extra-furnace aluminothermic method for the reduction of niobium and iron from niobium pentoxide and iron oxide with aluminum, the components of which are taken in the following ratio, wt. %: niobium pentoxide 39-48; iron oxide 20-27; lime 8-13; aluminum 21-24; and also the charge, additionally containing steel scrap, the components of which are taken in the following ratio, wt. %: niobium pentoxide 40-47; iron oxide 21-26; lime 9-12; aluminum 21-24; steel scrap 0.7-2.0.
Данная шихта позволяет получать феррониобий следующего химического состава, мас. %: ниобий 58,3-60,7; кремний 0,6-0,8; алюминий 1,9-2.6. Извлечение ниобия в сплав - 93,8-94,3%.This mixture allows to obtain ferroniobium of the following chemical composition, wt. %: niobium 58.3-60.7; silicon 0.6-0.8; aluminum 1.9-2.6. Extraction of niobium in the alloy is 93.8-94.3%.
Опыт использования известных составов шихты выявил ряд негативных факторов технологического процесса при производстве феррониобия. Например, необходимость значительного количества экзотермического тепла от реакций алюминия с оксидами железа на ведение металлургических процессов; сложности в части обеспечения устойчивого необходимого критического уровня термичности шихты; получение феррониобия производится с относительно низким выходом высших марок феррониобия по содержанию фосфора и углерода.The experience of using the known composition of the mixture revealed a number of negative factors of the technological process in the production of ferroniobium. For example, the need for a significant amount of exothermic heat from the reactions of aluminum with iron oxides to conduct metallurgical processes; difficulties in providing a stable necessary critical level of thermal charge; Ferroniobium is produced with a relatively low yield of higher grades of ferroniobium in terms of phosphorus and carbon.
Задачей изобретения является создание состава шихты, обеспечивающей стабильный безопасный технологический процесс получения высококачественного феррониобия (с низким содержанием кремния, углерода, фосфора) с использованием тепла, получаемого преимущественно за счет электроэнергии, и достижение высокого извлечения ниобия в сплав.The objective of the invention is to create a composition of the charge, providing a stable safe process for producing high-quality ferroniobium (low in silicon, carbon, phosphorus) using heat obtained mainly from electricity, and achieving high extraction of niobium in the alloy.
Поставленная задача достигается тем, что по сравнению с известным составом шихты, содержащим пентаоксид ниобия, порошок алюминия, железную окалину, известь обожженную, стальной лом, заявленный состав шихты дополнительно содержит флюс глиноземсодержащий молотый и изменен по соотношению компонентов с целью уменьшении расхода порошка алюминия и железной окалины на единицу выплавляемого феррониобия, а также с целью снижения общей массы шихты и шлакового расплава, при этом компоненты шихты взяты при следующем качественном и количественном соотношении, мас. %: пентаоксид ниобия 42,6-49,3; порошок алюминия 19,2-20,9; окалина железная 11,5-15,0; известь обожженная 11,2-12,3; флюс глиноземсодержащий молотый 3,0-6,0; стальной лом 3,5-6,0.This object is achieved in that, in comparison with the known composition of the charge containing niobium pentoxide, aluminum powder, iron oxide, calcined lime, steel scrap, the claimed composition of the charge additionally contains ground alumina flux and is changed in the ratio of components in order to reduce the consumption of aluminum and iron powder scale per unit of smelted ferroniobium, as well as with the aim of reducing the total mass of the mixture and slag melt, while the components of the mixture were taken in the following qualitative and quantitative ratio, wt. %: niobium pentoxide 42.6-49.3; aluminum powder 19.2-20.9; iron oxide 11.5-15.0; calcined lime 11.2-12.3; ground alumina-containing flux 3.0-6.0; steel scrap 3,5-6,0.
Сущность предлагаемого изобретения заключается в том, что заявленный качественный и количественный состав компонентов шихты позволяет решать поставленную задачу, а отклонения от указанных пределов их концентрации приводит к нарушению теплового режима плавки, ухудшению качества и технико-экономических показателей процесса получения конечной продукции.The essence of the invention lies in the fact that the claimed qualitative and quantitative composition of the components of the charge allows us to solve the problem, and deviations from the indicated limits of their concentration lead to a violation of the thermal regime of smelting, deterioration in the quality and technical and economic indicators of the process of obtaining the final product.
При содержании пентаоксида ниобия ниже 42,6% увеличивается концентрация алюминия в металле и снижается содержание ниобия в сплаве, что снижает качество феррониобия. При содержании пентаоксида ниобия выше 49,3% увеличивается остаточное содержание его в шлаке и снижается извлечение ниобия в сплав.When the content of niobium pentoxide below 42.6%, the concentration of aluminum in the metal increases and the content of niobium in the alloy decreases, which reduces the quality of ferroniobium. When the content of niobium pentoxide is higher than 49.3%, its residual content in the slag increases and the extraction of niobium into the alloy decreases.
При содержании окалины железной ниже 11,5% снижается термичность шихты и ухудшаются процессы осаждения сплава в блок металла. В результате снижается извлечение ниобия в металл. При содержании окалины железной выше 15,0% возрастает термичность шихты, что приводит к «горячему» ходу плавки и разбросу шихты, увеличивается скорость проплавления шихты и количество пылеуноса шихтовых материалов, повышается износ периклазовой футеровки горна, а также повышается расход порошка алюминия и понижается содержание ниобия в сплаве.When the content of iron oxide is lower than 11.5%, the charge thermality decreases and the deposition of the alloy into the metal block worsens. As a result, the extraction of niobium into the metal is reduced. When the content of iron oxide is higher than 15.0%, the charge thermality increases, which leads to a “hot” melting process and charge dispersion, the charge penetration rate and the amount of charge dust collector increase, the wear of the periclase lining of the furnace increases, as well as the consumption of aluminum powder increases and the content decreases niobium in the alloy.
При содержании порошка алюминия ниже 19,2% снижается термичность шихты, ход плавки становится «холодным», понижается содержание ниобия в сплаве и повышается остаточное содержание оксида ниобия в шлаке, в результате снижается извлечение ниобия в металл. При содержании порошка алюминия выше 20,9% увеличивается содержание алюминия в сплаве, увеличивается термичность шихты, что приводит к «горячему» ходу плавки и разбросу шихты, увеличивается скорость проплавления шихты и количество пылеуноса шихтовых материалов.When the aluminum powder content is lower than 19.2%, the charge thermality decreases, the melting process becomes “cold”, the niobium content in the alloy decreases and the residual niobium oxide content in the slag increases, resulting in a decrease in the extraction of niobium in the metal. When the aluminum powder content is above 20.9%, the aluminum content in the alloy increases, the charge thermality increases, which leads to a “hot” melting course and charge spread, the charge penetration rate and the amount of dust removal of charge materials increase.
При содержании извести обожженной ниже 11,2% ухудшаются условия связывания образующегося глинозема и затрудняются условия восстановления ниобия алюминием. Возрастает температура плавления шлака и снижается извлечение ниобия в блок металла. При содержании извести обожженной более 12,3% шлак получается более легкоплавкий, жидкоподвижный и возрастает аварийность при выплавке.When the lime content is calcined below 11.2%, the binding conditions of the resulting alumina are worsened and the conditions for the reduction of niobium by aluminum are hindered. The melting point of the slag increases and the extraction of niobium in the metal block decreases. When the lime content is calcined more than 12.3%, the slag is more fusible, liquid-moving and the accident rate during smelting increases.
Стальной лом по сравнению с железной окалиной имеет только оксидную пленку и не требует алюминия на восстановление железа, поэтому добавка стального лома снижает удельный расход порошка алюминия и железной окалины на плавке.Compared to iron oxide, steel scrap has only an oxide film and does not require aluminum to reduce iron; therefore, the addition of steel scrap reduces the specific consumption of aluminum powder and iron oxide in smelting.
При содержании стального лома ниже 3,5% ухудшаются условия поддержания стабильного электрического режима при проплавлении ниобийсодержащей части шихты и затрудняются условия формирования слитка феррониобия. При содержании стального лома более 6,0% ухудшается тепловой баланс при проплавлении запальной и ниобийсодержащей частей шихты, снижается содержание ниобия в сплаве, что приводит к снижению качества феррониобия.When the content of steel scrap is lower than 3.5%, the conditions for maintaining a stable electric mode when the niobium-containing part of the charge is melted are worsened and the formation conditions of a ferroniobium ingot are more difficult. When the content of steel scrap is more than 6.0%, the heat balance worsens when the ignition and niobium-containing parts of the charge are melted, the niobium content in the alloy decreases, which leads to a decrease in the quality of ferroniobium.
Флюс глиноземсодержащей молотый используется для регулирования теплового режима (снижает термичность восстановительной внепечной части шихты, исключая «горячий» ход плавки и уменьшает пылеунос шихтовых материалов).Alumina-containing ground flux is used to regulate the thermal regime (it reduces the thermality of the recovery extra-furnace part of the charge, excluding the “hot” melting course and reduces the dust removal of charge materials).
При содержании флюса глиноземсодержащего молотого менее 3,0% возрастает термичность восстановительной части шихты, что приводит к выбросам шихты и расплава из горна, ухудшается рафинирующее влияние шлака на химический состав металла. При содержании флюса глиноземсодержащего молотого более 6,0% снижается термичность восстановительной части шихты и окончательная температура расплава, что приводит к снижению извлечения ниобия в металл за счет неполного осаждения корольков феррониобия в слиток металла.When the alumina-containing ground flux content is less than 3.0%, the thermality of the reduction part of the charge increases, which leads to emissions of the charge and melt from the furnace, and the refining effect of slag on the chemical composition of the metal worsens. When the alumina-containing ground flux content is more than 6.0%, the thermality of the reduction part of the charge and the final melt temperature are reduced, which leads to a decrease in the extraction of niobium into the metal due to the incomplete deposition of ferroniobium kings into the metal ingot.
Заявленный состав шихты используется для получения феррониобия электропечным алюминотермическим способом, с использованием преимущественно тепла от электрических дуг и относительно меньшего количества тепла от экзотермических реакций алюминия и оксидов железа.The claimed composition of the charge is used to obtain ferroniobium by an electric furnace aluminothermic method, using mainly heat from electric arcs and a relatively smaller amount of heat from exothermic reactions of aluminum and iron oxides.
Из уровня техники известен алюминотермический способ (RU, 2180362 С1, 2000 г.) внепечной выплавки феррониобия, включающий по стадийные загрузку и проплавление в наклоняющемся горне шихты, содержащей технический пентаоксид ниобия, железную окалину, порошок алюминия и известь, слив продуктов в изложницу. Первоначально проплавляют 68-79 мас. % железной окалины от общего ее количества в смеси с порошком алюминия и известью в соотношении 1:(0,22-0,28):(0,27-0,37) соответственно. Затем загружают и проплавляют смесь технического пентаоксида ниобия с 69-76 мас. % порошка алюминия от общего количества последнего в шихте, после чего загружают и проплавляют остальное количество железной окалины, порошка алюминия и извести в смеси при их соотношении 1:(0,31-0,38):(0,82-0,88) соответственно.The aluminothermic method (RU, 2180362 C1, 2000) for the extra-smelting of ferroniobium is known from the prior art, which includes step-by-step loading and melting in a leaning furnace of a mixture containing technical niobium pentoxide, iron oxide, aluminum powder and lime, and draining the products into a mold. Initially, 68-79 wt. % of iron oxide from its total amount in a mixture with aluminum powder and lime in the ratio 1: (0.22-0.28) :( 0.27-0.37), respectively. Then download and proplast a mixture of technical niobium pentoxide with 69-76 wt. % of aluminum powder of the total amount of the latter in the charge, after which the remaining amount of iron oxide, aluminum powder and lime in the mixture are loaded and melted at a ratio of 1: (0.31-0.38) :( 0.82-0.88) respectively.
Как вариант первоначально в наклоняющийся горн подают стальной лом в количестве 3-11 мас. % от общего количества железной окалины в шихте, после чего 70-78 мас. % железной окалины от ее общего количества проплавляют в смеси с порошком алюминия и известью в соотношении железная окалина, стальной лом, порошок алюминия и известь 1:(0,03-0,12):(0,24-0,28):(0,30-0,36) соответственно. Затем загружают и проплавляют смесь технического пентаоксида ниобия с 70-76 мас. % порошка алюминия от общего количества последнего в шихте, после чего загружают и проплавляют остальное количество железной окалины, порошка алюминия и извести в смеси при их соотношении 1:(0,32-0,36):(0,82-0,88) соответственно.Alternatively, steel scrap is fed into the leaning hearth in an amount of 3-11 wt. % of the total amount of iron oxide in the charge, after which 70-78 wt. % of iron oxide from its total amount is melted in a mixture with aluminum powder and lime in the ratio of iron oxide, steel scrap, aluminum powder and lime 1: (0.03-0.12) :( 0.24-0.28) :( 0.30-0.36), respectively. Then, a mixture of technical niobium pentoxide with 70-76 wt. % of aluminum powder of the total amount of the latter in the charge, after which the remaining amount of iron oxide, aluminum powder and lime in the mixture are loaded and melted at a ratio of 1: (0.32-0.36) :( 0.82-0.88) respectively.
Недостатками этого способа являются: относительно высокий расход порошка алюминия и железной окалины на базовую тонну феррониобия для обеспечения уровня термичности шихты, необходимого для расплавления шихтовых материалов и последующих процессов восстановления железа и ниобия из их оксидов, при этом все тепло в процесс вносится за счет экзотермических реакций, и вследствие этого повышается себестоимость феррониобия.The disadvantages of this method are: a relatively high consumption of aluminum powder and iron oxide per base ton of ferroniobium to ensure the thermal level of the charge necessary for the melting of the charge materials and subsequent processes of reduction of iron and niobium from their oxides, while all the heat is introduced into the process due to exothermic reactions , and as a result, the cost of ferroniobium increases.
Известен способ алюминотермического получения феррониобия (RU, 2440435 С2, 2009), включающий стадийные загрузку и проплавление шихты, содержащей ниобиевый концентрат, железную окалину, известь, алюминий, и слив полученного расплава. При этом на первой внепечной стадии загружают шихту со скоростью 230-260 кг/(м2⋅мин), содержащую 10-11% ниобиевого концентрата от его массы на плавку, 16-19% железной окалины от ее массы на плавку и алюминий 0,92-0,99 от стехиометрически необходимого на восстановлении ниобия в шихте на первой стадии плавки, на второй стадии загружают и проплавляют в электропечи ниобиевый концентрат со скоростью 14-20 кг/(м2⋅мин) в количестве 26,5-40,5% от его массы на плавку, на третьей внепечной стадии загружают шихту со скоростью 250-420 кг/(м2⋅мин), содержащую 48,5-63,5% ниобиевого концентрата от его массы на плавку, 17,5-24,5% железной окалины от ее массы на плавку и алюминий в количестве 1,25-1,57 от стехиометрически необходимого на восстановление ниобия в шихте на третьей стадии плавки, на четвертой внепечной стадии загружают шихту со скоростью 105-125 кг/(м2⋅мин), содержащую 56,5-66,5% железной окалины от ее массы на плавку, известь в количестве 4,0-6,5 от массы ниобиевого концентрата на плавку и алюминий в количестве 2,03-2,25 от стехиометрически необходимого на восстановление оксидов ниобия в шлаковом расплаве. После расплавления шихты расплав прогревают под дугами электропечи перед сливом 0,15-0,25 времени проплавления шихты.A known method of aluminothermic production of ferroniobium (RU, 2440435 C2, 2009), comprising the stepwise loading and melting of a mixture containing niobium concentrate, iron oxide, lime, aluminum, and the discharge of the obtained melt. At the same time, at the first out-of-furnace stage, a charge is loaded at a speed of 230-260 kg / (m 2 ⋅ min), containing 10-11% of niobium concentrate from its weight for melting, 16-19% of iron scale from its mass for melting and aluminum 0, 92-0.99 from the stoichiometrically necessary for the reduction of niobium in the charge in the first stage of melting, in the second stage, niobium concentrate is loaded and melted in an electric furnace at a speed of 14-20 kg / (m 2 ⋅ min) in an amount of 26.5-40.5 % of its mass for melting, at the third out-of-furnace stage, a charge is charged at a speed of 250-420 kg / (m 2 ⋅ min) containing 48.5-63.5% niobium about the concentrate from its mass for smelting, 17.5-24.5% of iron scale from its mass for smelting and aluminum in the amount of 1.25-1.57 of the stoichiometrically necessary to restore niobium in the charge in the third stage of smelting, in the fourth out-of-furnace stages load the mixture at a speed of 105-125 kg / (m 2 ⋅ min) containing 56.5-66.5% of iron oxide from its mass for smelting, lime in an amount of 4.0-6.5 from the mass of niobium concentrate for smelting and aluminum in an amount of 2.03-2.25 of the stoichiometrically necessary for the reduction of niobium oxides in the slag melt. After the charge is melted, the melt is heated under the arcs of the electric furnace before draining 0.15-0.25 of the charge penetration time.
Недостатками известного способа являются сложность контроля и осуществление многостадийного технологического процесса алюминотермического получения феррониобия, возможность получения только стандартных низкокремнистых марок феррониобия с повышенным содержанием фосфора.The disadvantages of this method are the complexity of control and the implementation of a multi-stage process of aluminothermic production of ferroniobium, the ability to obtain only standard low-silicon grades of ferroniobium with a high content of phosphorus.
Наиболее близким, по технической сущности, является способ получения низкокремнистого феррониобия (RU 2173350 С1 2000) с использованием электродуговой печи, включающий подготовку запальной, ниобийсодержащей, восстановительной и рафинировочной частей шихты, их последовательную загрузку в плавильный агрегат и поэтапное проплавление, проведение процессов восстановления и рафинирования расплава, слив расплава в приемную изложницу, выдержку до затвердевания и разделку слитка на габаритные фракции, при этом в качестве ниобийсодержащей шихты используют отходы, содержащие гидроокись ниобия, в качестве плавильного агрегата используют электродуговую печь, при этом сначала в электродуговую печь загружают и расплавляют запальную и ниобийсодержащую части шихту, а процессы восстановления и рафинирования расплава проводят при периодической подаче охладителя. При этом используют состав шихты при следующем количественном соотношении компонентов: отходы, содержащие гидроокись ниобия - 1, порошок алюминия - 0,35-0,45; железная руда и/или окалина - 0,28-0,36; известь - 0,35-0,45.The closest, in technical essence, is a method for producing low-silicon ferroniobium (RU 2173350 C1 2000) using an electric arc furnace, which includes preparing an ignition, niobium-containing, reducing and refining parts of the charge, their sequential loading into a melting unit and stage-by-stage melting, carrying out recovery and refining processes melt, pouring the melt into the receiving mold, holding until solidification and cutting the ingot into dimensional fractions, while using as a niobium-containing mixture waste containing niobium hydroxide is used, an electric arc furnace is used as a melting unit, while the ignition and niobium-containing parts of the charge are loaded and melted into the electric arc furnace, and the processes of reduction and refining of the melt are carried out with periodic supply of a cooler. In this case, the composition of the charge is used in the following quantitative ratio of components: waste containing niobium hydroxide - 1, aluminum powder - 0.35-0.45; iron ore and / or scale - 0.28-0.36; lime - 0.35-0.45.
Известные промышленные способы имеют общие недостатки: сложность технологического процесса в части гарантированного обеспечения устойчивого критического уровня термичности шихты, скорости проплавления, определяющих степень извлечения ниобия в сплав; повышенный расход алюминия для обеспечения необходимого уровня термичности на плавку 19-20 ккал/г-ат.Known industrial methods have common drawbacks: the complexity of the process in terms of ensuring a stable critical level of thermality of the charge, the rate of penetration, determining the degree of extraction of niobium in the alloy; increased consumption of aluminum to ensure the necessary level of thermality for smelting 19-20 kcal / g-at.
Задачей изобретения является создание простого мало затратного надежного способа получения высококачественного феррониобия, обеспечивающего стабильный высокий выход высшей марки феррониобия в соответствии с требованиями ГОСТ 16773-2003.The objective of the invention is to provide a simple low-cost reliable method for producing high-quality ferroniobium, providing a stable high yield of the highest grade of ferroniobium in accordance with the requirements of GOST 16773-2003.
Сущность предлагаемого способа заключается в том, что в отличии от известного алюминотермического способа получения низкокремнистого феррониобия, включая подготовку, загрузку и проплавление шихты, содержащей гидроокись ниобия, окалину железную, порошок алюминия и известь, в наклоняющемся плавильном горне, футерованном периклазовым кирпичом, в заявленном электропечном алюминотермическом способе феррониобий получают алюминотермическим восстановлением ниобия из подготовленного оксидного расплава пентаоксида ниобия с известью, и железа из оксидов окалины железной в процессе последовательного проплавления частей шихты в смеси с порошком алюминия и флюсом глиноземсодержащим в качестве охладителя для регулирования температурного режима процесса, а компоненты шихты взяты при следующем содержании, мас. %: пентаоксид ниобия 42,6-49,3, окалина железная 11,5-15,0, порошок алюминия 19,2-20,9, известь обожженная 11,2-12,3, стальной лом 3,5-6,0, флюс глиноземсодержащий молотый 3,0-6,0. Плавку феррониобия ведут с нижним запалом шихты. Причем вначале загружают в горн на подину стальной лом 3,5-6,0 мас. % от общей навески шихты, затем насыпают запальную часть шихты, содержащую окалину железную 2,9-3,3 мас. % от общей навески шихты (20,0-28,4 мас. % от общей навески окалины), порошок алюминия 0,9-1,0 мас. % и известь обожженную 0,9-1,0 мас. % от общей навески шихты (7,4-8,3 мас. % от общей навески извести). Смесь (окалина железная, порошок алюминия, известь обожженная, стальной лом) в соотношении 1:0,3:0,3:(1-2) зажигают обычно применяемой в ферросплавном производстве запальной смесью, после чего включают электропечь и зажигают дуги. Затем загружают из печного бункера в плавильный горн по мере проплавления ниобийсодержащую часть шихты, содержащую всю навеску пентаоксида ниобия и 10,5-10,9 мас. % извести обожженной (91,6-92,6 мас. % от общей навески извести). На этой стадии формируют легкоплавкий оксидный расплав, закрытый на колошнике небольшим слоем шихты. При этом токовую нагрузку поддерживают в пределах 5-7 кА без погружения графитовых электродов в расплав, чтобы исключить местный перегрев расплава и уменьшить улет оксидов ниобия. После проплавления ниобийсодержащей шихты отключают электропечь и в горне внепечным способом проплавляют восстановительную часть шихты, содержащую оставшуюся часть окалины железной, порошка алюминия и всю навеску охладителя - молотого флюса глиноземсодержащего при их соотношении 1:(1,6-2,3):(0,25-0,72), не допуская вспенивания расплава и сильного дымовыделения. По окончанию плавки расплав выдерживается в горне в течение 5-10 минут для окончания восстановительных реакций и осаждения капель металла. Затем расплав сливают в шлаковню для полной кристаллизации продуктов плавки. При этом сначала в шлаковню подливают шлак на высоту 200-250 мм и делают выдержку 3-5 минут для образования шлакового гарнисажа, после чего сливают оставшийся расплав. После кристаллизации и охлаждения, блок с продуктами плавки извлекают из шлаковни, металл отделяют от шлака, чистят и пакуют в готовую продукцию.The essence of the proposed method lies in the fact that, in contrast to the known aluminothermic method for producing low-silicon ferroniobium, including the preparation, loading and melting of a mixture containing niobium hydroxide, iron oxide, aluminum powder and lime, in an inclined smelter lined with periclase brick, in the claimed electric furnace the aluminothermic method of ferroniobium is obtained by aluminothermic reduction of niobium from the prepared oxide melt of niobium pentoxide with lime, and eza of iron oxide scale during sequential parts of penetration of the charge in the mixture with the aluminum powder and alumina-containing flux as a coolant for adjusting temperature process conditions, and the batch materials were taken at the following contents, wt. %: niobium pentoxide 42.6-49.3, iron oxide 11.5-15.0, aluminum powder 19.2-20.9, calcined lime 11.2-12.3, steel scrap 3.5-6, 0, ground alumina-containing flux 3.0-6.0. Melting ferroniobium lead with the lower ignition of the charge. Moreover, at first they load 3.5-6.0 wt. % of the total charge of the charge, then pour the ignition part of the charge containing iron oxide 2.9-3.3 wt. % of the total weight of the charge (20.0-28.4 wt.% of the total weight of the scale), aluminum powder 0.9-1.0 wt. % and calcined lime 0.9-1.0 wt. % of the total weight of the charge (7.4-8.3 wt.% of the total weight of lime). The mixture (iron oxide, aluminum powder, calcined lime, steel scrap) in the ratio 1: 0.3: 0.3: (1-2) is ignited with the ignition mixture commonly used in ferroalloy production, after which the electric furnace is turned on and the arcs are ignited. Then, the niobium-containing portion of the charge containing the entire sample of niobium pentoxide and 10.5-10.9 wt. % calcined lime (91.6-92.6 wt.% of the total weight of lime). At this stage, a fusible oxide melt is formed, which is closed on the top with a small layer of the charge. In this case, the current load is maintained within 5-7 kA without immersion of the graphite electrodes in the melt in order to eliminate local overheating of the melt and to reduce the escape of niobium oxides. After the niobium-containing mixture is melted, the electric furnace is turned off, and in the furnace outside the furnace, the reduction part of the mixture containing the remainder of the iron oxide, aluminum powder and the entire sample of the cooler - ground flux of alumina-containing is melted at a ratio of 1: (1.6-2.3) :( 0, 25-0.72), avoiding foaming of the melt and strong smoke. At the end of the smelting, the melt is aged in the furnace for 5-10 minutes to complete the reduction reactions and precipitate metal drops. Then the melt is poured into the slag for the complete crystallization of the melting products. In this case, first slag is poured into the slag to a height of 200-250 mm and the exposure is 3-5 minutes to form a slag skull, after which the remaining melt is drained. After crystallization and cooling, the block with the melting products is removed from the slag, the metal is separated from the slag, cleaned and packaged in the finished product.
Заявленный способ позволяет решать поставленную задачу, а отклонения от указанных пределов и режимов приводят к нарушению теплового режима плавки, ухудшению качества и технико-экономических показателей процесса получения конечной продукции.The claimed method allows to solve the problem, and deviations from the specified limits and modes lead to a violation of the thermal mode of smelting, deterioration in the quality and technical and economic indicators of the process of obtaining the final product.
При токовой нагрузке ниже 5 кА возникают трудности с поддержанием стабильного горения электрических дуг и в результате снижается извлечение ниобия в металл. При токовой нагрузке более 7 кА могут быть местные перегревы шихты и расплава, что приведет к испарению оксидов ниобия, увеличивается скорость проплавления шихты и количество пылеуноса шихтовых материалов.At a current load below 5 kA, difficulties arise in maintaining stable combustion of electric arcs and, as a result, the extraction of niobium into the metal is reduced. At a current load of more than 7 kA, there may be local overheating of the charge and melt, which will lead to the evaporation of niobium oxides, the rate of charge penetration and the amount of dust removal of charge materials will increase.
При выдержке расплава в горне перед разливкой менее 5 минут не полностью проходят восстановительные процессы в шлаке и ухудшается рафинирующее влияние шлака на химической состав металла. Происходит неполное осаждение капель металла от колошника через слой шлака в слиток металла. Температура расплава, сливаемого в шлаковню, остается высокой, что может увеличивать аварийность при выплавке. При выдержке расплава в горне более 10 минут понижается температура сливаемого расплава, что приводит к неполному осаждению капель металла из шлака после разливки в шлаковню, ухудшается разделение фаз на границе шлак-металл, снижается извлечение ниобия в металл.When the melt is kept in the furnace before casting for less than 5 minutes, the recovery processes in the slag do not completely pass and the refining effect of the slag on the chemical composition of the metal worsens. Incomplete deposition of metal droplets from the top through the slag layer into the metal ingot occurs. The temperature of the melt drained into the slag remains high, which can increase the accident rate during smelting. When the melt is kept in the furnace for more than 10 minutes, the temperature of the melt being drained decreases, which leads to incomplete deposition of metal droplets from the slag after casting into slag, phase separation at the slag-metal interface worsens, and the extraction of niobium into metal decreases.
При подливе шлака в шлаковню на высоту менее 200 мм высота защитного гарнисажа может оказаться меньше высоты блока металла и возрастает аварийность при плавке. При подливе шлака в шлаковню на высоту более 250 мм масса подлитого шлака имеет большее теплосодержание, в результате толщина защитного гарнисажа может оказаться меньше необходимой и повышается вероятность прогара гарнисажа и шлаковни после слива металла.When slag is poured into the slag to a height of less than 200 mm, the height of the protective skull can be less than the height of the metal block and the accident rate during smelting increases. When slag is poured into the slag to a height of more than 250 mm, the mass of the poured slag has a higher heat content, as a result, the thickness of the protective skull can be less than necessary and the likelihood of burn-out of the skull and slag after the metal is drained increases.
При выдержке для образования шлакового гарнисажа менее 3 минут снижается толщина защитного гарнисажа и возрастает аварийность при выплавке. При выдержке для образования шлакового гарнисажа выше 5 минут на поверхности шлака образуется твердая корка, которую не сразу пробивает струя окончательно сливаемого расплава, в результате часть металла остается в шлаке и не попадает в образующийся слиток, а также может разбрызгиваться из шлаковни в камеру электропечи.When holding for the formation of a slag skull less than 3 minutes, the thickness of the protective skull decreases and the accident rate during smelting increases. When holding for the formation of a slag skull over 5 minutes, a hard crust forms on the surface of the slag, which does not immediately penetrate the jet of the finally melt being drained, as a result, part of the metal remains in the slag and does not enter the formed ingot, and can also be sprayed from the slag into the furnace.
Совокупность заявленных существенных признаков предопределяет решение поставленной задачи по достижению технического результата - создания простого надежного способа получения высококачественного феррониобия электропечным алюминотермическим способом с низким расходом алюминия и железной окалины на единицу выплавляемого феррониобия, в снижении общей массы шихты и шлакового расплава, что требует меньшего количества экзотермического тепла ведение технологического процесса, снижает экологическую опасность от техногенных образований и затраты на его утилизацию.The combination of the claimed essential features predetermines the solution of the task to achieve the technical result - the creation of a simple reliable method for producing high-quality ferroniobium by the electric furnace aluminothermic method with low consumption of aluminum and iron oxide per unit of smelted ferroniobium, in reducing the total mass of the charge and slag melt, which requires less exothermic heat process management, reduces the environmental hazard from anthropogenic image niy and the costs of its disposal.
Выплавку производят в электропечи в наклоняющемся плавильном горне, футерованном периклазовым кирпичом. При подготовке шихты в смесительный барабан загружают компоненты шихты и тщательно перемешивают между собой. Запальная, ниобийсодержащая и восстановительная части шихты, набираются и загружаются в печные бункера плавильного агрегата. В начале в горн на подину загружают навеску стального лома, а затем запальную часть шихты, и зажигают ее запальной смесью, после наплавления расплава зажигают электрические дуги и затем загружают из печного бункера в плавильный горн по мере проплавления ниобийсодержащую шихту, стараясь держать колошник закрытым слоем шихты. При этом токовую нагрузку поддерживают в пределах 5-7 кА, чтобы не допускать местных перегревов расплава и уменьшить улет оксидов ниобия. После проплавления ниобийсодержащей шихты и отключения электрических дуг, в горне проплавляют восстановительную часть шихты, не допуская вспенивания расплава и сильного дымовыделения. По окончанию плавки расплав выдерживается в горне в течение 5-10 минут для окончания восстановительных реакций и осаждения капель металла, а затем сливается в шлаковню для полной кристаллизации продуктов плавки. При этом сначала в шлаковню подливается шлак на высоту 200-250 мм и делается выдержка 3-5 минут для образования шлакового гарнисажа, после чего сливается оставшийся расплав. После кристаллизации и охлаждения продуктов плавки металл отделяют от шлака и пакуют в готовую продукцию.Smelting is carried out in an electric furnace in a leaning smelter lined with periclase brick. When preparing the mixture in the mixing drum load the components of the mixture and mix thoroughly with each other. The ignition, niobium-containing and reducing parts of the charge are recruited and loaded into the furnace bunkers of the melting unit. First, a scrap of steel scrap is loaded into the hearth and then the ignition part of the charge and ignited with the ignition mixture, after the melt is melted, electric arcs are ignited and then the niobium-containing mixture is melted from the furnace bunker as it is melted, trying to keep the top open with a closed charge layer . At the same time, the current load is maintained within 5-7 kA in order to prevent local overheating of the melt and to reduce the escape of niobium oxides. After the niobium-containing mixture is melted and the electric arcs are turned off, the reduction part of the mixture is melted in the furnace, preventing foaming of the melt and strong smoke emission. At the end of the smelting, the melt is aged in the furnace for 5-10 minutes to complete the reduction reactions and precipitate metal droplets, and then merges into slag for the complete crystallization of the smelting products. In this case, first, slag is poured into the slag to a height of 200-250 mm and an exposure is made of 3-5 minutes to form a slag skull, after which the remaining melt is drained. After crystallization and cooling of the melting products, the metal is separated from the slag and packaged in the finished product.
Для реализации заявленного способа применяют следующие компоненты: пентаоксид ниобия по ТУ 1763-019-00545484-2000, порошок алюминия по СТО 03-74-11, производимый из алюминия первичного по ГОСТ 11069-2001, известь обожженная по СТО 03-75-11, окалина железная по ГОСТ 2787-75 или окалина железная обожженная по СТО-03-125-15, флюс глиноземсодержащий по ТУ 38.32.22-068-00186482-2017, лом стальной по ГОСТ 2787-75.To implement the inventive method, the following components are used: niobium pentoxide according to TU 1763-019-00545484-2000, aluminum powder according to STO 03-74-11, produced from primary aluminum according to GOST 11069-2001, calcined lime according to STO 03-75-11, iron oxide according to GOST 2787-75 or iron oxide calcined according to STO-03-125-15, alumina-containing flux according to TU 38.32.22-068-00186482-2017, steel scrap according to GOST 2787-75.
Сущность изобретения, достижение технического результата подтверждаются примерами конкретного выполнения.The invention, the achievement of a technical result is confirmed by examples of specific performance.
Пример 1 (прототип по шихте). Масса подготовленной на плавку шихты составила 2785 кг. Загружали и проплавляли в три стадии (запальную, восстановительную и рафинировочную) шихту следующего состава, мас. %:Example 1 (prototype charge). The mass of the mixture prepared for melting was 2785 kg. Loaded and smelted in three stages (ignition, recovery and refining) charge of the following composition, wt. %:
Первоначально на подину наклоняющегося горна подали 1,3 мас. % стального лома (5,6 мас. % от общего количества железной окалины в шихте), после чего загружали и проплавляли смесь 16,0 мас. % железной окалины (71,8 мас. % от общего ее количества), 4,1 мас. % алюминия и 5,4 мас. % извести, при соотношении железная окалина, стальной лом, алюминий и известь 1:0,08:0,26:0,34 соответственно. На второй стадии загружали и проплавляли смесь 43,1 мас. % технического пентаоксида ниобия с 16,3 мас. % алюминия (72,2 мас. % от общего количества алюминия в шихте). На третьей стадии загружали и проплавляли 6,3 мас. % железной окалины,2,1 мас. % алюминия и 5,4 мас. % извести в смеси, при их соотношении 1:0,34:0,86 соответственно. В результате выплавки получили феррониобий марки ФН660 по ГОСТ 16773-85.Initially, 1.3 wt. % steel scrap (5.6 wt.% of the total amount of iron oxide in the charge), after which a mixture of 16.0 wt. % iron oxide (71.8 wt.% of its total amount), 4.1 wt. % aluminum and 5.4 wt. % lime, with a ratio of iron oxide, steel scrap, aluminum and lime 1: 0.08: 0.26: 0.34, respectively. In the second stage, a mixture of 43.1 wt. % technical niobium pentoxide with 16.3 wt. % aluminum (72.2 wt.% of the total amount of aluminum in the charge). In the third stage, 6.3 wt. % iron oxide, 2.1 wt. % aluminum and 5.4 wt. % lime in the mixture, with a ratio of 1: 0.34: 0.86, respectively. As a result of smelting, we obtained ferroniobium of the ФН660 grade according to GOST 16773-85.
Пример 2 (прототип по способу). Проведена в электродуговой печи кампания из 7 плавок по получению феррониобия. Масса подготовленной на плавку шихты составила 6470 кг. Загружали и проплавляли в четыре стадии (запальную, ниобийсодержащую, восстановительную и рафинировочную) шихту следующего состава, мас. %:Example 2 (prototype of the method). A campaign of 7 heats to produce ferroniobium was carried out in an electric arc furnace. The mass of the mixture prepared for melting was 6470 kg. Loaded and smelted in four stages (ignition, niobium-containing, reducing and refining) charge of the following composition, wt. %:
Первоначально на подину наклоняющегося горна подавали и проплавляли смесь 3,1 мас. % извести, 1,9 мас. % алюминия, 2,7 мас. % шлака феррониобия молотого и 3,9 мас. % селитры натриевой при соотношении известь, алюминий, шлак феррониобия молотый и селитра натриевая 1:0,625:1,25:0,875 соответственно. На полученном расплаве при включенной электропечи зажигали электрические дуги.Initially, a mixture of 3.1 wt.% Was fed to the bottom of the leaning hearth. % lime, 1.9 wt. % aluminum, 2.7 wt. % ground ferroniobium slag and 3.9 wt. % sodium nitrate with a ratio of lime, aluminum, ground ferroniobium slag and sodium nitrate 1: 0.625: 1.25: 0.875, respectively. On the obtained melt, when the electric furnace was switched on, electric arcs were ignited.
На второй стадии при включенных электрических дугах загружали и проплавляли всю гидроокись ниобия (46,4% от массы шихты на плавку), после чего электропечь включали.In the second stage, with the electric arcs turned on, all niobium hydroxide was loaded and melted (46.4% of the mass of the charge for melting), after which the electric furnace was turned on.
На третьей стадии загружали и проплавляли внепечным процессом 10,5 мас. % железной окалины (94,4 мас. % от общего ее количества), 13,9 мас. % алюминия, 6,0 мас. % извести, и 5,1 мас. % шлака феррониобия молотого в смеси при их соотношении 1:1,32:0,57:0,49 соответственно.In the third stage, 10.5 wt. % iron oxide (94.4 wt.% of its total amount), 13.9 wt. % aluminum, 6.0 wt. % lime, and 5.1 wt. % ground ferroniobium slag in the mixture at a ratio of 1: 1.32: 0.57: 0.49, respectively.
На четвертой стадии загружали и проплавляли внепечным процессом 2,3 мас. % отсевов железорудных окатышей, 1,1 мас. % алюминия, 2,5 мас. % шлака феррониобия молотого и 0,6 мас. % железной окалины (5,6 мас. % от общего ее количества) и в смеси при соотношении 1:0,47:1,07:0,27 соответственно.In the fourth stage, 2.3 wt. % screenings of iron ore pellets, 1.1 wt. % aluminum, 2.5 wt. % ground ferroniobium slag and 0.6 wt. % iron oxide (5.6 wt.% of its total amount) and in the mixture at a ratio of 1: 0.47: 1.07: 0.27, respectively.
В результате выплавки получили феррониобий марки ФН655(ф) по ГОСТ 16773-85.As a result of smelting, ferroniobium of the FN655 (f) grade was obtained in accordance with GOST 16773-85.
Пример 3(заявляемый способ). Шихта состоит из, мас. %:Example 3 (the inventive method). The mixture consists of, by weight. %:
Первоначально на подину наклоняющегося горна подают 6,0 мас. % стального лома (52,6 мас. % от общего количества железной окалины в шихте), после чего загружают и проплавляют смесь 3,0 мас. % железной окалины (26,3 мас. % от общего ее количества), 0,9 мас. % алюминия и 0,9 мас. % извести при соотношении железная окалина, стальной лом, алюминий и известь 1:2:0,3:0,3 соответственно. На полученном расплаве при включенной электропечи зажигают электрические дуги.Initially, 6.0 wt. % steel scrap (52.6 wt.% of the total amount of iron oxide in the charge), after which a mixture of 3.0 wt. % iron oxide (26.3 wt.% of its total amount), 0.9 wt. % aluminum and 0.9 wt. % lime with a ratio of iron oxide, steel scrap, aluminum and lime 1: 2: 0.3: 0.3, respectively. On the obtained melt, when the electric furnace is switched on, electric arcs are ignited.
На второй стадии при включенных электрических дугах загружают и проплавляют смесь 45,2 мас. % пентаоксида ниобия с 10,6 мас. % извести (92,1 мас. % от общего количества извести в шихте), после чего электропечь выключают. Расход электроэнергии составил 0,514 кВт⋅час на 1 кг ниобийсодержащей шихты.In the second stage, with the electric arcs turned on, a mixture of 45.2 wt. % niobium pentoxide with 10.6 wt. % lime (92.1 wt.% of the total amount of lime in the mixture), after which the electric furnace is turned off. Electricity consumption amounted to 0.514 kWh per 1 kg of niobium-containing mixture.
На третьей внепечной стадии загружают и проплавляют 8,4 мас. % железной окалины (73,7 мас. % от общего ее количества), 18,9 мас. % порошка алюминия и 6,0 мас. %) флюса глиноземсодержащего в смеси при их соотношении 1:2,23:0,71 соответственно.In the third extra-furnace stage, 8.4 wt. % iron oxide (73.7 wt.% of its total amount), 18.9 wt. % aluminum powder and 6.0 wt. %) alumina-containing flux in the mixture at a ratio of 1: 2.23: 0.71, respectively.
В результате выплавки получают качественный феррониобий марки ФН660 по ГОСТ 16773-85.As a result of smelting, high-quality ferroniobium of the FN660 brand is obtained in accordance with GOST 16773-85.
Пример 4 (заявляемый способ). Шихта состоит из, мас. %Example 4 (the inventive method). The mixture consists of, by weight. %
Первоначально на подину наклоняющегося горна подают 4,8 мас. % стального лома (32,0 мас. %) от общего количества железной окалины в шихте), после чего загружают и проплавляют смесь 3,0 мас. % железной окалины (20,0 мас. % от общего ее количества), 0,9 мас. % порошка алюминия и 0,9 мас. % извести при соотношении железная окалина, стальной лом, порошок алюминия и известь 1:1,6:0,3:0,3 соответственно. На полученном расплаве при включенной электропечи зажигают электрические дуги.Initially, 4.8 wt. % steel scrap (32.0 wt.%) of the total amount of iron oxide in the charge), after which they load and melt a mixture of 3.0 wt. % iron oxide (20.0 wt.% of its total amount), 0.9 wt. % aluminum powder and 0.9 wt. % lime with a ratio of iron oxide, steel scrap, aluminum powder and lime 1: 1.6: 0.3: 0.3, respectively. On the obtained melt, when the electric furnace is switched on, electric arcs are ignited.
На второй стадии при включенных электрических дугах загружают и проплавляют смесь 45,0 мас. % технического пентаоксида ниобия с 10,5 мас. % извести (92,1 мас. % от общего количества извести в шихте), после чего электропечь выключают. Расход электроэнергии составил 0,514 кВт⋅час на 1 кг ниобийсодержащей шихты.In the second stage, with the electric arcs turned on, a mixture of 45.0 wt. % technical niobium pentoxide with 10.5 wt. % lime (92.1 wt.% of the total amount of lime in the mixture), after which the electric furnace is turned off. Electricity consumption amounted to 0.514 kWh per 1 kg of niobium-containing mixture.
На третьей внепечной стадии загружают и проплавляют 12,0 мас. % железной окалины, 19,9 мас. % порошка алюминия и 3,0 мас. % флюса глиноземсодержащего в смеси при их соотношении 1:1,66:0,25 соответственно.In the third out-of-furnace stage, 12.0 wt. % iron oxide, 19.9 wt. % aluminum powder and 3.0 wt. % alumina-containing flux in the mixture at a ratio of 1: 1.66: 0.25, respectively.
В результате выплавки получают качественный феррониобий марки ФН660 по ГОСТ 16773-85.As a result of smelting, high-quality ferroniobium of the FN660 brand is obtained in accordance with GOST 16773-85.
Сравнительные результаты выплавки по известным способам (прототипам) и заявляемому техническому решению приведены в таблице 1.Comparative results of smelting by known methods (prototypes) and the claimed technical solution are shown in table 1.
Как видно из приведенной таблицы, предлагаемый способ, в отличие известного, позволяет получать феррониобий повышенного качества с большим содержанием ведущего элемента - ниобия, в частности высшей марки ФН660, с использованием в качестве флюсующих добавок извести обожженной и флюса глиноземсодержащего.As can be seen from the table, the proposed method, in contrast to the known one, allows to obtain high quality ferroniobium with a high content of the leading element - niobium, in particular of the highest grade ФН660, using calcined lime and alumina-containing flux as fluxing additives.
Технологическое отличие предлагаемого способа от известного заключается в том, что расплавление всей навески пентаоксида ниобия и извести в количестве 91,6-92,6% от общей ее навески на плавку в электропечи на второй стадии вводит дополнительное тепло в процессе плавки, позволяя экономить дорогостоящий порошок алюминия, и обеспечивает проведение на третьей стадии плавки внепечного алюминотермического восстановления ниобия и железа в сплав с оптимальной удельной теплотой процесса (19-20 ккал/гр.-ат), высокой скоростью проплавления шихты и минимальными тепловыми потерями, что является решающим для поддержания оптимальной температуры процесса плавки и условий восстановления ниобия.The technological difference of the proposed method from the known one lies in the fact that the melting of the entire sample of niobium pentoxide and lime in an amount of 91.6-92.6% of its total sample for melting in an electric furnace in the second stage introduces additional heat during the smelting process, saving expensive powder aluminum, and ensures the implementation of the third stage of melting out of furnace aluminothermic reduction of niobium and iron into an alloy with an optimal specific heat of the process (19-20 kcal / gr.-at), a high rate of penetration of the charge and min mal heat loss, which is crucial to maintain optimum temperature of the smelting process and reducing conditions niobium.
Анализ проведенных плавок подтвердил преимущества предлагаемого состава шихты и способа получения низкокремнистого феррониобия по сравнению с известными (по удельным показателям): снижение расхода порошка алюминия на 13,6-18,1%, расхода железной окалины на 36,9-51,7%, и повышение коэффициента извлечения на 0,42-1,09%.The analysis of the conducted melts confirmed the advantages of the proposed composition of the charge and the method of producing low-silicon ferroniobium in comparison with the known (by specific indicators): reduction of the consumption of aluminum powder by 13.6-18.1%, consumption of iron oxide by 36.9-51.7%, and increasing the recovery ratio by 0.42-1.09%.
Оптимизация термодинамических условий протекания восстановительного процесса обеспечивает массовый выход феррониобия высшей марки ФН660.Optimization of the thermodynamic conditions of the recovery process provides a mass yield of ferroniobium of the highest grade FN660.
ПО окончательной рецептуре при реализации заявленного способа выход высшей марки феррониобия по ГОСТ 16773-2003 составляет 100% от общего выпуска, в феррониобий марки ФН660 100% металла имеет содержание ниобия 63,3-64,9 мас. %. Причем весь металл имеет содержание кремния не более 0,10 мас. %, содержание углерода не более 0,06 мас. %, содержание серы 0,022 мас. %, содержание алюминия не более 3,0 мас. %, содержание фосфора не более 0,02 мас. %.According to the final recipe, when implementing the inventive method, the yield of the highest grade of ferroniobium according to GOST 16773-2003 is 100% of the total output; in ferroniobium of the ФН660 grade, 100% of the metal has a niobium content of 63.3-64.9 wt. % Moreover, the entire metal has a silicon content of not more than 0.10 wt. %, carbon content of not more than 0.06 wt. %, sulfur content of 0.022 wt. %, aluminum content of not more than 3.0 wt. %, phosphorus content of not more than 0.02 wt. %
Использованные источники:Used sources:
1. Рысс М.А. Производство ферросплава. М. Металлургия, 1975 С. 294-300.1. Ryss M.A. Ferroalloy production. M. Metallurgy, 1975 S. 294-300.
2. Лякишев Н.П., Плинер Ю.Л., Игнатенко Г.Ф., Лаппо С.И. Алюминотермия. М. Металлургия, 1978, С. 288-307.2. Lyakishev N.P., Pliner Yu.L., Ignatenko G.F., Lappo S.I. Aluminothermy. M. Metallurgy, 1978, S. 288-307.
3. RU, 2180362 С1, 2000 г.3. RU, 2180362 C1, 2000.
4. RU, 2440435 С2, 2009 г.4. RU, 2440435 C2, 2009.
5. RU, 2173350 С1, 2000 г.5. RU, 2173350 C1, 2000.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019109345A RU2718497C1 (en) | 2019-03-29 | 2019-03-29 | Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019109345A RU2718497C1 (en) | 2019-03-29 | 2019-03-29 | Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2718497C1 true RU2718497C1 (en) | 2020-04-08 |
Family
ID=70156429
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2019109345A RU2718497C1 (en) | 2019-03-29 | 2019-03-29 | Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2718497C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114990419A (en) * | 2022-06-22 | 2022-09-02 | 吉林省诚鼎精密铸造有限公司 | Method for smelting cast iron from scrap steel |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FR1584163A (en) * | 1968-08-22 | 1969-12-12 | ||
| CN1172170A (en) * | 1996-07-25 | 1998-02-04 | 冶金工业部长沙矿冶研究院 | Method for smelting ferrocolumbium by two-step electric furnace reduction |
| RU2180362C1 (en) * | 2000-09-11 | 2002-03-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" | Charge for ferroniobium extrafurnace smelting and method of ferroniobium extrafurnace smelting |
| RU2440435C2 (en) * | 2009-07-27 | 2012-01-20 | Герман Павлович Югов | Aluminothermic ferroniobium obtaining method |
-
2019
- 2019-03-29 RU RU2019109345A patent/RU2718497C1/en active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FR1584163A (en) * | 1968-08-22 | 1969-12-12 | ||
| CN1172170A (en) * | 1996-07-25 | 1998-02-04 | 冶金工业部长沙矿冶研究院 | Method for smelting ferrocolumbium by two-step electric furnace reduction |
| RU2180362C1 (en) * | 2000-09-11 | 2002-03-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" | Charge for ferroniobium extrafurnace smelting and method of ferroniobium extrafurnace smelting |
| RU2440435C2 (en) * | 2009-07-27 | 2012-01-20 | Герман Павлович Югов | Aluminothermic ferroniobium obtaining method |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114990419A (en) * | 2022-06-22 | 2022-09-02 | 吉林省诚鼎精密铸造有限公司 | Method for smelting cast iron from scrap steel |
| CN114990419B (en) * | 2022-06-22 | 2023-10-27 | 吉林省诚鼎精密铸造有限公司 | Method for smelting cast iron by using scrap steel |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110408803B (en) | Purification smelting method for nickel-based high-temperature alloy master alloy | |
| KR102616983B1 (en) | Processes for producing low nitrogen, essentially nitride-free chromium and chromium plus niobium-containing nickel-based alloys and the resulting chromium and nickel-based alloys | |
| CN109536751B (en) | Method for producing magnesium-lithium alloy and by-product magnesium aluminate spinel by aluminothermic reduction | |
| CN102719682B (en) | Smelting method of GH901 alloy | |
| CN104152710B (en) | The smelting process of esr refining slag and application thereof | |
| JP6230531B2 (en) | Method for producing metallic chromium | |
| RU2718497C1 (en) | Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof | |
| RU2335564C2 (en) | High titanium ferro alloy produced by two stages reduction out of ilmenite | |
| RU2398905C1 (en) | Procedure for production of heat resistant nickel alloys by metal wastes processing | |
| CN108950273B (en) | Intermediate alloy and preparation method and application thereof | |
| CN111455279A (en) | Iron-aluminum alloy and preparation method thereof | |
| CN112458326B (en) | Zr-Ce-containing wrought high-temperature alloy and preparation method thereof | |
| RU2338805C2 (en) | Method of alumino-thermal production of ferro-titanium | |
| RU2506338C1 (en) | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it | |
| CN102839292A (en) | Aluminum iron alloy with ultra-low carbon, ultra-low titanium and high silicon contents for deoxidizing aluminum silicon killed steel and manufacturing method of aluminum iron alloy | |
| RU2516208C2 (en) | Titanium-containing charge for aluminothermal production of ferrotitanium, method of aluminothermal production of ferrotitanium and method of aluminothermal production of titanium-containing slag as component of titanium-containing charge for aluminothermal production of ferrotitanium | |
| RU2719828C1 (en) | Charge and electric furnace method of producing ferroboron with its use | |
| RU2521930C1 (en) | Charge and method for electric-furnace aluminothermic production of ferroboron using it | |
| RU2608936C2 (en) | Mixture and method for aluminothermic production of ferrotitanium using same | |
| RU2291217C2 (en) | Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium | |
| RU2599464C2 (en) | Charge and method for aluminothermic production of chromium-based alloy using said charge | |
| RU2761839C1 (en) | Charge and electric furnace aluminothermic method for producing low-carbon ferrochrome with its use | |
| CN107058769B (en) | A kind of preparation method of ZL105A aluminium alloy | |
| CN111910092A (en) | Preparation method of aluminum-niobium-boron intermediate alloy and aluminum-niobium-boron intermediate alloy | |
| CN111378887A (en) | Silicon-aluminum alloy and preparation method thereof |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| HE4A | Change of address of a patent owner |
Effective date: 20201105 |