RU2567085C1 - Method of ferrovanadium manufacturing - Google Patents
Method of ferrovanadium manufacturing Download PDFInfo
- Publication number
- RU2567085C1 RU2567085C1 RU2014129141/02A RU2014129141A RU2567085C1 RU 2567085 C1 RU2567085 C1 RU 2567085C1 RU 2014129141/02 A RU2014129141/02 A RU 2014129141/02A RU 2014129141 A RU2014129141 A RU 2014129141A RU 2567085 C1 RU2567085 C1 RU 2567085C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- mixture
- aluminum
- refining
- vanadium pentoxide
- charge
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 29
- 229910000628 Ferrovanadium Inorganic materials 0.000 title claims description 12
- PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N iron vanadium Chemical compound [V].[Fe] PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 12
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title description 5
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 59
- GNTDGMZSJNCJKK-UHFFFAOYSA-N divanadium pentaoxide Chemical compound O=[V](=O)O[V](=O)=O GNTDGMZSJNCJKK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 58
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 45
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 45
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N Magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 26
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims abstract description 26
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 17
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 17
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 16
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 claims abstract description 14
- 235000012245 magnesium oxide Nutrition 0.000 claims abstract description 14
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 14
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 14
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 12
- KGBXLFKZBHKPEV-UHFFFAOYSA-N boric acid Chemical compound OB(O)O KGBXLFKZBHKPEV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 239000004327 boric acid Substances 0.000 claims abstract description 11
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims abstract description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 25
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 20
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 13
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 11
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 abstract description 18
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 16
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 9
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 7
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 3
- 239000011265 semifinished product Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 17
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 17
- 230000008569 process Effects 0.000 description 10
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 9
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 9
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 8
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 8
- 239000010410 layer Substances 0.000 description 6
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910001935 vanadium oxide Inorganic materials 0.000 description 4
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 3
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 3
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 description 2
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 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
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 2
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 244000309464 bull Species 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 239000002360 explosive Substances 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 230000000977 initiatory effect Effects 0.000 description 1
- 239000012263 liquid product Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010814 metallic waste Substances 0.000 description 1
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 230000001681 protective effect Effects 0.000 description 1
- 239000011241 protective layer Substances 0.000 description 1
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 1
- 230000008439 repair process Effects 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности к производству ферросплавов.The invention relates to the field of metallurgy, in particular to the production of ferroalloys.
Известен алюминотермический способ выплавки феррованадия внепечной плавкой на блок, заключающийся в том, что шихту, состоящую из пентоксида ванадия, алюминия, металлодобавок и извести, загружают в тигель и проплавляют с нижним запалом. Скорость проплавления шихты составляет 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. Количество металлодобавок варьируется в широких пределах, в зависимости от требуемого содержания ванадия в сплаве /1/. Сплав содержит до 80% ванадия, 0,5-0,6% углерода и 2-2,5% алюминия. Шлак, содержащий до 4,5% V2O5, направляется в отвал.A known aluminothermic method for smelting ferrovanadium by out-of-furnace melting into a block is that a charge consisting of vanadium pentoxide, aluminum, metal additives and lime is loaded into a crucible and melted with a lower igniter. The charge penetration rate is 200 kg / m 2 min with an aluminum content in the charge of 100-102% of theoretically necessary, and the amount of lime is set in the range of 30-40% by weight of vanadium pentoxide. The number of metal additives varies widely, depending on the required vanadium content in the alloy / 1 /. The alloy contains up to 80% vanadium, 0.5-0.6% carbon and 2-2.5% aluminum. Slag containing up to 4.5% V 2 O 5 is sent to the dump.
Существенным недостатком способа является низкое извлечение ванадия (87-95%), обусловленное его потерями как со шлаком, так и с пылевыносом из-за необходимости ведения процесса при высокой скорости и большой термичности с целью обеспечения необходимой температуры и подвижности формирующегося расплава.A significant disadvantage of this method is the low extraction of vanadium (87-95%), due to its loss with both slag and dust removal due to the need to conduct the process at high speed and high thermality in order to ensure the necessary temperature and mobility of the forming melt.
К недостаткам также следует отнести высокое содержание алюминия в сплаве и большие трудозатраты, связанные с ремонтом и подготовкой тигля после каждой плавки.The disadvantages also include the high aluminum content in the alloy and the high labor costs associated with the repair and preparation of the crucible after each melting.
Известен двухстадийный способ получения феррованадия алюминотермическим методом, сущность которого заключается в том, что пентоксид ванадия и алюминий 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 порядка 1,8% V2O5 скачивают и присаживают порцию оксида ванадия или железа, которая рафинирует жидкий полупродукт от избытка алюминия, а образующийся шлак с высоким содержанием оксидов ванадия используют в шихте на последующих плавках. Металл содержит около 80% ванадия и до 0,25% углерода. Расход электроэнергии составляет 3500 кВт*ч/т /1/.A known two-stage method for producing ferrovanadium by the aluminothermic method, the essence of which is that vanadium pentoxide and aluminum are loaded into an electric furnace with a magnesite lining and melted with a lower ignition with the electrodes raised, and after the formation of the melt, the furnace is turned on and additional slag heating is performed for more complete metal deposition kings, then slag with a content of about 1.8% V 2 O 5 is downloaded and a portion of vanadium oxide or iron is charged, which refines the liquid intermediate from excess and aluminum, and the resulting slag with a high content of vanadium oxides is used in the mixture in subsequent melts. The metal contains about 80% vanadium and up to 0.25% carbon. Electric power consumption is 3500 kW * h / t / 1 /.
К недостаткам способа следует отнести неуправляемость процесса горения алюминотермической смеси, как результат бурного протекания реакций при подаче шихтовой смеси на формирующийся шлаковый расплав, сопровождающихся выбросами расплава, интенсивным пылегазовыделением и повышенным угаром алюминия.The disadvantages of the method include the uncontrollability of the combustion process of the aluminothermic mixture, as a result of rapid reactions when the mixture is fed to the forming slag melt, accompanied by emissions of the melt, intense dust and gas emission and increased aluminum fumes.
Введение же в шихтовую смесь для снижения ее термичности балластных добавок, таких как металлоотходы, образующиеся при дробления слитка, оборотные шлаки, и др. приводит к ухудшению кинетики процесса и нестабильному горению ввиду более позднего начала реакции восстановления при подаче очередной порции смеси и взрывного характера ее завершения, что не позволяет организовать слоевой режим горения шихты.The introduction of ballast additives into the charge mixture to reduce its thermal stability, such as metal wastes generated during crushing of the ingot, recycled slag, etc. leads to a deterioration in the kinetics of the process and unstable combustion due to the later onset of the reduction reaction when the next portion of the mixture is fed and its explosive nature completion, which does not allow to organize a layered combustion of the mixture.
В силу указанных причин извлечение ванадия и при двухстадийном способе остается достаточно низким и составляет 95-97%. При этом уровень извлечения выше 95% может быть достигнут только при использовании подготовленной, фракционированной шихты с хорошей газопроницаемостью с предварительным удалением пылевидных фракций.For these reasons, the extraction of vanadium and the two-stage method remains quite low and is 95-97%. Moreover, the recovery level above 95% can be achieved only by using a prepared, fractionated charge with good gas permeability with preliminary removal of dust fractions.
Расход алюминия из-за высокого угара, обусловленного прогоранием шихтовой смеси на поверхности расплава при отсутствии колошника, составляет значительную величину и в целом на 7-10% превышает стехиометрически необходимое количество.The consumption of aluminum due to high fumes caused by the burning of the charge mixture on the surface of the melt in the absence of a furnace top is significant and, in general, is 7–10% higher than the stoichiometrically required amount.
Кроме того, наличие в печи остатков рафинировочного шлака в виде настылей и застывшего расплава, принимающих участие в восстановительном процессе в качестве дополнительного источника пентоксида ванадия вносит существенный дисбаланс в общее соотношение V2O5 и Al на плавку и приводит к значительным колебаниям (от 0,1 до 3%) по содержанию алюминия в феррованадии.In addition, the presence in the furnace of the residues of refining slag in the form of sediments and solidified melt, participating in the recovery process as an additional source of vanadium pentoxide, introduces a significant imbalance in the total ratio of V 2 O 5 and Al for melting and leads to significant fluctuations (from 0, 1 to 3%) by the aluminum content in ferrovanadium.
Известен двухстадийный электропечной способ получения феррованадия алюминотермическим методом, который наиболее близок по технической сущности к заявляемому объекту и взят в качестве прототипа /2/.Known two-stage electric furnace method of producing ferrovanadium by the aluminothermic method, which is closest in technical essence to the claimed object and taken as a prototype / 2 /.
Согласно этому способу восстановительный период плавки ведут при избытке алюминия 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), а остальное количество пентоксида ванадия проплавляют при соотношении 1:(0,35-0,57) при поддержании соотношения пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси 1:(0,2-0,3). Разделение восстановительной стадии выплавки феррованадия на два этапа и снижение термичности шихтовой смеси за счет избытка одного из реагирующих компонентов способствует увеличению их активности и создает условия для низкотемпературного начала восстановительных реакций, что обеспечивает умеренное и устойчивое горение задаваемых навесок шихты.According to this method, the recovery period of melting is carried out with an excess of aluminum in two stages, the charge of the charge of the first stage is set on the hearth before melting in the amount of 10-25% of the weight of the charge mixture, and the remainder of the charge mixture is planted portionwise from the hopper as the melt forms, this 20-60% of the total amount of vanadium pentoxide needed to obtain a liquid intermediate is melted at a ratio of vanadium pentoxide and aluminum 1: (0.59-0.90), and the rest of the vanadium pentoxide is melted at a ratio of 1 : (0.35-0.57) while maintaining the ratio of vanadium pentoxide and lime in a mixture of 1: (0.2-0.3). The separation of the reduction stage of the ferrovanadium smelting into two stages and the decrease in the thermality of the charge mixture due to the excess of one of the reacting components contributes to an increase in their activity and creates conditions for the low-temperature initiation of reduction reactions, which ensures a moderate and stable combustion of the specified charge of the charge.
Существенным недостатком данного способа является отсуствие необходимого тепло- и массообмена жидкой ванны, что приводит к замедлению восстановительных реакций непосредственно после прогорания шихтовой смеси, в результате чего процесс не получает должного развития и часть ванадия остается в шлаках как в виде невосстановленных форм, оксидов, так и в виде трудно осаждаемых корольков. Выдержка же расплава при включенных дугах, для подогрева расплава на завершающей стадии процесса, в условиях неразвитого тепло- и массопереноса не обеспечивает необходимой глубины восстановления шлакового расплава и, кроме того, имеет отрицательные последствия, так как при этом повышается расход электроэнергии, увеличивается длительность плавки, интенсивно изнашивается футеровка.A significant drawback of this method is the absence of the necessary heat and mass transfer of the liquid bath, which leads to a slowdown of the reduction reactions immediately after the burnt mixture is burnt, as a result of which the process does not receive proper development and part of the vanadium remains in the slag in the form of unreduced forms, oxides, and in the form of difficultly precipitated kings. The exposure of the melt when the arcs are switched on, for heating the melt at the final stage of the process, under conditions of undeveloped heat and mass transfer does not provide the necessary depth of recovery of the slag melt and, in addition, has negative consequences, since this increases the energy consumption, increases the duration of the melting, lining wear out intensively.
Кроме того, горение шихтовой смеси сопровождается нестабильным угаром алюминия, в результате чего металл имеет значительные колебания по содержанию алюминия до и после рафинирования, что значительно повышает риски получения некондиционного металла, содержание алюминия в котором либо выше допустимого (более 1,5%), либо предельно мало (менее 0,1%), при котором материал становится труднодробимым.In addition, the combustion of the charge mixture is accompanied by unstable fumes of aluminum, as a result of which the metal has significant fluctuations in the aluminum content before and after refining, which significantly increases the risks of producing substandard metal, the aluminum content of which is either higher than the permissible (more than 1.5%), or extremely small (less than 0.1%), at which the material becomes intractable.
Задачей настоящего изобретения является:The objective of the present invention is:
- повышение извлечения ванадия;- increased extraction of vanadium;
- сокращение расхода алюминия и огнеупоров;- reduction in the consumption of aluminum and refractories;
- повышение производительности;- productivity increase;
- улучшение качества феррованадия.- improving the quality of ferrovanadium.
Поставленная задача достигается тем, что в известном способе, включающем загрузку в печь шихтовой смеси, содержащей пентоксид ванадия, известь, алюминий и охладители, поэтапное проведение восстановительного периода плавки при избытке алюминия, скачивание щлака, рафинирование жидкого полупродукта и выпуск расплава, перед загрузкой шихтовой смеси на подину печи задают смесь периклазового порошка и борной кислоты, взятых в соотношении 1:(0,01-0,05) и в количестве 0,06-0,30 от массы выплавляемого слитка, при этом восстановительный период плавки проводят при содержании алюминия в жидком полупродукте 5-15%, и поддерживают соотношение пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси вначале 1:(0,15-0,30) на восстановительном периоде плавки, затем 1:(0,31-0,40) на рафинировочном периоде и, кроме того, рафинировочная смесь дополнительно содержит алюминий в количестве 0,02-0,10 от массы пентоксида ванадия.This object is achieved in that in the known method, which includes loading a charge mixture containing vanadium pentoxide, lime, aluminum and coolers into the furnace, carrying out a gradual recovery period of the smelting with an excess of aluminum, downloading slag, refining the liquid intermediate and discharging the melt before loading the charge mixture a mixture of periclase powder and boric acid, taken in a ratio of 1: (0.01-0.05) and in the amount of 0.06-0.30 of the mass of the smelted ingot, is set on the hearth of the furnace, while the recovery period of smelting dressed with an aluminum content in the liquid intermediate of 5-15%, and the ratio of vanadium pentoxide and lime in the charge mixture is maintained at first 1: (0.15-0.30) in the recovery period of the smelting, then 1: (0.31-0.40 ) in the refining period and, in addition, the refining mixture additionally contains aluminum in an amount of 0.02-0.10 by weight of vanadium pentoxide.
В отличие от известного в предлагаемом способе в начале перед загрузкой шихтовой смеси на подину печи задают смесь периклазового порошка и борной кислоты, при этом на подине и откосах печи образуется реакционный слой с активной составляющей - оксидом магния, который, взаимодействуя с избыточным алюминием формирующегося металлического расплава, восстанавливается до металла, переходя при этом в газообразное состояние и, проходя через жидкую ванну, обеспечивает интенсивное ее перемешивание. Борная кислота создает необходимую прочность защитного периклазоваго слоя без снижения его активности, а избыточный алюминий в жидком полупродукте поддерживает реакционную способность металлической фазы и обеспечивает ведение восстановительного процесса в режиме кипящей ванны.In contrast to the known method in the proposed method, at the beginning, before loading the charge mixture onto the hearth of the furnace, a mixture of periclase powder and boric acid is set, while on the hearth and slopes of the furnace a reaction layer is formed with an active component - magnesium oxide, which, interacting with excess aluminum of the formed metal melt is reduced to metal, passing into a gaseous state and passing through a liquid bath provides intensive mixing. Boric acid creates the necessary strength of the protective periclase layer without reducing its activity, and the excess aluminum in the liquid intermediate supports the reactivity of the metal phase and ensures the recovery process in a boiling bath.
Способ предусматривает рафинирование жидкого полупродукта смесью, которая наряду с пентоксидом ванадия и известью дополнительно содержит алюминий. Введение алюминия в состав смеси в количествах, ниже порога термичности, обеспечивающей самостоятельной горение, создает условия для позднего вступления его в реакцию по мере проплавления пентоксида ванадия на металлическом расплаве.The method involves refining a liquid intermediate with a mixture which, in addition to vanadium pentoxide and lime, additionally contains aluminum. The introduction of aluminum into the composition of the mixture in amounts below the thermal threshold, which ensures self-combustion, creates conditions for its late entry into the reaction as the vanadium pentoxide is melted in the metal melt.
При этом в процессе рафинирования жидкого полупродукта при снижении концентрации алюминия в нем ниже 5% кипение ванны, искусственно созданное на восстановительной стадии, прекращается и в данный момент алюминий, заданный в составе рафинировочной смеси, взаимодействуя с оксидным расплавом, обеспечивает необходимый массообмен реагирующих фаз на стадии рафинирования.At the same time, in the process of refining a liquid intermediate with a decrease in the aluminum concentration below 5%, the boiling of the bath, artificially created at the reduction stage, ceases and at the moment the aluminum specified in the composition of the refining mixture, interacting with the oxide melt, provides the necessary mass transfer of the reacting phases at the stage refining.
Приемы и параметры, отраженные в формуле изобретения, найдены опытным путем и отражают те условия, в которых реализуется цель изобретения.The methods and parameters reflected in the claims are found empirically and reflect the conditions in which the objective of the invention is realized.
Подача на подину печи смеси периклазового порошка и борной кислоты в количестве 0,06-0,30 от массы выплавляемого слитка является оптимальной. При подаче смеси в количестве менее 0,06 от массы слитка материала, создающего активный реакционный слой, недостаточно для организации кипящей ванны, вследствие чего перемешивание ванны не происходит и восстановительный процесс замедляется. Подача смеси в количестве более чем 0,30 от массы слитка приводит к нерациональному расходованию периклазового порошка, так как кипение ванны при этом не усиливается, а избыточный порошок переходит в шлак, загущая и делая его малоподвижным.A mixture of periclase powder and boric acid in the amount of 0.06-0.30 by weight of the smelted ingot is fed to the hearth of the furnace. When the mixture is supplied in an amount of less than 0.06 by weight of the ingot of the material creating the active reaction layer, it is not enough to organize a boiling bath, as a result of which the bath is not stirred and the recovery process slows down. The supply of the mixture in an amount of more than 0.30 by weight of the ingot leads to the irrational consumption of periclase powder, since the boiling of the bath is not enhanced, and the excess powder passes into the slag, thickening and making it inactive.
Соотношение периклазового порошка и борной кислоты в задаваемой смеси, составляющее 1:(0,01-0,05), обеспечивает необходимую прочность реакционного слоя, создаваемого на подине и откосах печи. При количестве борной кислоты менее чем 0,01 от периклазового порошка реакционный слой не обладает необходимой прочностью, и в процессе горения шихтовой смеси переходит в шлак, в результате шлак становится магнезиальным, малоподвижным и восстановительный процесс замедляется. Избыток борной кислоты в составе задаваемой смеси более чем 0,05 от массы периклазового порошка, приводит к снижению активности реакционного слоя, в результате чего реакция взаимодействия оксида магния с алюминием не получает развития и кипение ванны прекращается.The ratio of periclase powder and boric acid in the given mixture, which is 1: (0.01-0.05), provides the necessary strength of the reaction layer created on the hearth and slopes of the furnace. When the amount of boric acid is less than 0.01 from the periclase powder, the reaction layer does not have the necessary strength, and during the combustion of the charge mixture passes into the slag, as a result, the slag becomes magnesian, inactive and the recovery process slows down. An excess of boric acid in the composition of the given mixture of more than 0.05 by weight of periclase powder leads to a decrease in the activity of the reaction layer, as a result of which the reaction of interaction of magnesium oxide with aluminum does not develop and boiling of the bath stops.
Содержание алюминия в промежуточном металле в пределах 5-15% оптимально с точки зрения его взаимодействия с защитным слоем для обеспечения кипа жидкой ванны. При содержании алюминия в металле менее 5% кипение ванны не происходит, в результате чего имеют место недостатки известного способа. При содержании алюминия в металле более 15% имеет место повышенный угар восстановителя в процессе горения шихтовой смеси, что приводит к повышенному его расходу, кроме того, возрастают потери ванадия в виде недоосажденных корольков из-за снижения плотности металла.The aluminum content in the intermediate metal in the range of 5-15% is optimal from the point of view of its interaction with the protective layer to provide a bale of liquid bath. When the aluminum content in the metal is less than 5%, boiling of the bath does not occur, as a result of which there are disadvantages of the known method. When the aluminum content in the metal is more than 15%, there is an increased burn of the reducing agent during the combustion of the charge mixture, which leads to an increase in its consumption, in addition, the losses of vanadium in the form of underdeveloped kings due to a decrease in the density of the metal increase.
Для получения подвижного и активного формирующегося шлакового расплава на различных стадиях выплавки феррованадия необходимо нормированное соотношения пентоксида ванадия и извести в шихтовой смеси. Так для восстановительного периода плавки оптимальным является соотношение V2O5:CaO=1:(0,15-0,30), для рафинировочного периода это соотношение составляет 1:(0,31-0,40). Повышенное содержание извести в шихтовой смеси на стадии рафинирования и связанная с этим более поздняя кристаллизация шлака позволяют сформировать более четкую межфазную границу, обеспечив тем самым хорошее отделение металла от шлака в охлажденном состоянии и, как результат, получить более чистый слиток и улучшить качество готовой продукции за счет снижения неметаллических составляющих, попадающих в виде шлаковых включений и антипригарных покрытий.To obtain a mobile and active forming slag melt at various stages of ferrovanadium smelting, a normalized ratio of vanadium pentoxide and lime in a charge mixture is necessary. So for the recovery period of smelting, the optimal ratio is V 2 O 5 : CaO = 1: (0.15-0.30), for the refining period this ratio is 1: (0.31-0.40). The increased content of lime in the mixture at the refining stage and the related later crystallization of slag allow a clearer interface to be formed, thereby ensuring a good separation of the metal from the slag in a cooled state and, as a result, to obtain a cleaner ingot and improve the quality of the finished product for due to the reduction of non-metallic components falling into the form of slag inclusions and non-stick coatings.
При содержании извести в шихтовой смеси восстановительного периода менее чем 0,15 от массы пентоксида ванадия процесс затормаживается из-за снижения подвижности и активности шлака, что приводит к падению извлечения ванадия, при этом дополнительная выдержки расплава под током снижает в свою очередь производительность. Повышенный расход извести для восстановительного периода, более 0,3 от массы пентоксида ванадия, приводит к потере возможности эффективного подогрева металла с помощью дуг при включении печи из-за снижения электросопротивления оксидного расплава.When the content of lime in the mixture of the recovery period is less than 0.15 by weight of vanadium pentoxide, the process slows down due to a decrease in the mobility and activity of the slag, which leads to a decrease in vanadium extraction, while additional exposure of the melt under current reduces in turn productivity. The increased consumption of lime for the recovery period, more than 0.3 by weight of vanadium pentoxide, leads to the loss of the ability to effectively heat the metal using arcs when the furnace is turned on due to a decrease in the electrical resistance of the oxide melt.
При расходе извести на стадии рафинирования в количестве менее чем 0,31 от массы пентоксида ванадия отделение шлака от металла после охлаждения ухудшается, в результате чего не обеспечивается необходимая чистота слитка, что в первую очередь проявляется в снижении содержания ванадия в мелких фракциях феррованадия (0-2 мм), делая их нетоварными. Избыток извести в шихтовой смеси рафинировочного периода (более 0,4 от массы пентоксида ванадия) затрудняет ее проплавление, снижает активность оксидного расплава и замедляет процесс рафинирования.When the consumption of lime at the stage of refining in an amount of less than 0.31 by weight of vanadium pentoxide, the separation of slag from the metal after cooling deteriorates, as a result of which the required purity of the ingot is not ensured, which is primarily manifested in a decrease in the content of vanadium in small fractions of ferrovanadium (0- 2 mm), making them non-marketable. Excess lime in the charge mixture of the refining period (more than 0.4 by weight of vanadium pentoxide) makes it difficult to melt, reduces the activity of the oxide melt and slows down the refining process.
Введение алюминия в состав рафинировочной смеси активизирует процесс рафинирования жидкого полупродукта после прекращения магниевого кипа, т.е. при остаточном содержании алюминия в жидком продукте менее 5%, что происходит за счет объемной реакции восстановления оксидов ванадия алюминием, протекающей в шлаковой фазе.The introduction of aluminum into the composition of the refining mixture activates the process of refining a liquid intermediate after the cessation of magnesium bale, i.e. when the residual aluminum content in the liquid product is less than 5%, which occurs due to the volumetric reaction of reduction of vanadium oxides with aluminum, proceeding in the slag phase.
Малое количество алюминия в составе рафинировочной смеси, менее 0,08 от массы пентоксида ванадия, не оказывает существенного влияния на характер протекания процесса рафинирования. Повышенный расход алюминия в составе рафинировочной смеси, более 0,2 от массы пентоксида ванадия препятствует рафинированию жидкого полупродукта, так как концентрация оксидов ванадия в оксидном расплаве становится ниже допустимой и рафинировочный шлак утрачивает активность.A small amount of aluminum in the composition of the refining mixture, less than 0.08 by weight of vanadium pentoxide, does not significantly affect the nature of the course of the refining process. The increased consumption of aluminum in the composition of the refining mixture, more than 0.2 by weight of vanadium pentoxide, prevents the refining of the liquid intermediate, since the concentration of vanadium oxides in the oxide melt becomes lower than acceptable and the refining slag loses its activity.
Примеры конкретного осуществления.Examples of specific implementation.
Плавки проводили в дуговой электропечи РКО 4,0 с магнезитовой футеровкой. В качестве шихты использовали плавленый пентоксид ванадия в виде пластин до 70 мм, толщиной 2-5 мм, гранулированный алюминий, фракции (1-6) мм, известь, отходы собственного производства FeV-80, фракции (0-2) мм и металлоотсев с содержанием железа до 95%. Шихту готовили навесками и распределяли по бадьям в соответствии с технологической картой и смешивали в смесителе в течение 8 минут. Смесь периклазового порошка и борной кислоты для каждой плавки готовили отдельно и смешивали в смесителе.The melts were carried out in an arc electric furnace RKO 4.0 with magnesite lining. As the charge, fused vanadium pentoxide in the form of plates up to 70 mm, 2-5 mm thick, granular aluminum, fractions (1-6) mm, lime, waste from own production FeV-80, fractions (0-2) mm and metal screening was used iron content up to 95%. The mixture was prepared by weighing and distributed in the tubs in accordance with the technological map and mixed in the mixer for 8 minutes. A mixture of periclase powder and boric acid for each heat was prepared separately and mixed in a mixer.
Плавка 1. В плавильное пространство печи непосредственно после проведения и выпуска предыдущей плавки с помощью центробежной машины на подину и откосы задали смесь, содержащую 144 кг периклазового порошка марки ППЭ-88 и 1,44 кг борной кислоты, затем задавали в печь шихтовую смесь восстановительного периода, распределенную в пяти бадьях при общем расходе пентоксида ванадия на восстановительный период 3285 кг. После прогорания трех бадей шихты провели короткую выдержку расплава в течение 8 минут, которая сопровождалась интенсивным кипением и при включенной печи скачали первый сливной шлак, затем выключили печь и присаживали на расплав оставшуюся шихту восстановительного периода, а после прогорания шихты снова сделали короткую выдержку (10 мин), сопровождавшуюся кипением и при включенной печи скачали вторую порцию сливного шлака, затем произвели рафинирование жидкого полупродукта смесью, содержащей 515 кг пентоксида ванадия, кроме того, в состав смеси также входили 160 кг извести и 51,5 кг гранулированного алюминия, что составило 0,31 и 0,1 от массы пентоксида ванадия соответственно. В целом благодаря интенсивному тепло- и массообмену вызванным кипением ванны плавка прошла в ускоренном режиме при минимальном времени работы на включенных электродах. Длительность плавки составила 60 мин при массе слитка 2446 кг. Основные параметры шихты и технологические показатели выплавки приведены в таблицах 1 и 2.Melting 1. In the melting space of the furnace immediately after the previous melting and release using a centrifugal machine, a mixture containing 144 kg of PPE-88 grade periclase powder and 1.44 kg of boric acid was fed to the hearth and slopes, and then the recovery mixture was introduced into the furnace , distributed in five tubs with a total consumption of vanadium pentoxide for a recovery period of 3285 kg. After burning through three tubs of the charge, the melt was held for a short time for 8 minutes, which was accompanied by intense boiling and, when the furnace was switched on, the first discharge slag was downloaded, then the furnace was turned off and the remaining charge of the recovery period was put on the melt, and after the charge was burnt, they again made a short exposure (10 min ), accompanied by boiling and with the furnace turned on, the second portion of the drain slag was downloaded, then the liquid intermediate was refined with a mixture containing 515 kg of vanadium pentoxide, in addition to mixture also included 160 kg of lime and 51.5 kg of granulated aluminum, representing 0.31 and 0.1 by weight of vanadium pentoxide, respectively. In general, due to the intense heat and mass transfer caused by the boiling of the bath, the melting took place in an accelerated mode with a minimum operating time on the included electrodes. The melting time was 60 minutes with an ingot weight of 2446 kg. The main parameters of the charge and technological indicators of smelting are shown in tables 1 and 2.
Плавка 2 и последующие проходили аналогично первой. Составы и параметры шихты, а также полученные результаты приведены в таблицах 1 и 2. На плавках 1-3 параметры процесса соответствуют формуле изобретения. На плавках 4 и 5 представлены запредельные значения параметров, а плавка 6 является прототипом.Smelting 2 and subsequent passed similarly to the first. The compositions and parameters of the mixture, as well as the results are shown in tables 1 and 2. On swimming trunks 1-3 process parameters correspond to the claims. On swimming trunks 4 and 5, transcendental values of the parameters are presented, and melting 6 is a prototype.
Представленные результаты свидетельствуют о возможности значительного улучшения показателей по извлечению ванадия, производительности, расходу алюминия и огнеупорных материалов, а также достичь существенного повышения чистоты слитка и улучшения качества феррованадия при реализации предложенного изобретения.The presented results indicate the possibility of a significant improvement in vanadium recovery, productivity, consumption of aluminum and refractory materials, as well as to achieve a significant increase in the purity of the ingot and improve the quality of ferrovanadium in the implementation of the proposed invention.
Технический эффект от использования изобретения заключается в повышении извлечения ванадия на 0,5-1,6%, снижении расхода алюминия на 0,6- 1,7%, огнеупоров на 15-20%, увеличении производительности на 13-20% и улучшении качества сплава, выраженном в повышении содержания ванадия в пылевидных фракциях и снижении концентрации углерода.The technical effect of the use of the invention is to increase the extraction of vanadium by 0.5-1.6%, reduce the consumption of aluminum by 0.6-1.7%, refractories by 15-20%, increase productivity by 13-20% and improve quality alloy, expressed in an increase in the content of vanadium in the pulverulent fractions and a decrease in carbon concentration.
Экономический эффект только за счет повышения извлечения ванадия в среднем на 1% при дополнительной реализации 8,41 кг ванадия по цене 25$ за килограмм составит: 8,41*25=210,25$ на каждую физическую тонну произведенного ферованадия.The economic effect only due to an increase in vanadium extraction by an average of 1% with the additional sale of 8.41 kg of vanadium at a price of $ 25 per kilogram will be: 8.41 * 25 = $ 210.25 for each physical ton of ferovanadium produced.
Источники информацииInformation sources
1. Рысс М.А. Производство ферросплавов, М.: Металлургия 1985, с. 304-306.1. Ryss M.A. Production of Ferroalloys, Moscow: Metallurgy 1985, p. 304-306.
2. Рабинович Е.М. и др. Способ получения феррованадия, патент на изобретение №2207395, опубл. 27.06.2003, Бюл. №18.2. Rabinovich EM and others. A method of producing ferrovanadium, patent for the invention No. 2207395, publ. 06/27/2003, Bull. Number 18.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2014129141/02A RU2567085C1 (en) | 2014-07-15 | 2014-07-15 | Method of ferrovanadium manufacturing |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2014129141/02A RU2567085C1 (en) | 2014-07-15 | 2014-07-15 | Method of ferrovanadium manufacturing |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2567085C1 true RU2567085C1 (en) | 2015-10-27 |
Family
ID=54362498
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2014129141/02A RU2567085C1 (en) | 2014-07-15 | 2014-07-15 | Method of ferrovanadium manufacturing |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2567085C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2781698C1 (en) * | 2022-04-13 | 2022-10-17 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method for producing ferrovanadium and ferrovanadium alloy obtained by this method |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4165234A (en) * | 1978-03-14 | 1979-08-21 | Kostyanoi Boris M | Process for producing ferrovanadium alloys |
| RU2107743C1 (en) * | 1996-12-31 | 1998-03-27 | Открытое акционерное общество "Ванадий-Тулачермет" | Aluminothermic method of smelting of ferrovanadium |
| RU2119970C1 (en) * | 1997-06-25 | 1998-10-10 | Открытое акционерное общество "Ванадий-Тулачермет" | Method of ferrovanadium producing |
| RU2207395C1 (en) * | 2002-08-15 | 2003-06-27 | Акционерное общество открытого типа "Ванадий-Тула" | Method of production of ferro-vanadium |
-
2014
- 2014-07-15 RU RU2014129141/02A patent/RU2567085C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4165234A (en) * | 1978-03-14 | 1979-08-21 | Kostyanoi Boris M | Process for producing ferrovanadium alloys |
| RU2107743C1 (en) * | 1996-12-31 | 1998-03-27 | Открытое акционерное общество "Ванадий-Тулачермет" | Aluminothermic method of smelting of ferrovanadium |
| RU2119970C1 (en) * | 1997-06-25 | 1998-10-10 | Открытое акционерное общество "Ванадий-Тулачермет" | Method of ferrovanadium producing |
| RU2207395C1 (en) * | 2002-08-15 | 2003-06-27 | Акционерное общество открытого типа "Ванадий-Тула" | Method of production of ferro-vanadium |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2830275C1 (en) * | 2020-03-06 | 2024-11-18 | ПаньГан Груп Паньчжихуа Айрон энд Стил Рисерч Инститьют Ко., Лтд. | Method of producing ferrovanadium alloy |
| RU2781698C1 (en) * | 2022-04-13 | 2022-10-17 | Акционерное общество "ЕВРАЗ Ванадий Тула" | Method for producing ferrovanadium and ferrovanadium alloy obtained by this method |
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 | |
| RU2733772C1 (en) | Method of making ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag refining | |
| JPH04505640A (en) | Production of ferroalloys using melt bath reactors | |
| US4165234A (en) | Process for producing ferrovanadium alloys | |
| RU2539890C1 (en) | Method for steel making in electric-arc furnace and electric-arc furnace | |
| RU2258084C1 (en) | Method of making steel in electric arc furnace | |
| RU2235790C1 (en) | Rail steel melting method | |
| RU2567085C1 (en) | Method of ferrovanadium manufacturing | |
| RU2312901C1 (en) | Rail steel melting method | |
| RU2455379C1 (en) | Method to melt low-carbon manganiferous alloys | |
| Sokolov et al. | Aluminothermic studies of a liquid partial reduced ilmenite | |
| JPH04318127A (en) | Thermit production of metal or alloy | |
| RU2207395C1 (en) | Method of production of ferro-vanadium | |
| RU2633678C1 (en) | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy | |
| RU2677197C1 (en) | Method for manufacturing ferrovanadium | |
| RU2338805C2 (en) | Method of alumino-thermal production of ferro-titanium | |
| RU2196843C2 (en) | Method for furnace melting of ferrotitanium from titanium oxides | |
| JPS59501670A (en) | Oxygen-blown converter steel manufacturing method | |
| RU2521930C1 (en) | Charge and method for electric-furnace aluminothermic production of ferroboron using it | |
| RU2329322C2 (en) | Method of producing high titanium ferroalloy out of ilmenite | |
| RU2201467C2 (en) | Method of production of vanadium-containing ferroalloy | |
| RU2719828C1 (en) | Charge and electric furnace method of producing ferroboron with its use | |
| RU2206628C2 (en) | Charge for production of nitrogen-containing master alloys on base of refractory metals | |
| RU2549820C1 (en) | Method for aluminothermic obtainment of ferroalloys | |
| UA77584C2 (en) | Highly titanium ferroalloy, which is obtained by two-stage reduction in the electrical furnace from ilmenite |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20200716 |