SU1708907A1 - Aluminothermic method of producing ferrovanadium - Google Patents

Aluminothermic method of producing ferrovanadium Download PDF

Info

Publication number
SU1708907A1
SU1708907A1 SU894657125A SU4657125A SU1708907A1 SU 1708907 A1 SU1708907 A1 SU 1708907A1 SU 894657125 A SU894657125 A SU 894657125A SU 4657125 A SU4657125 A SU 4657125A SU 1708907 A1 SU1708907 A1 SU 1708907A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
vanadium
aluminum
charge
content
increase
Prior art date
Application number
SU894657125A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Тимофей Федорович Жуковский
Николай Петрович Слотвинский-Сидак
Александр Николаевич Серегин
Ирек Насырович Губайдуллин
Александр Меджитович Касимов
Вячеслав Николаевич Зеленов
Анатолий Кузьмич Шашин
Рудольф Александрович Беляев
Original Assignee
Научно-Производственное Объединение По Защите Атмосферы, Водоемов, Использованию Вторичных Энергоресурсов И Охлаждению Металлургических Агрегатов На Предприятиях Черной Металлургии "Энергосталь"
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 Научно-Производственное Объединение По Защите Атмосферы, Водоемов, Использованию Вторичных Энергоресурсов И Охлаждению Металлургических Агрегатов На Предприятиях Черной Металлургии "Энергосталь" filed Critical Научно-Производственное Объединение По Защите Атмосферы, Водоемов, Использованию Вторичных Энергоресурсов И Охлаждению Металлургических Агрегатов На Предприятиях Черной Металлургии "Энергосталь"
Priority to SU894657125A priority Critical patent/SU1708907A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1708907A1 publication Critical patent/SU1708907A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относитс  к черной металлургии, а именно к алюминотерм — ческому способу выплавки ферросплавов.конкретно к производству феррованади . Целью изобретени   вл етс  повышение степени извлечени  ванади  и'-, увеличение его содержани  в сплаве. Шихту дел т на две части и сначала загружают и проплавл ют 65-75% шихты с расходом алюмини  95-102,5% от сте- хиометрически необходимого дл  восстановлени  ванади  и железа. Затем на расплав загружают остальную часть шихты и дополнительную смесь, содержащую оксиды хрома, кремни  и марганца при следующем соотношении их к оксиду ванади  V^Og'.Cr^O^iSiO^i'Mn = = 1:The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to the aluminotherm method of smelting ferroalloys. Specifically, to the production of ferrovanadium. The aim of the invention is to increase the recovery rate of vanadium i'-, increasing its content in the alloy. The mixture is divided into two parts and 65-75% of the charge is first charged and smelted with an aluminum consumption of 95-102.5% of the stoichiometrically necessary for the reduction of vanadium and iron. Then the rest of the mixture and an additional mixture containing chromium, silicon and manganese oxides are loaded onto the melt at the following ratio to vanadium oxide V ^ Og'.Cr ^ O ^ iSiO ^ i'Mn = 1:

Description

Изобретение относитс  к черной металлургии , в частности к алюминотермическим способам выплавки ферросплавов , и может быть использовано при производстве феррованади .The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to aluminothermic methods of smelting ferroalloys, and can be used in the manufacture of ferrovanadium.

Цель изобретени  - повышение степени извлечени  ванади  и увеличение его содержани  в сплаве.The purpose of the invention is to increase the recovery rate of vanadium and increase its content in the alloy.

Подготовленную шихту дел т на две части, сначала загружают 65-75% ших-iThe prepared mixture is divided into two parts; first, 65-75% of them are loaded.

Claims (1)

ты с расходом алюмини  в ней 95102 ,5% от стехиометрически необходимого дл  восстановлени  ванади  и железа . После ее проплавлени  загружают вторую часть шихты и дополнительно смесь, содержащую оксиды хрома, кремт НИН и марганца, при следующем их соотношении к общему количеству оксида ванади  в шихте V Og:Сг2Оз:SiO iMnO 1:(0,01-0,1):(0,01-0,1):(0,01-0,05) и 260-370% алюмини  от стехиометрически необходимого дл  восстановлени ванади  второй части шихты. Добавка в шихту во втором периоде , SlO и МпО в вьпаеуказанном со отношении позвол ет повысить эффективность использовани  алюмини . Образующиес  после восстановлени  алюминием небольшие количества хрома, кремни  и марганца способствуют увеличению степени извлечени  ванади  из ыихты в металл и, следовательно, повьгаению качества феррованади . Это положительное вли ние оксидной добавки про вл етс  наиболее пол но при проведении плавки в два перио да. Экспериментально установлено (таб лица) , что при расходе шихты в перво периоде менее 65% (опыт 2) снижаетс  степень извлечени  ванади  из шихты в металл,, уменьшаетс  содержание ва нади  в металле и ухудшаетс  качеств феррованади . При увеличении расхода 1ЯИХТЫ в первом периоде более 75% (опыт 6), повышаетс  содержание алюмини  в феррованадии и снижаетс  содержание ванади  в металле, а следовательно ухудшаетс  качество металла При введении в шихту в I периоде А, менее 95% (опыт 7) снижаетс  содержание в нем А1, общее количество примесей превышает его количество в прототипе и как следствие ухудшаетс  качество феррованади . При расходе алюмини  в I перирде более 102,5% (опыт 11) от стехиометрически необходимого дп  восстановле ни  ванади  степень извлечени  ванади  и его содержание в металле наход тс  на уровне значений прототипа, а содержание алюмини  незначительно повьш1аетс . Как следует из данных таблицы (опыт 16), при подаче во втором периоде алюмини  менее 260% от стехиометрически необходимого дл  восстановлени  ванади  снижаетс  содержание ванади  в металле, повышаетс  со держание в нем примесей и ухудшаетс  . качество феррованади . Увеличение расхода алюмини  во втором периоде более 370% от стехиометрически необходимого дл  восстановлени  ванади  (опыт 12) приводит к повьпиению содержани  алюмини  в ме талле, повьш1ению расхода восстановител , удорожанию процесса выплавки феррованади . При этом содержание ва нади  в металле практически находитс  ,на зФовпе его значени  в прототипе. Целесообразность применени  во втором периоде оксидов хрома, кремни  и марганца обусловлена повьшгенивев качества феррованади  и степени извлечени  с обеспечением возможности экономии дорогосто щего реагента алюмини . Оксиды хрома, кремни  и марганца после их восстановлени  алюминием до металлической фазы способствуют увеличению степени извлечени  ванади , так как обладают способное- , тью восстанавливать ванадий и железо.; При введении во втором периоде оксидов хрома, кремни  и марганца менее указанного в соотношении повышаетс  расход алюмини  и увеличиваетс  его содержание в феррованадии. Подача их в состав шихты более максимальных величин приводит к снижению степени.извлечени  ванади  и увеличению расхода алюмини . Выплавку феррованади  по предлагаемому алюминотермическому способу осуществл ли в услови х металлургического завода по следующей технологической схеме. Рассчитанные количества компонентов шихты в виде сухих порошков после предварительного дроблени  и размола смешивали в смесителе , -затем шихту загружали в бункерпитатель . Из бункера-питател  часть шихты подавали в стальной тигель, футерованный магнезитовым кирпичом. На загруженную первую часть шихты подавали запальную смесь и поджигали. После проплавлени  первой части шихты на расплав загружали вторую часть с дополнительной оксидной добавко. По известному способу сначала проплавл ли всю шихту, а затем на расплав загружали терш1тный осадитель, состо щий из оксида железа и алюмини . Предлагаемый способ относительно известного позвол ет повысить извлечение ванади  с 95,3 до 95,8%, а содержание ванади  в сплаве с 45,5 до 46,1%, при этом остаточное содержание алюмини  в сплавеуменьшаетс  с 8,0 до 0,8, что существенно повьш1ает качество сплава. Формула изобретени  Алюминотермический способ выплавки феррованади , включающий дробление , размол, дозирование и смешивание компонентов шихты, содержащей ванадий и железосодержащие материалы, гранулированный алюминий и флюс, загрузку ее в тигель, проплавление с довосстановлением ванади  из шлака алюминием и выпуск расплава, отличающийс  тем, что, с целью повьшени  степени извлечени  ванади  и увеличени  его содержани  в сплаве, шихту загружают двум  част ми , сначала загружают 65-75% шихты с расходом алюмини  в ней 95-102,5%You have a consumption of 95102 aluminum in it, 5% of the stoichiometrically necessary for the reduction of vanadium and iron. After it is melted, the second part of the charge and, additionally, a mixture containing chromium oxides, creme NIN and manganese are charged, following their ratio to the total amount of vanadium oxide in the mixture V Og: Cr2O3: SiO iMnO 1: (0.01-0.1): (0.01-0.1) :( 0.01-0.05) and 260-370% of aluminum from the stoichiometrically necessary for the reduction of vanadium of the second part of the mixture. The addition to the charge in the second period, SlO and MpO in the above relation, allows to increase the efficiency of using aluminum. The small amounts of chromium, silicon and manganese formed after the reduction by aluminum contribute to an increase in the degree of extraction of vanadium from metal to metal and, therefore, to a decrease in the quality of ferrovanadium. This positive effect of the oxide additive is most pronounced when melting in two periods. It was established experimentally (table) that when the charge of the charge in the first period is less than 65% (experiment 2), the degree of vanadium extraction from the charge to the metal decreases, the content of vadi in the metal decreases and the quality of ferrovanadium deteriorates. With an increase in the consumption of NiCi in the first period by more than 75% (experiment 6), the aluminum content in ferrovanadium increases and the vanadium content in the metal decreases, and therefore the quality of the metal deteriorates. When introduced into the charge in period I, less than 95% (experiment 7) decreases in it, A1, the total amount of impurities exceeds its amount in the prototype and, as a result, the quality of ferrovanadium deteriorates. With the consumption of aluminum in I perird more than 102.5% (experiment 11), the degree of vanadium recovery and its content in the metal are at the level of the prototype from the stoichiometrically necessary dp of reduction of vanadium, and the content of aluminum slightly increases. As follows from the table (experiment 16), when aluminum is supplied in the second period, less than 260% of the stoichiometric vanadium required for the reduction of vanadium reduces the content of vanadium in the metal, increases the content of impurities in it and deteriorates. ferrovanadi quality. An increase in the consumption of aluminum in the second period by more than 370% of the stoichiometrically necessary for the recovery of vanadium (experiment 12) leads to an increase in the aluminum content in the metal, an increase in the consumption of the reducing agent, and an increase in the cost of the ferrovanadium smelting process. At the same time, the content of wa in the metal is practically located on the basis of its value in the prototype. The feasibility of using chromium, silicon and manganese oxides in the second period is due to the higher quality of ferrovanadium and the degree of extraction, while ensuring the possibility of saving expensive aluminum reagent. The oxides of chromium, silicon and manganese, after their reduction with aluminum to the metal phase, increase the degree of extraction of vanadium, since they have the ability to reduce vanadium and iron .; With the introduction of chromium, silicon and manganese oxides in the second period less than that indicated in the ratio, the consumption of aluminum increases and its content in ferrovanadium increases. Feeding them into the composition of the charge of more maximum values leads to a decrease in the degree of extraction of vanadium and an increase in the consumption of aluminum. The ferrovanadium smelting according to the proposed aluminothermic method was carried out under the conditions of a metallurgical plant according to the following flow chart. The calculated amounts of the components of the mixture in the form of dry powders after pre-crushing and grinding were mixed in a mixer, then the mixture was loaded into the bunker. Part of the charge was fed from the feed bin to a steel crucible lined with magnesite brick. On the loaded first part of the charge filed ignition mixture and set on fire. After the first part of the charge was melted, the second part with additional oxide additive was loaded onto the melt. By a known method, the entire charge was first smelted, and then a thermal precipitator consisting of iron oxide and aluminum was loaded onto the melt. The proposed method allows a relatively well-known increase in vanadium extraction from 95.3% to 95.8%, and the vanadium content in the alloy from 45.5% to 46.1%, while the residual aluminum content in the alloy decreases from 8.0 to 0.8, which significantly increases the quality of the alloy. Claims Aluminothermic method of ferrovanadium smelting, including crushing, grinding, dosing and mixing the components of the mixture containing vanadium and iron-containing materials, granulated aluminum and flux, loading it into the crucible, melting with the recovery of vanadium from the slag with aluminum and releasing the melt, in order to increase the degree of vanadium extraction and increase its content in the alloy, the charge is loaded in two parts; first, 65-75% of the charge is charged with the consumption of aluminum in it 95-102.5% от стехиометрически необходимого дл  восстановлени  ванади  и железа, после ее проплавлени  загружают вторую часть шихты и дополнительно ввод т смесь, содержащую оксиды хрома, кремни  и марганца при следующем их соотношении к общему количеству оксида ванади  в шихте V O :Cr O :SiO :linO 1:(0,01-0,1):(0,01-0,1):(0,01-0,05) ,и 260-370% алюмини  от стехиометрически необходимого дл  восстановлени  ванади  во второй части.from stoichiometrically necessary for the reduction of vanadium and iron, after its melting, the second part of the charge is charged and the mixture containing oxides of chromium, silicon and manganese is additionally added in the following ratio to the total amount of vanadium oxide in the mixture VO: Cr O: SiO: linO 1: (0.01-0.1) :( 0.01-0.1) :( 0.01-0.05), and 260-370% of aluminum from the stoichiometrically necessary for the reduction of vanadium in the second part.
SU894657125A 1989-03-01 1989-03-01 Aluminothermic method of producing ferrovanadium SU1708907A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894657125A SU1708907A1 (en) 1989-03-01 1989-03-01 Aluminothermic method of producing ferrovanadium

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894657125A SU1708907A1 (en) 1989-03-01 1989-03-01 Aluminothermic method of producing ferrovanadium

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1708907A1 true SU1708907A1 (en) 1992-01-30

Family

ID=21431741

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU894657125A SU1708907A1 (en) 1989-03-01 1989-03-01 Aluminothermic method of producing ferrovanadium

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1708907A1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102925730A (en) * 2012-10-24 2013-02-13 攀钢集团攀枝花钢钒有限公司 Production method of vanadium-aluminum (V-Al) alloy
RU2733772C1 (en) * 2017-06-13 2020-10-06 Нортистерн Юниверсити Method of making ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag refining

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Рысс М.А. Производство ферро-t сплавов. М.: Металлурги , 1985,с. 304-305.Дуррер Р., Фолькерт Г; Металлурги Ферросплавов. М.: Металлурги , 1976^ с. 437-438.<54) АЛЮМИНОТЕРМИЧЕСКИЙ. СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ФЕРРОВАНАДИЯ *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102925730A (en) * 2012-10-24 2013-02-13 攀钢集团攀枝花钢钒有限公司 Production method of vanadium-aluminum (V-Al) alloy
RU2733772C1 (en) * 2017-06-13 2020-10-06 Нортистерн Юниверсити Method of making ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag refining

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR20010023539A (en) Method of making iron and steel
JPH0215130A (en) Utilization of zinc-containing metallurgical dust and sludge
US4731112A (en) Method of producing ferro-alloys
JPH06172916A (en) Manufacturing of stainless steel
US4576637A (en) Process for preparing silicon-base complex ferrous alloys
SU1708907A1 (en) Aluminothermic method of producing ferrovanadium
US4155753A (en) Process for producing silicon-containing ferro alloys
SU1069632A3 (en) Method for making ferromanganese or ferrosilicon-manganese
US3083090A (en) Production of sinter
US4306905A (en) Production of ferrochromium alloys
RU2198235C2 (en) Method of production of ferromanganese and silicomanganese
RU1770435C (en) Method of alloys melting with vanadium
RU2107738C1 (en) Method of steel melting from metal scrap in electric-arc furnace
RU2033439C1 (en) Pellet for direct alloying of steel by manganese and method of its production
RU2352645C1 (en) Method of steel smelting in arc electric steel-making furnace
RU2067998C1 (en) Method of blast furnace washing
CN1257131A (en) Technology for producing rare earth barium silicide alloy by carbon thermal reduction method
JPS61231134A (en) Production of ferroalloy
RU2081197C1 (en) Method of production of crude antimony
US3556774A (en) Process for the reduction of molten iron ore
SU1560569A1 (en) Method of melting manganese-containing steel
SU1273400A1 (en) Method of smelting silicomanganese
JPS62167808A (en) Production of molten chromium iron
RU2104322C1 (en) Method for production of metal manganese and/or low-carbon ferromanganese
SU1073309A1 (en) Method of sintering concentrates of magnomagnetite and titanomagnetite ores