SU881143A1 - Method of producing vanadium alloys - Google Patents
Method of producing vanadium alloys Download PDFInfo
- Publication number
- SU881143A1 SU881143A1 SU782600734A SU2600734A SU881143A1 SU 881143 A1 SU881143 A1 SU 881143A1 SU 782600734 A SU782600734 A SU 782600734A SU 2600734 A SU2600734 A SU 2600734A SU 881143 A1 SU881143 A1 SU 881143A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- vanadium
- iron
- oxides
- slag
- air
- Prior art date
Links
Description
1one
Изобретение относитс к черной металлургии и может быть использова-. но в феррованадиевом производстве.The invention relates to ferrous metallurgy and can be used. but in ferrovanadium production.
Известен способ производства феррованади непосредственно из шлака, полученного при переработке.ванадийсодержащего чугуна. Согласно этому способу шлак, содержащий 6-20%V в виде окисла и 20-45% FeO, и известь проплавл ет в электропечи с нагревом расплава до 1550-1750°С. В шихту ввод т ферросилиций в таком количест ве, чтобы полностью восстановить окислы железа. Затдем из печи выпускают металл, а шпак оставл ют в печи (отдел ют металл от шлака). Оставшийс обогащенный окислами ванади шлак сливают в ковш куда непрерывно и .равномерно- загружают .измельченный (фракци б,2-5 мм)ферросилиций , чтобы восстановить -окислы ваИсщи . Восстановитель.(ферросилиций), берут в избытке, чтобы не только восстановить окислы ванади , но и получить в сплаве 3-10% кремни . Известь берут в таком количестве, чтобы отношение СаО/510л после окончательного восстановлени было в пределах 1,0-2,0 1.A known method for the production of ferrovanadium directly from slag obtained during the processing of vanadium-containing iron. According to this method, slag containing 6–20% V as an oxide and 20–45% FeO, and lime is smelted in an electric furnace with heating of the melt to 1550–1750 ° C. Ferrosilicon is introduced into the charge in such a quantity as to completely reduce iron oxides. Let the metal be released from the furnace, and the shpak is left in the furnace (the metal is separated from the slag). The remaining vanadium-enriched slag is poured into a ladle, where the crushed (fraction b, 2-5 mm) ferrosilicon is continuously and evenly loaded to recover the oxidic acids. A reducing agent (ferrosilicon) is taken in excess in order not only to reduce vanadium oxides, but also to obtain 3-10% silicon in the alloy. Lime is taken in such an amount that the CaO / 510L ratio after the final reduction is in the range of 1.0-2.0 1.
Недостатки данного способа заключаютс в том, что процесс ведут в электропечи. Шихта загружаетс на подину слоем и поэтому плавление ее от дуги занимает продолжительное врем (iOOO кг шлака, 700 кг извести и 90 кг ферросилици плав т 1,5 ч). Взаимодействие шлака и восстановител осуществл емс только за счет The disadvantages of this method are that the process is conducted in an electric furnace. The charge is loaded onto the hearth and therefore melting it from the arc takes a long time (iOOO kg of slag, 700 kg of lime and 90 kg of ferrosilicon melt for 1.5 hours). The interaction of slag and reductant was carried out only by
10 перемешивани вызываемого естественной конвекцией, что ограничивает возможности интенсификации процесса. Кроме того, при полном восстановлении железа в него на первой стадии 5 переходит большое количество ванади , что приводит к его практической потере. Повышение потери ванади дополнительно обусловлены также большим расходом извести на втором 10 mixing caused by natural convection, which limits the possibility of intensifying the process. In addition, with the complete reduction of iron, a large amount of vanadium passes into it in the first stage 5, which leads to its practical loss. The increased loss of vanadium is also due to the high consumption of lime in the second
20 этапе процесса в св зи с повышенным выходом шлака. При расходе извести, рассчитанном на получении после окончательного восстановлени шлака с отношением CaO/SiOj э пределах 1,025 2,0, на одну тонну исходного шлака получают 1,4 г восстановленного шлака . Повышенное количество конечного шлака обуславливает повышенные потери ванади в корольках металла, Stage 20 in connection with increased slag yield. At a lime consumption calculated on receipt after the final slag reduction with a CaO / SiOj ratio of 1.025 2.0, 1.4 g of reduced slag are obtained per ton of raw slag. The increased amount of final slag causes increased vanadium losses in metal beads,
30 запутавшихс в шлаке. По указанным30 entangled in the slag. According to the specified
причинам извлечение ванади из шихты не превышает 80%. Кроме того, окончательное восстановление осуществл ют в ковше и взаимодействие восстановител и шлака протекает только за счет энергии перемешивани струи сливаемого в ковш шлака.reasons vanadium extraction from the mixture does not exceed 80%. In addition, the final reduction is carried out in the ladle and the interaction of the reducing agent and slag takes place only due to the energy of mixing of the jet of slag that is drained into the ladle.
Цель изобретени - уменьшение перхода ванади в восстанавливаемое железо и потерь ванади с конечными ( лаками.The purpose of the invention is to reduce the vanadium perhode into the reduced iron and the loss of vanadium with final (varnishes.
Цель достигаетс тем, что восстановители дл селективного восстановлени железа ввод т из расчета снижени содержани окислов железа в расплаве до 4,5-7,5%, а известь в обогащенный окислами ванади расплав ввод т в количестве, обеспечивающем отношение окиси кальци к кремнезему в конечном шлаке 0,1-0,9.The goal is achieved in that the reducing agents for the selective reduction of iron are introduced at the rate of reducing the content of iron oxides in the melt to 4.5-7.5%, and the lime in the vanadium-rich vanadium is introduced in an amount that provides the ratio of calcium oxide to silica in the final slag 0.1-0.9.
Проплавление материалов и осуществление процесса наиболее целесообразно проводить в конвертере, поскольку из-за интенсивного перемешивани фаз за счет кинетической энергии факела плавление осуществл етс с большой скоростью (2-3 ), примерно на пор док большей, чем в электропечи. При температуре расплава выше 1350с в конвертер ввод т металлотермически.е восстановители, например ферросилиций. Расход восстановителей должен обеспечивать снижен-ие содержани окислов железа в расплаве до 4,5-7,5%. Указанные содержани окислов железа обеспечивают незначительный (3,0%) переход ванади в восстановленный металл на первой стадии при остаточном содержании окислов железа более 4,5%. Наличие окислов железа более 7,5% приводит к снижению содержани ванади в готовом сплаве. Важным моментом технологии, обеспечивающим высокие технико-экономические показатели , вл етс шлаковый режим, определ емый расходом извести. Он определ ет стойкость футеровки, а также потери ванади с конечным шлаком (в виде корольков, запутавшихс в шлаке). Эти потери растут пропорционально количеству образующегос шлака. В то же врем полностью исключить известь невозможно, так как в этом случае шлаки получаютс в зкими и потери ванади в корольках увличиваютс .С учетом имеющихс результатов исследований расход извести дожен обеспечить получение конечного шлака с отнесением CaO/SiOj в пределах О,1-0,9.Оптимальным вл етс отншение CaO/SiOQ в пределах 0,4-0,6, при котором обеспечиваютс и лучшие показатели стойкости огнеупорной футеровки , а также низка в зкость шлака. Выход конечного Еилака при это составл ет 1,1-1,2 т на тонну исходного ванадиевого шлака. По сравнению с известным выход конечного шлака.The melting of materials and the implementation of the process are most expediently carried out in the converter, because, due to the intensive mixing of the phases due to the kinetic energy of the torch, melting takes place at high speed (2-3), approximately by an order of magnitude greater than in an electric furnace. When the temperature of the melt is above 1350s, metallothermic is introduced into the converter. E. Reducing agents, for example, ferrosilicon. The consumption of reducing agents must ensure that the content of iron oxides in the melt is reduced to 4.5–7.5%. The indicated contents of iron oxides provide an insignificant (3.0%) vanadium transition to the reduced metal in the first stage with a residual content of iron oxides of more than 4.5%. The presence of iron oxides of more than 7.5% leads to a decrease in the vanadium content in the finished alloy. An important aspect of the technology, which provides high technical and economic indicators, is the slag mode, determined by the consumption of lime. It determines the durability of the lining, as well as the loss of vanadium with the final slag (in the form of wimples entangled in the slag). These losses increase in proportion to the amount of slag produced. At the same time, it is impossible to completely exclude lime, since in this case slags are viscous and vanadium losses in the beads increase in intensity. Considering the available research results, lime consumption should ensure that the final slag with the CaO / SiOj index is within O, 1-0, 9. It is optimal to have a CaO / SiOQ ratio in the range of 0.4-0.6, at which both the best durability of the refractory lining is provided, as well as the low viscosity of the slag. The yield of final Eilak at this time is 1.1-1.2 tons per ton of initial vanadium slag. Compared with the known yield of the final slag.
а соответственно, и потери ванади ь корольках снижаютс примерно в 1,2 раза.accordingly, vanadium crowns losses are reduced by about 1.2 times.
В процессе селективного восстановлени железа в результате малой длительности восстановлени выдел етс большое количество тепла, поэтому целесообразно использовать охладители . В качестве охладител можно использовать чушковый чугун. Использование чугуна нар ду с охлаждающим эффектом позвол ет повысить содержание углерода в восстановленном сплав что благопри тно из-за снижени его температуры плавлени .In the process of selective reduction of iron, as a result of the short duration of reduction, a large amount of heat is released, therefore it is advisable to use coolers. As a cooler you can use pig iron. The use of cast iron, along with a cooling effect, allows an increase in the carbon content of the reduced alloy, which is favorable due to a decrease in its melting point.
П р и м ер 1.В конвертер (емкостью 8,4 м) с донными фурмами типа труба в трубе загружают б т ванадиевого шлака, содержащего 17,17% и 27,4% окислов железа и 1,5 т извести. Посредством кислородно-топливной продувки 25 мин (кислород 25 , природный газ 10 мумии) шихту расплавл ют и нагревают до 1350с. После этого в конвертер загружают 300 кг холодного чугуна и приступают к селективному восстановлению железа, дл чего при продувке расплава воздушно-газовым дутьем (воздух 12,0 , природный газ 3,0 ) ввод т в конвертер 750 кг 75%-ного ферросилици . По истечении б мин перемешивани воздушно-газовым дутьем конвертер вал т и сливают из него 1,8 т сплава (0,27% С, 1,34% У, 0,03% Si, 0,037% S и 0,045% Р) . Оставшийс в конвертере шлаковый расплав к этому моменту содержит, %: окислы железа 4,72; ,40, SiO 35,2, СаО 22,4 и другие окислы. Дл полного восстановлени окислов ванади и железа этого расплава в конвертер ввод т известь, 500 кг 75%-ного ферросилици и 400 кг алюмини при перемешивании воздушно-газовым дутьем (воздух 13,5 MVMHH, природный газ 3,2 ) 8 мин. По окончании процесса получают. 2,29 т сплава, содержащего , %: У 22,18, SiO 11,9, С 19, MrvlO,; S 0,010, Р 0,040, остальное железо. Конечный шлак содержит,% У,.,О5 0,51, SiO 39,0, СаО 23,04, А1пОЭ) 15,8, МдО 8,36 и другие окислы Отношение CaO/SiO получено равным 0,6.EXAMPLE 1.V converter (with a capacity of 8.4 m) with bottom tuyeres of the pipe type in the pipe is loaded with bt vanadium slag containing 17.17% and 27.4% iron oxides and 1.5 tons of lime. Through an oxygen-fuel purge of 25 minutes (oxygen 25, natural gas 10 mummies), the mixture is melted and heated to 1350 s. After that, 300 kg of cold iron is loaded into the converter and the selective reduction of iron is started, for which, by blowing the melt with air-gas blast (air 12.0, natural gas 3.0), 750 kg of 75% ferrosilicon are introduced into the converter. After the b min has been mixed by air-gas blasting, the converter shaft t and merge 1.8 tons of alloy from it (0.27% C, 1.34% U, 0.03% Si, 0.037% S and 0.045% P). The slag melt remaining in the converter by this moment contains,%: iron oxides 4.72; , 40, SiO 35.2, CaO 22.4 and other oxides. To completely reduce the vanadium oxides and iron of this melt, lime, 500 kg of 75% ferrosilicon and 400 kg of aluminum are introduced into the converter with air-gas blasting (air 13.5 MVMHH, natural gas 3.2) with stirring for 8 minutes. At the end of the process receive. 2.29 tons of alloy containing,%: Y 22.18, SiO 11.9, C 19, MrvlO ,; S 0.010, P 0.040, the rest is iron. The final slag contains,% U,., O5 0.51, SiO 39.0, CaO 23.04, A1POE) 15.8, MDO 8.36 and other oxides. The ratio CaO / SiO is equal to 0.6.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU782600734A SU881143A1 (en) | 1978-04-03 | 1978-04-03 | Method of producing vanadium alloys |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU782600734A SU881143A1 (en) | 1978-04-03 | 1978-04-03 | Method of producing vanadium alloys |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU881143A1 true SU881143A1 (en) | 1981-11-15 |
Family
ID=20758024
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU782600734A SU881143A1 (en) | 1978-04-03 | 1978-04-03 | Method of producing vanadium alloys |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU881143A1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5882375A (en) * | 1995-05-02 | 1999-03-16 | "Holderbank" Financiere Glarus Ag | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as for examples, ferrochromium or ferrovanadium |
-
1978
- 1978-04-03 SU SU782600734A patent/SU881143A1/en active
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5882375A (en) * | 1995-05-02 | 1999-03-16 | "Holderbank" Financiere Glarus Ag | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as for examples, ferrochromium or ferrovanadium |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5882375A (en) | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as for examples, ferrochromium or ferrovanadium | |
US3198624A (en) | Process for the manufacture of stainless steel | |
US4363657A (en) | Process for obtaining manganese- and silicon-based alloys by silico-thermal means in a ladle | |
US3030201A (en) | Method of producing ferro-nickel from nickel-containing silicate ores | |
JPH0959709A (en) | Method for dephosphorizing molten iron | |
US4165234A (en) | Process for producing ferrovanadium alloys | |
SU881143A1 (en) | Method of producing vanadium alloys | |
US3897244A (en) | Method for refining iron-base metal | |
US2800631A (en) | Method of carrying out melting processes | |
US3711278A (en) | Method of manufacturing chromium alloyed steel | |
JPH01147011A (en) | Steelmaking method | |
CN108588340A (en) | A kind of method that low-temperature refining prepares low aluminium calcium impurities Antaciron | |
US3251679A (en) | Method of refining an iron melt | |
RU2020180C1 (en) | Method of smelting of ferrovanadium in arc electric furnace | |
US2855289A (en) | Fluidizing slags of open hearth and electric furnace steel making processes using eutectic mixture | |
SU1381187A1 (en) | Method of concentrating vanadium slurry | |
RU2177049C1 (en) | Method of preparing ferro-silico-titanium foundry alloy | |
CN1055133C (en) | Comprehensive utilization method of multiple-metal intergrowing dolomite | |
JPH0377246B2 (en) | ||
SU1735384A1 (en) | Method of steel making | |
SU652234A1 (en) | Method of obtaining vanadiun alloys | |
US2646351A (en) | Process of manufacturing basic steel | |
JPS61106744A (en) | Melting and manufacturing method of stainless steel | |
SU1684350A1 (en) | Method of enriching vanadium slag | |
CN113430317A (en) | Method for preparing pig iron, vanadium slag and titanium slag by using submerged arc furnace and smelting furnace |