RU2207395C1 - Способ получения феррованадия - Google Patents
Способ получения феррованадия Download PDFInfo
- Publication number
- RU2207395C1 RU2207395C1 RU2002122342/02A RU2002122342A RU2207395C1 RU 2207395 C1 RU2207395 C1 RU 2207395C1 RU 2002122342/02 A RU2002122342/02 A RU 2002122342/02A RU 2002122342 A RU2002122342 A RU 2002122342A RU 2207395 C1 RU2207395 C1 RU 2207395C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- aluminum
- charge
- vanadium pentoxide
- vanadium
- mixture
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 27
- 229910000628 Ferrovanadium Inorganic materials 0.000 title claims description 7
- PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N iron vanadium Chemical compound [V].[Fe] PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title abstract description 8
- GNTDGMZSJNCJKK-UHFFFAOYSA-N divanadium pentaoxide Chemical compound O=[V](=O)O[V](=O)=O GNTDGMZSJNCJKK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 70
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 55
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 54
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 22
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 13
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 13
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 40
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 25
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 13
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 12
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 12
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 11
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 11
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 10
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 5
- 229910001935 vanadium oxide Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 claims description 3
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 abstract description 21
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 8
- 239000000956 alloy Substances 0.000 abstract description 8
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 8
- 230000009467 reduction Effects 0.000 abstract description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- OKLSWTTYHWTTRW-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].O.[Al+3].[V+5] Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].O.[Al+3].[V+5] OKLSWTTYHWTTRW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 2
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 abstract 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 12
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 9
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 9
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 8
- 230000008569 process Effects 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 7
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 6
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 239000002360 explosive Substances 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 0.000 description 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 description 2
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 2
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- 208000012868 Overgrowth Diseases 0.000 description 1
- XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010814 metallic waste Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 230000035939 shock Effects 0.000 description 1
- 238000013517 stratification Methods 0.000 description 1
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к области металлургии, в частности к производству ферросплавов. Способ заключается в том, что восстановительный период плавки ведут в два этапа, навеску шихты первого этапа задают на подину перед началом плавки в количестве 10-25% от веса шихтовой смеси. Оставшуюся часть шихтовой смеси присаживают из бункера порционно по мере образования расплава, при этом 20-60% от общего количества пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта, проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,59-0,90) в навеске шихты первого этапа. Остальное количество пентоксида ванадия проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,35-0,57) в навеске шихты второго этапа. Поддерживают соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1:(0,2-0,3). Способ позволяет повысить извлечение ванадия на 1,0-1,5%, сократить расход алюминия на 2-3%, огнеупоров на 10-15% и получать сплав с более стабильным содержанием по алюминию и углероду. 2 з.п.ф-лы, 2 табл.
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности к производству ферросплавов.
Известен алюмотермический способ выплавки феррованадия внепечной плавкой на блок, заключающийся в том, что шихту, состоящую из пентоксида ванадия, алюминиевого порошка, металлодобавок и извести загружают в тигель и проплавляют с нижним запалом. Скорость проплавления шихты составляет около 200 кг/(м2•мин) при содержании алюминия в шихте 100-102% от теоретически необходимого, а количество извести задается в пределах 30-40% от массы пентоксида ванадия. Задаваемые металлодобавки варьируются в широких пределах, в зависимости от требуемого содержания ванадия в сплаве [1].
Сплав содержит до 85% ванадия, 0,5-0,6% углерода и 2,0-2,5% алюминия. Шлак с содержанием до 4,5% V2O5 направляется в отвал.
Существенным недостатком способа является низкое извлечение ванадия (87-95%), обусловленное повышенными его потерями, как со шлаками, так и с пылевыносом из-за необходимости ведения процесса при высокой скорости и большой термичности с целью обеспечения необходимой температуры и подвижности формирующегося расплава.
К другим недостаткам следует отнести высокое содержание алюминия в сплаве и большие трудозатраты, связанные с перефутеровкой тигля после каждой плавки.
Известен двухстадийный электропечной способ получения феррованадия алюмотермическим методом, который наиболее близок по технической сущности к заявляемому объекту и взят в качестве прототипа [1].
Согласно этому способу пентоксид ванадия с избытком алюминия загружают в электропечь с магнезитовой футеровкой и проплавляют с нижним запалом при поднятых электродах, а после образования расплава включают печь и ведут дополнительный подогрев шлака для более полного осаждения металлических корольков, затем шлак с содержанием около 1,8% V2O5 скачивают и присаживают порцию оксидов ванадия или железа, которая рафинирует жидкий полупродукт от избытка алюминия, а образующийся шлак с высоким содержанием V2O5 используют в шихте на последующих плавках. Металл содержит около 80% ванадия и до 0,25% углерода. Расход электроэнергии составляет 3500 кВт•ч/т.
К недостаткам способа необходимо отнести неуправляемость процесса горения алюмотермической смеси, что является результатом бурного протекания реакций при подаче шихтовой смеси на формирующийся шлаковый расплав, сопровождающихся выбросами расплава, интенсивным пылегазовыделением и повышенным угаром алюминия. Введение же в шихтовую смесь с целью снижения ее термичности балластных добавок, таких как собственные отходы металла после дробления слитка, оборотные шлаки, известь и др., которые по своей природе являются веществами тугоплавкими и химически инертными, приводит к ухудшению кинетики процесса и нестабильному горению ввиду более позднего начала реакции восстановления при подаче очередной порции смеси и взрывного характера ее завершения. По этой причине не удается реализовать процесс горения в слое шихты с поддержанием за счет подачи шихты колошника.
В силу указанных причин извлечение ванадия при двухстадийном способе остается достаточно низким и составляет 95-97%. Причем уровень извлечения выше 95% может быть достигнут только в случае применения подготовленной фракционированной шихты с хорошей газопроницаемостью при крупности плавленого пентоксида ванадия (1-6) мм, алюминия (1-6) мм, извести (5-15) мм с предварительным удалением пылевидных фракций. При работе же на обычном плавленом пентоксиде ванадия, представленном в виде ломаных пластин размером до 100 мм при их толщине 2-5 мм, извлечение составляет 94,9-95,1%.
Расход алюминия из-за высокого его угара, обусловленного прогоранием шихтовой смеси на поверхности расплава при отсутствии колошника, составляет значительную величину и в целом на плавку на 7-10% превышает стехиометрически необходимое количество.
Особенностью двухстадийного процесса является наличие в печи остатков рафинировочного шлака в виде настылей и застывшего расплава в количестве от 0,5 до 1,5 т. Поступая на следующую плавку, в зависимости от состояния печи (горячая или холодная) эти шлаки в той или иной мере участвуют в процессе, выступая в роли поставщика дополнительного пентоксида ванадия, что в совокупности с нестабильным угаром алюминия вносит существенный дисбаланс в общее соотношение V2О5 и Аl на плавку и приводит к значительным колебаниям (от 0,1 до 3%), а зачастую и к броскам (до 6%) по содержанию алюминия в феррованадии. Такая нестабильность по алюминию в сплаве при использовании шихты одного и того же состава, приводящая к периодическому выходу брака, в значительной степени ограничивает применимость данного способа.
Задачей изобретения является:
- повышение извлечения ванадия;
- сокращение угара алюминия и расхода огнеупоров;
- улучшение качества сплава.
- повышение извлечения ванадия;
- сокращение угара алюминия и расхода огнеупоров;
- улучшение качества сплава.
Поставленная задача достигается тем, что в известном способе, включающем загрузку шихтовой смеси, содержащей пентоксид ванадия, флюс и охладители при избытке алюминия, восстановительный период плавки, скачивание шлака, рафинирование жидкого полупродукта оксидами ванадия или железа и выпуск расплава, восстановительный период ведут в два этапа, навеску шихты первого этапа задают на подину перед началом плавки в количестве 10-25% от веса шихтовой смеси, а оставшуюся часть шихтовой смеси присаживают из бункера порционно по мере образования расплава, при этом 20-60% от общего количества пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта, проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,59-0,90) в навеске шихты первого этапа, а остальное количество пентоксида ванадия проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,35-0,57) в навеске шихты второго этапа, и поддерживают соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1:(0,2-0,3).
Способ предусматривает возможность применения алюминия в виде чушек или лома в количестве 2-10% от общего расхода путем присадки его на подину перед подачей основной шихты.
Предусматривается также проведение восстановительного периода с промежуточным скачиванием шлака.
В отличие от известного способа в предлагаемом восстановительную стадию процесса выплавки феррованадия, предусматривающую получение жидкого полупродукта при избытке алюминия, проводят в два этапа: на первом этапе шихтовая смесь имеет более высокое содержание алюминия, а на втором этапе - более высокое содержание пентоксида ванадия, при этом часть шихты проплавляют на подине в один прием, а остальную часть присаживают порционно на расплав.
Введение избытка алюминия в шихтовую смесь на первом этапе приводит к снижению ее термичности при одновременном увеличении термохимической активности реагирующих компонентов, создавая тем самым условия для низкотемпературного, т.е. более раннего, начала восстановительной реакции, что, в свою очередь, обеспечивает умеренное и устойчивое горение задаваемых порций шихтовой смеси при поднятых электродах, не приводя к взрывному характеру, и позволяет вести процесс при поддержании слоя шихты (колошника) с пониженным угаром алюминия и минимальными потерями ванадия за счет пылегазовыделения. Проплавление же части шихты на подине в один прием позволяет не только реализовать эти преимущества с большей эффективностью, но и за счет сокращения тепловых потерь через поверхность расплава перенести тепловую нагрузку на подину и откосы печи и получить подвижный и высокоактивный первичный металл с высоким содержанием алюминия, способный дорабатывать рафинировочный шлак предыдущей плавки, предохраняя тем самым ванну печи от несимметричного зарастания.
Шихтовая смесь, применяемая на втором этапе, имея низкую термичность за счет избытка пентоксида ванадия, при подаче ее на расплав также прогорает в достаточно умеренном режиме без пироэффекта и при незначительном пылегазовыделении, при этом довольно значимая часть пентоксида ванадия восстанавливается алюминием первичного металла, т. е. на границе раздела металл - шлак, с более рациональным использованием выделяемого тепла.
Использование алюминия в виде чушек или лома, взамен гранулированного, усиливает эффект термического удара на подину печи, что весьма важно в случаях, когда заросшую печь необходимо привести в рабочее состояние или приостановить наметившееся зарастание, путем укладки чушек в области, подверженные настылеобразованию. Кроме того, замена гранулированного алюминия выгодна по экономическим соображениям.
После завершения первого этапа восстановительной стадии содержание V2O5 в шлаках составляет 0,2-0,4%, на втором же этапе этот шлак при подаче избытка пентоксида ванадия вначале обогащается оксидами ванадия, затем дорабатывается избыточным алюминием металла, поэтому первичный шлак, являющийся балластом, скачивают, что целесообразно как с точки зрения сокращения потерь ванадия со шлаком, т. к. первичный шлак, как правило, на 0,2-0,3% беднее второго, так и повышения эффективности проведения второго этапа, кроме того, удаление промежуточного шлака позволяет более рационально использовать плавильное пространство печи и увеличить массу слитка.
Приемы и параметры, отраженные в формуле изобретения, найдены опытным путем и отражают те условия, в которых реализуется цель изобретения.
Загрузка 10-25% от веса шихтовой смеси на подину перед началом плавки является оптимальной. Шихтовая смесь, задаваемая на подину в количестве менее 10%, не оказывает существенного влияния на снижение угара алюминия и сокращение потерь ванадия по сравнению с порционной подачей, кроме того, этого количества недостаточно для создания необходимой тепловой нагрузки и проработки остаточного рафшлака. Загрузка шихтовой смеси на подину в количестве более 25% приводит к интенсивному пылегазовыделению и выбросам расплава из-за потери газопроницаемости.
Соотношение пентоксида ванадия и алюминия в составе шихтовой смеси в пределах 1:(0,59÷0,90) придает смеси свойства, необходимые для стабильного и умеренного ее горения при минимальных потерях ванадия и угара алюминия. При содержании алюминия в смеси менее чем 0,59 от массы пентоксида шихтовая смесь горит бурно с большим газовыделением. При содержании алюминия более чем 0,9 от массы пентоксида термичность шихты падает ниже предельного уровня и горение прекращается.
Указанное соотношение пентоксида ванадия и алюминия оптимально для 20-60% пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта. Реализация такого соотношения при расходе пентоксида ванадия менее 20% не сказывается существенным образом на сокращении угара алюминия и повышении извлечения ванадия, а при расходе пентоксида более 60% доля алюминия в шихтовой смеси превышает допустимое количество.
Соотношение пентоксида ванадия и алюминия в шихтовой смеси 1:(0,35÷0,57) обеспечивает устойчивое и мягкое ее горение при поднятых электродах. При содержании алюминия менее чем 0,35 от массы пентоксида термичность смеси падает ниже допустимого уровня и горение прекращается. При содержании алюминия более чем 0,57 от массы пентоксида реакция протекает бурно и сопровождается пылевыносом и повышенным угаром алюминия.
Для получения подвижного и активного формирующего шлакового расплава в условиях ведения восстановительного процесса в два этапа наиболее рациональным является соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1: (0,2÷0,3). При содержании извести менее чем 0,2 от массы пентоксида расплав утрачивает подвижность и недостаточно активен, что препятствует полному завершению восстановления ванадия из оксидов, затрудняет осаждение корольков и требует длительной выдержки под током, в результате чего металл насыщается углеродом. Расход извести в количестве более чем 0,3 от массы пентоксида снижает термичность шихты, затрудняет начальные условия горения и не позволяет в полной мере реализовать выбранное соотношение пентоксида ванадия и алюминия, что, в свою очередь, приводит к недостаткам известного способа.
Присадку алюминия в виде чушек или лома на подину перед подачей основной шихты целесообразно производить в количестве 2-10% от общего его расхода.
При недостатке алюминия, задаваемого в виде чушек или лома (менее 2%), термическое воздействие не проявляется заметным образом, в результате чего не удается подавить настылеобразование и зарастание печи. Избыток чушкового алюминия (более 10%) приводит к значительному пироэффекту и размыванию футеровки.
Примеры конкретного осуществления.
Плавки проводили в дуговой электропечи ДС-6Н с магнезитовой футеровкой и плотным сводом. В качестве шихты использовали плавленый пентоксид ванадия в виде пластин до 100 мм, толщиной 2-5 м, гранулированный алюминий, фракции (1-6) мм, мелкодробленую известь (5-15) мм, отходы собственного производства FeV-80, фр. (-5) мм и металлоотсев с содержанием железа до 95%. Шихту готовили навесками и распределяли по бадьям в соответствии с технологической картой и смешивали в смесителе.
Плавка 1.
Шихтовую смесь восстановительной стадии, состоящую из двух навесок (см. таблицу 1), последовательно загружали на подину печи при общей подаче, составившей 25%, после чего с помощью электродов подожгли смесь, а по мере ее прогорания на формирующийся расплав при поднятых электродах из бункера вели порционную присадку шихты, поддерживая колошник и не допуская полного проплавления предыдущих порций.
После загрузки половины шихты провели короткую выдержку для полного проплавления смеси и завершения реакций (15 мин) и при включенной печи скачали первый сливной шлак, затем выключили печь и присаживали на расплав оставшуюся шихту, обеспечивая ее прогорание под колошником, а по завершению реакций снова сделали короткую выдержку (15 мин) и при включенной печи скачали второй сливной шлак, затем провели рафинирование металла смесью пентоксида ванадия и извести и выпустили плавку.
В целом плавка проходила спокойно, горение шихты было умеренным и не носило взрывного характера, что позволило вести процесс под колошником при незначительном пылегазовыделении. Электроды включались по мере необходимости: при скачивании шлака и рафинировании. Длительность плавки составила 1 час 20 мин при расходе электроэнергии 600 кВт•ч/т и массе слитка, с учетом введенных 260 кг отходов, 2153 кг. Основные технологические показатели приведены в таблице 2.
Плавка 2 и последующие проходили аналогично первой. Составы и параметры шихты, а также полученные результаты приведены в таблицах 1 и 2. На плавках 1-12 варьировались параметры в соответствии с формулой изобретения. Плавки с 13-й по 15-ю представляют запредельные параметры, а 16-я и 17-я - являются прототипом, причем для сравнения 12-я и 17-я плавки проведены на фракционированной шихте, т. е. с предварительным дроблением пентоксида ванадия до крупности (-6) мм и последующим удалением фракции (-1) мм.
Представленные результаты свидетельствуют о возможности значительного улучшения показателей по извлечению ванадия и расходу алюминия, поэтому с восьмой плавки общий расход алюминия был скорректирован в сторону его уменьшения (на 36 кг), что не отразилось на остальных показателях, более того, при введении в процесс чушкового алюминия (плавки 9-11), алюминий в металле и извлечение ванадия продолжали нарастать, что свидетельствует о положительном эффекте от его применения.
Таким образом, реализация предложенного способа позволяет достичь более высоких показателей за счет улучшения термохимических свойств шихты путем перераспределения ее ингредиентов и нормирования подачи, не прибегая к специальной подготовке пентоксида ванадия.
Технический эффект от использования изобретения заключается в повышении извлечения ванадия на 1,0-1,5%, снижении расхода алюминия на 2-3%, огнеупоров на 10-15% и более стабильном получении сплава с заданным содержанием алюминия и углерода.
Экономический эффект только за счет повышения извлечения ванадия на 1% при дополнительной реализации 8,4 кг ванадия по цене 8,2$ составит 8,4•8,2 = 68,9$ на каждую произведенную физическую тонну феррованадия.
Источники информации
1. Рысс М. А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с. 304-306.2
1. Рысс М. А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с. 304-306.2
Claims (3)
1. Способ получения феррованадия, включающий загрузку в печь шихтовой смеси, содержащей пентоксид ванадия, флюс и охладители при избытке алюминия, восстановительный период плавки, скачивание шлака, рафинирование жидкого полупродукта оксидами ванадия или железа и выпуск расплава, отличающийся тем, что восстановительный период ведут в два этапа, в качестве флюса используют известь, при этом 10-25% от веса штриховой смеси задают на подину перед началом плавки, а оставшуюся часть шихтовой смеси присаживают из бункера порционно по мере образования расплава, при этом 20-60% от общего количества пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта, проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,59-0,90) в навеске шихты первого этапа, а остальное количество пентоксида ванадия проплавляют при соотношении пентоксида ванадия и алюминия 1:(0,35-0,57) в навеске шихты второго этапа, и поддерживают соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1:(0,2-0,3).
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что 2-10% от общего расхода алюминия присаживают в виде чешуек или лома на подину перед подачей шихтовой смеси.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что восстановительный период проводят с промежуточным скачиванием шлака.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002122342/02A RU2207395C1 (ru) | 2002-08-15 | 2002-08-15 | Способ получения феррованадия |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002122342/02A RU2207395C1 (ru) | 2002-08-15 | 2002-08-15 | Способ получения феррованадия |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2207395C1 true RU2207395C1 (ru) | 2003-06-27 |
Family
ID=29212232
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002122342/02A RU2207395C1 (ru) | 2002-08-15 | 2002-08-15 | Способ получения феррованадия |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2207395C1 (ru) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2567085C1 (ru) * | 2014-07-15 | 2015-10-27 | Открытое акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Способ получения феррованадия |
| RU2677197C1 (ru) * | 2018-04-05 | 2019-01-15 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Способ получения феррованадия |
| RU2781698C1 (ru) * | 2022-04-13 | 2022-10-17 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Способ получения феррованадия и сплав феррованадия, полученный данным способом |
| CN117127029A (zh) * | 2023-09-22 | 2023-11-28 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种金属粗钒制备方法 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4165234A (en) * | 1978-03-14 | 1979-08-21 | Kostyanoi Boris M | Process for producing ferrovanadium alloys |
| RU2020180C1 (ru) * | 1991-12-26 | 1994-09-30 | Акционерное общество "Ванадий - Тулачермет" | Способ выплавки феррованадия в дуговой электропечи |
| RU2107743C1 (ru) * | 1996-12-31 | 1998-03-27 | Открытое акционерное общество "Ванадий-Тулачермет" | Алюминотермический способ выплавки феррованадия |
-
2002
- 2002-08-15 RU RU2002122342/02A patent/RU2207395C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4165234A (en) * | 1978-03-14 | 1979-08-21 | Kostyanoi Boris M | Process for producing ferrovanadium alloys |
| RU2020180C1 (ru) * | 1991-12-26 | 1994-09-30 | Акционерное общество "Ванадий - Тулачермет" | Способ выплавки феррованадия в дуговой электропечи |
| RU2107743C1 (ru) * | 1996-12-31 | 1998-03-27 | Открытое акционерное общество "Ванадий-Тулачермет" | Алюминотермический способ выплавки феррованадия |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| ЕЛЮТИН В.П. и др. Производство ферросплавов. Электрометаллургия. - М.: Металлургиздат, 1957, с.299-302. * |
| РЫСС М.А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с.304-306. * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2567085C1 (ru) * | 2014-07-15 | 2015-10-27 | Открытое акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Способ получения феррованадия |
| RU2677197C1 (ru) * | 2018-04-05 | 2019-01-15 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Способ получения феррованадия |
| RU2781698C1 (ru) * | 2022-04-13 | 2022-10-17 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Способ получения феррованадия и сплав феррованадия, полученный данным способом |
| CN117127029A (zh) * | 2023-09-22 | 2023-11-28 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种金属粗钒制备方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2238331C2 (ru) | Способ обработки шлаков или смесей шлаков | |
| EA029843B1 (ru) | Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь | |
| CN104164530A (zh) | 一种采用电炉吹气冶炼和净化生产铸铁的方法 | |
| RU2207395C1 (ru) | Способ получения феррованадия | |
| RU2506338C1 (ru) | Шихта и способ алюминотермического получения ферромолибдена с ее использованием | |
| RU2166556C1 (ru) | Способ выплавки феррованадия | |
| RU2107743C1 (ru) | Алюминотермический способ выплавки феррованадия | |
| CN108026598A (zh) | 在电弧炉中炼钢的方法 | |
| JPS59501670A (ja) | 酸素吹き転炉の製鋼方法 | |
| RU2338805C2 (ru) | Способ алюминотермического получения ферротитана | |
| RU2677197C1 (ru) | Способ получения феррованадия | |
| US3124450A (en) | Purification of metals | |
| RU2131479C1 (ru) | Способ выплавки ферротитана | |
| RU2206628C2 (ru) | Шихта для получения азотсодержащих лигатур на основе тугоплавких металлов | |
| RU2567085C1 (ru) | Способ получения феррованадия | |
| RU2206623C2 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
| RU2073735C1 (ru) | Способ получения сплавов металлов с фосфором | |
| RU2285726C1 (ru) | Способ выплавки стали в подовом сталеплавильном агрегате | |
| RU2112070C1 (ru) | Способ получения феррованадия | |
| RU2437941C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна | |
| SU990852A1 (ru) | Способ выплавки силикомарганца | |
| RU2144089C1 (ru) | Способ выплавки ванадийсодержащих сталей и сплавов | |
| JP3776156B2 (ja) | 低燐高マンガン鋼の製造方法 | |
| JP2003171713A (ja) | 加炭材およびそれを用いた製鋼方法 | |
| RU2009208C1 (ru) | Способ дефосфорации легированного металла в электропечи |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040816 |