RU2633678C1 - Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy - Google Patents
Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy Download PDFInfo
- Publication number
- RU2633678C1 RU2633678C1 RU2016150617A RU2016150617A RU2633678C1 RU 2633678 C1 RU2633678 C1 RU 2633678C1 RU 2016150617 A RU2016150617 A RU 2016150617A RU 2016150617 A RU2016150617 A RU 2016150617A RU 2633678 C1 RU2633678 C1 RU 2633678C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- vanadium
- lime
- ratio
- aluminum
- Prior art date
Links
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 6
- VTMNIYOHMDFNDL-UHFFFAOYSA-N [V].[Si].[Mn] Chemical compound [V].[Si].[Mn] VTMNIYOHMDFNDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims 2
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 title description 9
- 239000000956 alloy Substances 0.000 title description 9
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 106
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 71
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 71
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 56
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 43
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 43
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 37
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 37
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 28
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 28
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 28
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 25
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims abstract description 21
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 21
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims abstract description 20
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 19
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 19
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims abstract description 11
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 30
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 19
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 13
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 10
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 9
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 8
- 230000006872 improvement Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 5
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 abstract 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 13
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 12
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 12
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 8
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 6
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 6
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 6
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 5
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 4
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 4
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 4
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 3
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 3
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 3
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 description 3
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 3
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 244000309464 bull Species 0.000 description 2
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 description 2
- 238000011161 development Methods 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 2
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 2
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 2
- ZLANVVMKMCTKMT-UHFFFAOYSA-N methanidylidynevanadium(1+) Chemical class [V+]#[C-] ZLANVVMKMCTKMT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 241000382509 Vania Species 0.000 description 1
- 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 1
- 239000011324 bead Substances 0.000 description 1
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000011109 contamination 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
- 230000001066 destructive effect Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- -1 manganese carbides Chemical class 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 230000002028 premature Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910001935 vanadium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22C—ALLOYS
- C22C33/00—Making ferrous alloys
- C22C33/04—Making ferrous alloys by melting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22C—ALLOYS
- C22C35/00—Master alloys for iron or steel
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 способ получения ферросиликованадия из ванадиевого шлака, кокса, флюса и ферросилиция, заключающийся в проплавлении шлака с коксом и обработке его ферросилицием, при этом предварительно на откосы ванны печи загружают известь, а затем в центре ванны проплавляют ферросилиций и смесь конвертерного шлака и кокса, взятых в соотношении 1:(0,02-0,2), и плавку ведут с выпуском промежуточного шлака после введения в расплав ферросилиция в количестве 0,01-0,05 от веса шлака /1/.A known method of producing ferrosilicon vanadium from vanadium slag, coke, flux and ferrosilicon, which consists in melting slag with coke and treating it with ferrosilicon, with lime being preliminarily loaded onto the slopes of the furnace bath, and then ferrosilicon and a mixture of converter slag and coke taken in the center of the bath are melted. in a ratio of 1: (0.02-0.2), and melting is carried out with the release of intermediate slag after introducing ferrosilicon into the melt in an amount of 0.01-0.05 of the weight of the slag / 1 /.
Способ обеспечивает определенную экономию ферросилиция за счет использования кокса, в то же время существенным его недостатком является низкая скорость плавления шихты и протекания восстановительных процессов, так как образующиеся на ранней стадии шлакообразования легкоплавкие железистые шлаки, в силу невысокого их поверхностного натяжения, подвержены вспениванию, что, в свою очередь, обусловливает крайне низкую производительность и высокий расход электроэнергии, кроме того, способ имеет невысокое извлечение ванадия, особенно при выплавке сплавов с содержанием кремния менее 15%, а получаемый при этом продукт имеет повышенное содержание вредных примесей и неметаллических включений.The method provides a certain saving of ferrosilicon through the use of coke, at the same time, its significant disadvantage is the low melting rate of the charge and the course of the recovery processes, since the low-melting ferrous slags formed at the early stage of slag formation, due to their low surface tension, are subject to foaming, which, in turn, it leads to extremely low productivity and high energy consumption, in addition, the method has a low extraction of vanadium, especially at smelting alloys with a silicon content of less than 15%, and the resulting product has a high content of harmful impurities and non-metallic inclusions.
Известен способ получения ванадиевых ферросплавов из ванадиевых шлаков методом селективного восстановления, который наиболее близок к заявляемому объекту и взят в качестве прототипа /2/, сущность способа заключается в том, что исходный шлак восстанавливают с углеродистыми материалами при температуре 1400-1450°С, причем в шихту добавляют плавиковый шпат в количестве 5-10% от веса шлака. Полученный обогащенный ванадием и обедненный железом передельный шлак восстанавливают ферросилицием и алюминием с последующим рафинированием жидкого полупродукта обогащенными шлаками.A known method of producing vanadium ferroalloys from vanadium slag by the selective reduction method, which is closest to the claimed object and is taken as a prototype / 2 /, the essence of the method is that the original slag is reduced with carbon materials at a temperature of 1400-1450 ° C, and the mixture is added fluorspar in the amount of 5-10% by weight of the slag. The resulting vanadium enriched and iron depleted slag is reduced with ferrosilicon and aluminum, followed by refining of the liquid intermediate with enriched slag.
Предварительное восстановление шлака с отделением металлической фазы позволяет снизить содержание железа в шлаке и повысить, тем самым, концентрацию ванадия в сплаве при последующей восстановительной плавке, а рафинирование жидкого полупродукта передельным шлаком обеспечивает к тому же снижение в сплаве концентрации кремния, алюминия и титана.Preliminary reduction of slag with separation of the metal phase makes it possible to reduce the iron content in the slag and thereby increase the concentration of vanadium in the alloy during subsequent reduction smelting, and refining of the liquid intermediate with conversion slag also reduces the concentration of silicon, aluminum and titanium in the alloy.
Вместе с тем проведение стадии обогащения исходного шлака путем его проплавления с углеродистым материалами, из-за интенсивного ценообразования и неразвитого в этой связи тепло и массообмена в жидкой ванне, сопровождается частыми хлопками и выбросами расплава, что, в свою очередь, обусловливает повышенный расход электроэнергии и огнеупоров, крайне низкую производительность и высокие потери ванадия. Введение в шихту плавикового шпата несколько снижает процесс ценообразования, но не устраняет указанных недостатков. К тому же селективное восстановление железа углеродистым восстановителем, несмотря на его низкую стоимость, не достаточно эффективно и по той причине, что данный способ с технологической точки зрения может быть ориентирован на весьма ограниченный расход углеродистого восстановителя с целью сохранения ванадия в шлаковой фазе, значимый же эффект обогащения начинает проявляться лишь при большом избытке кокса, что одновременно является источником дополнительных и крайне нежелательных потерь ванадия с попутным металлом, так, по данному способу при снижении концентрации железа в шлаке до 10%, содержание ванадия в попутном металле составляет более 1%.At the same time, the stage of enrichment of the initial slag by melting it with carbon materials, due to intensive pricing and undeveloped heat and mass transfer in the liquid bath, is accompanied by frequent popping and emissions of the melt, which, in turn, leads to increased energy consumption and refractories, extremely low productivity and high losses of vanadium. The introduction of a mixture of fluorspar slightly reduces the pricing process, but does not eliminate these drawbacks. In addition, the selective reduction of iron by a carbon reducing agent, despite its low cost, is not sufficiently effective, and for the reason that this method can be oriented from a technological point of view to a very limited consumption of a carbon reducing agent in order to preserve vanadium in the slag phase, a significant effect enrichment begins to appear only with a large excess of coke, which is at the same time a source of additional and extremely undesirable losses of vanadium with the associated metal, for example, according to lady with a decrease in the iron concentration in the slag to 10%, the vanadium content of the passing metal is more than 1%.
Использование ферросилиция для восстановления обогащенного шлака приводит к образованию кремнистого металла, оказывающего разрушающее воздействие на магнезитовую футеровку, шлаковая же фаза при этом обогащается кремнеземом, что требует для полноты восстановления повышенного расхода извести и в конечном счете к дополнительным потерям ванадия из-за высокой кратности шлака.The use of ferrosilicon for the recovery of enriched slag leads to the formation of a siliceous metal, which has a destructive effect on the magnesite lining, while the slag phase is enriched with silica, which requires complete restoration of the increased consumption of lime and ultimately to additional losses of vanadium due to the high slag ratio.
В качестве недостатка данного способа следует также отметить низкую чистоту поверхности выплавляемого слитка, особенно после обработки жидкого полупродукта рафинировочной смесью, что в значительной степени определяется физико-химическими свойствами конечных шлаков и условиями их формирования. Не четко сформированная граница раздела металл-шлак является одной из причин загрязнения конечного продукта неметаллическими составляющими и низкого его качества.As a disadvantage of this method, it should also be noted the low surface purity of the smelted ingot, especially after processing the liquid intermediate with a refining mixture, which is largely determined by the physicochemical properties of the final slags and the conditions of their formation. The not clearly formed metal-slag interface is one of the reasons for the contamination of the final product with non-metallic components and its low quality.
Целью предлагаемого изобретения является:The aim of the invention is:
- повышение извлечения ванадия;- increased extraction of vanadium;
- сокращение расхода алюминия и огнеупоров;- reduction in the consumption of aluminum and refractories;
- увеличение производительности;- increase in productivity;
- улучшение качества сплава.- improving the quality of the alloy.
Поставленная цель достигается тем, что в известном способе получения ванадиевых ферросплавов из ванадийсодержащих материалов, включающем подготовку ванадиевого шлака с отделением металлической фазы, восстановительную плавку обогащенного ванадиевого шлака под известковистыми шлаками с использованием преимущественно углеродистого и металлического восстановителей и рафинирование жидкого полупродукта, восстановительную плавку проводят поэтапно, при этом вначале 10-60% от общего количества обогащенного ванадиевого шлака, необходимого на восстановительную плавку, проплавляют совместно с углеродистым восстановителем, в соотношении 1:(0,1-0,3), затем после образования металлической ванны 85-98% от оставшейся части ванадиевого шлака проплавляют совместно с углеродистым восстановителем, алюминием и известью в соотношении 1:(0,02-0,09):(0,3-0,7):(0,3-0,5) и завершают процесс проплавлением шихтовой смеси, содержащей ванадиевый шлак, алюминий и известь в соотношении 1:(0,7-3,5):(0,7-3,5).This goal is achieved by the fact that in the known method for producing vanadium ferroalloys from vanadium-containing materials, including the preparation of vanadium slag with separation of the metal phase, reducing smelting of enriched vanadium slag under calcareous slag using mainly carbon and metal reducing agents and refining of the liquid intermediate, reduction smelting is carried out initially 10-60% of the total amount of enriched vanadium slag required for reduction smelting, it is melted together with a carbon reducing agent in a ratio of 1: (0.1-0.3), then after the formation of a metal bath, 85-98% of the remaining vanadium slag is melted together with a carbon reducing agent, aluminum and lime in a ratio of 1 : (0.02-0.09) :( 0.3-0.7) :( 0.3-0.5) and complete the process by melting the mixture containing vanadium slag, aluminum and lime in the ratio 1: (0 7-3.5) :( 0.7-3.5).
После завершения восстановительного процесса обедненный по ванадию шлак скачивают и проводят рафинирование, причем рафинировочная смесь дополнительно содержит алюминий, при соотношении шлака, алюминия и извести 1:(0,01-0,06):(0,1-0,6).After the completion of the recovery process, vanadium-depleted slag is downloaded and refined, and the refining mixture additionally contains aluminum, with the ratio of slag, aluminum and lime 1: (0.01-0.06) :( 0.1-0.6).
Предусмотрена также подача в печь обогащенного ванадиевого шлака совместно с углеродистым восстановителем в окускованном виде, преимущественно в виде брикетов.It is also envisaged to supply enriched vanadium slag to the furnace together with the carbonaceous reducing agent in agglomerated form, mainly in the form of briquettes.
Особенностью предлагаемого способа является поэтапное ведение процесса выплавки лигатуры из ванадийсодержащих материалов, в качестве которых могут быть использованы конвертерные ванадиевые шлаки дуплекс-процесса различной степени обогащения, а также продукты их переработки. За базовый принят конвертерный ванадиевый шлак производства НТМК с типичным содержанием V2O5 24-26% после предварительного обогащения путем отделения металловключений.A feature of the proposed method is the phased process of smelting ligatures from vanadium-containing materials, which can be used as converter vanadium slags of the duplex process of various degrees of enrichment, as well as products of their processing. Converter vanadium slag produced by NTMK with a typical V 2 O 5 content of 24-26% after preliminary enrichment by separation of metal inclusions is taken as the base one.
Проплавление части ванадиевого шлака на первом этапе при значительном избытке углеродистого восстановителя, но без флюса обеспечивает получение жидкоподвижного металлического расплава, насыщенного углеродом при минимальном шлакообразовании, ванадий, кремний и марганец также частично переходят в металл. Образующийся раскисленный шлак, с минимальным содержание оксидов железа, обладая более высоким поверхностным натяжением, не создает устойчивой пены при плавлении, что позволяет провести первый этап восстановительной плавки в условиях более стабильного тепло и массообмена, при максимальном использовании углерода как восстановителя и получить, менее агрессивные по отношению к магнезитовой футеровке жидкие полупродукты: металл, по составу близкий к высоколегированному чугуну, и шлак с минимальным содержанием оксидов железа, обогащенный ванадием.The melting of part of the vanadium slag at the first stage with a significant excess of carbon reducing agent, but without flux, provides a liquid-mobile metal melt saturated with carbon with minimal slag formation, vanadium, silicon and manganese also partially transfer to the metal. The resulting deoxidized slag, with a minimum content of iron oxides, having a higher surface tension, does not create a stable foam during melting, which allows the first stage of reduction melting under conditions of more stable heat and mass transfer, with the maximum use of carbon as a reducing agent, and obtain less aggressive in relation to magnesite lining, liquid intermediates: metal similar in composition to high-alloy cast iron, and slag with a minimum content of iron oxides are enriched th vanadium.
Присадка шихтовой смеси второго этапа при минимальном содержании в ней углеродистого восстановителя обеспечивает активное взаимодействие углерода жидкого полупродукта с оксидным железистым расплавом, образующимся на ранней стадии противления шихтовой смеси, что в значительной мере снижает агрессивное воздействие расплава на огнеупоры, делая его более нейтральным, и, с другой стороны, обеспечивает интенсивное кипение ванны, создавая, тем самым, условия для ускоренной ассимиляции извести, раннего шлакообразования и развития реакции алюминотермического восстановления «малотермичной» шихтовой смеси, каковой является навеска второго этапа. С повышением концентрации ванадия в полупродукте активность углерода падает ввиду связывания его в прочные карбиды ванадия, дальнейшее же снижение концентрации углерода в полупродукте происходит за счет увеличения массы слитка, как результат восстановление ванадия, марганца и кремния из оксидного расплава алюминием.The additive of the charge mixture of the second stage with a minimum content of a carbon reducing agent provides for the active interaction of the carbon of the liquid intermediate with the oxide ferrous melt formed at the early stage of resistance of the charge mixture, which significantly reduces the aggressive effect of the melt on refractories, making it more neutral, and, with on the other hand, it provides intensive boiling of the bath, thereby creating conditions for the accelerated assimilation of lime, early slag formation and the development of reaction a luminothermic recovery of the "low-heat" charge mixture, which is a sample of the second stage. With an increase in the concentration of vanadium in the intermediate, the carbon activity decreases due to its binding to strong vanadium carbides, a further decrease in the concentration of carbon in the intermediate occurs due to an increase in the mass of the ingot, as a result of the reduction of vanadium, manganese and silicon from the oxide melt by aluminum.
Присадка на расплав шихтовой смеси, содержащей исходный ванадиевый шлак, при повышенном расходе алюминия и извести на третьем этапе восстановителной плавки приводит к образованию металлических капель, содержащих активный алюминий и обладающих, благодаря наличию в них железа, плотностью, превышающей плотность оксидного расплава. Проходя через слой шлака, металлические капли обеспечивают не только более глубокое восстановление оксидного расплава, не менее важная их роль заключается в ассимиляции и осаждении трудно осаждаемых металлических корольков, оставшихся в расплаве после завершения второго этапа.An additive to the melt of a charge mixture containing the initial vanadium slag, at an increased consumption of aluminum and lime at the third stage of reducing smelting, leads to the formation of metal droplets containing active aluminum and having, due to the presence of iron in them, a density exceeding the density of the oxide melt. Passing through the slag layer, metal droplets provide not only a deeper reduction of the oxide melt, their equally important role is to assimilate and precipitate difficultly deposited metal kings remaining in the melt after the completion of the second stage.
Проведение процесса рафинирования и его глубина определяются необходимостью снижения содержания алюминия, и титана до требуемого уровня, что, прежде всего, определяется назначением лигатуры и техническими требованиями к ее составу. Введение в состав рафинировочной смеси алюминия позволяет процесс плавления смеси провести в режиме барботажа, сформировать шлак с улучшенными физико-химическими характеристиками и получить слиток металла с четко выраженной поверхностью раздела, легко отделяющийся от шлака и более чистый по неметаллическим включениям.The refining process and its depth are determined by the need to reduce the content of aluminum and titanium to the required level, which, first of all, is determined by the purpose of the ligature and the technical requirements for its composition. The introduction of aluminum into the composition of the refining mixture allows the melting process to be carried out in the bubbling mode, to form slag with improved physicochemical characteristics and to obtain a metal ingot with a distinct interface, which can be easily separated from the slag and is cleaner in non-metallic inclusions.
Приемы и параметры, изложенные в формуле изобретения, найдены опытным путем и отражают пределы, в которых реализуется цель изобретения. Так, соотношение ванадиевого шлака и углеродистого восстановителя в шихтовой смеси первого этапа, составляющее 1:(0,1-0,3) является оптимальным для 10-60% от общего количества ванадиевого шлака восстановительной плавки. При содержании углерода в смеси менее 0,1 от массы шлака плавление смеси сопровождается образованием легкоплавкого оксидного расплава на ранней стадии шлакообразования и созданием устойчивой шлаковой пены, замедляющей процесс. Повышенное содержание углерода в смеси, более 0,3 от массы шлака, приводит к нежелательному образованию карбидов ванадия, переходящих в металл, в результате чего углерод в жидком полупродукте утрачивает активность и не участвует в восстановительном процессе на последующих этапах, что делает продукцию некондиционной из-за превышения допустимого содержания углерода. При расходе ванадиевого шлака менее 10% от общего количества, необходимого на восстановительную плавку, объем первичного металлического расплава недостаточен для организации интенсивного тепло и моссообмена, что приводит к замедленному, канальному (преимущественно в зоне электрических дуг) горению шихтовой алюминотермической смеси второго этапа. Повышенный расход шлака на первом этапе, более 60%, нецелесообразен из-за превышения содержания углерода в металле выше допустимого.The methods and parameters set forth in the claims are found empirically and reflect the limits within which the objective of the invention is realized. So, the ratio of vanadium slag and carbon reducing agent in the mixture of the first stage, 1: (0.1-0.3) is optimal for 10-60% of the total amount of vanadium slag of reduction smelting. When the carbon content in the mixture is less than 0.1 of the mass of slag, the melting of the mixture is accompanied by the formation of a fusible oxide melt at an early stage of slag formation and the creation of a stable slag foam that slows down the process. The increased carbon content in the mixture, more than 0.3 by weight of the slag, leads to the undesirable formation of vanadium carbides, which turn into metal, as a result of which the carbon in the liquid intermediate loses activity and does not participate in the recovery process in subsequent stages, which makes the product substandard for exceeding the permissible carbon content. When the vanadium slag consumption is less than 10% of the total amount required for reduction smelting, the volume of the primary metal melt is insufficient for organizing intense heat and mos-exchange, which leads to delayed, channel (mainly in the area of electric arcs) burning of the aluminothermic mixture of the second stage. Increased slag consumption in the first stage, more than 60%, is impractical due to the excess of carbon content in the metal above the permissible.
Соотношение ванадиевого шлака, углерода, алюминия и извести в шихтовой смеси второго этапа, составляющее 1:(0,02-0,09):(0,3-0,7) (0,3-0,5), является оптимальным при расходе ванадиевого шлака в количестве 85-98% от оставшейся его части, необходимой на восстановительную плавку. Шихтовая алюминотермическая смесь, используемая на втором этапе, имеет термичность ниже порогового уровня, и горение ее происходит в ограниченном слое шихты, непосредственно примыкающем к расплаву, т.е. под колошником и при включенных дугах. Углерод в составе смеси в процессе прохождения шихты через колошник, частично восстанавливает оксиды металлов, делая при этом шихту более тугоплавкой и менее восприимчивой к перегреву, что, в свою очередь, позволяет избежать нежелательного раннего шлакообразования на основе легкоплавких оксидов, являющихся основным источником создание устойчивой пены. При содержании углерода в составе смеси менее 0,02 от массы ванадиевого шлака не удается достичь заметного улучшения свойств шихтовой смеси, что влечет за собой раннее шлакообразования и замедленное проплавление из-за обильного образования шлаковой пены. Повышенный расход углерода в смеси, более 0,09 от массы шлака, приводит к снижению активности оксидов шлаковой составляющей, вследствие чего процесс обезуглероживания металла, полученного на первом этапе, замедляется, а кипение ванны прекращается, и, как следствие, плавка затягивается из-за ухудшения тепло и массообмена.The ratio of vanadium slag, carbon, aluminum and lime in the mixture of the second stage, 1: (0.02-0.09) :( 0.3-0.7) (0.3-0.5), is optimal for the consumption of vanadium slag in the amount of 85-98% of the remaining part necessary for reduction smelting. The aluminothermic charge mixture used in the second stage has a thermality below the threshold level, and it burns in a limited layer of the charge directly adjacent to the melt, i.e. under the top and with arcs turned on. The carbon in the mixture during the passage of the charge through the top partially reduces the metal oxides, while making the mixture more refractory and less susceptible to overheating, which, in turn, avoids undesirable early slag formation based on low-melting oxides, which are the main source of creating stable foam . When the carbon content in the mixture is less than 0.02 by weight of the vanadium slag, it is not possible to achieve a noticeable improvement in the properties of the charge mixture, which entails early slag formation and delayed penetration due to the abundant formation of slag foam. The increased carbon consumption in the mixture, more than 0.09 by weight of the slag, leads to a decrease in the activity of oxides of the slag component, as a result of which the decarburization of the metal obtained in the first stage is slowed down, and the boiling of the bath stops, and, as a result, the melting is delayed due to deterioration of heat and mass transfer.
Содержание алюминия в составе смеси в количестве менее 0,3 от массы шлака не обеспечивает необходимой глубины восстановления оксидного расплава и влечет низкое извлечение ванадия и марганца. Повышенное содержание алюминия в шихтовой смеси второго этапа, более 0,7 от массы шлака, не целесообразно, из-за насыщения металла избыточным алюминием на ранней стадии восстановительного процесса и преждевременного прекращения углеродного кипения ванны, что сводит на нет действие углерода как более дешевого восстановителя и интенсификатора массообмена жидкой ванны, при этом металл становится некондиционным из-за высокого содержания углерода, а восстановительный процесс осуществляется за счет алюминия при нерациональном его использовании.The aluminum content in the composition of the mixture in an amount of less than 0.3 by weight of the slag does not provide the necessary depth of reduction of the oxide melt and entails a low extraction of vanadium and manganese. The increased aluminum content in the charge mixture of the second stage, more than 0.7 by weight of the slag, is not advisable because of the saturation of the metal with excess aluminum at the early stage of the recovery process and the premature termination of the carbon boiling of the bath, which negates the effect of carbon as a cheaper reducing agent and intensifier mass transfer of the liquid bath, while the metal becomes substandard due to the high carbon content, and the recovery process is carried out due to aluminum with its irrational use vania.
Присадка извести в составе алюминотермической смеси второго этапа позволяет сформировать шлак с улучшенными физико-химическими характеристиками, сделать его более подвижным и активным и подавить процесс образования карбидов ванадия и марганца. При расходе извести менее 0,3 от массы ванадиевого шлака не удается избежать нежелательного развития процесса образования карбидов, кроме того, при недостатке извести образуется тугоплавкий шлаковый расплав, что приводит к дополнительным потерям ванадия и марганца в виде неосевших металлических корольков. Повышенный расход извести в составе смеси, более 0,5 от массы шлака, не целесообразен как по причине тугоплавкости формирующегося расплава, так и из-за дополнительных потерь ванадия, связанных с увеличением кратности шлака.The lime additive in the composition of the aluminothermic mixture of the second stage allows the formation of slag with improved physico-chemical characteristics, make it more mobile and active, and suppress the formation of vanadium and manganese carbides. With the consumption of lime less than 0.3 by weight of the vanadium slag, it is not possible to avoid the undesirable development of the carbide formation process, in addition, with a lack of lime, a refractory slag melt is formed, which leads to additional losses of vanadium and manganese in the form of unsettled metal kings. The increased consumption of lime in the composition of the mixture, more than 0.5 by weight of the slag, is not advisable both because of the refractoriness of the forming melt and because of additional vanadium losses associated with an increase in the slag ratio.
Расход конвертерного ванадиевого шлака на втором этапе в количестве менее 85% от оставшейся его части, необходимой для восстановительного периода, не позволяет эффективно провести восстановительный процесс в режиме кипящей ванны и достичь при этом необходимой степени обезуглероживания металла первого этапа. Расход шлака в количестве более 98% от оставшейся его части восстановительного периода, т.е. практически весь оставшийся шлак, не целесообразен, из-за значительной доли трудно восстанавливаемого оксидного ванадия, остающегося в шлаке после завершения второго этапа.The consumption of converter vanadium slag in the second stage in an amount of less than 85% of the remaining part necessary for the recovery period does not allow to carry out the recovery process in a boiling bath mode effectively and at the same time achieve the necessary degree of decarburization of the metal of the first stage. Slag consumption in an amount of more than 98% of the remaining part of the recovery period, i.e. almost all of the remaining slag is not practical, because of the significant proportion of hard-to-recover vanadium oxide remaining in the slag after the completion of the second stage.
Для довосстановления ванадия из оксидного расплава используется алюминотермическая смесь, содержащая конвертерный шлак восстановительного периода, оставшийся после проведения двух этапов, алюминий и известь, в соотношении 1:(0,7-3,5):(0,7-3,5). Алюминий, взаимодействуя с оксидами металлов смеси, задаваемой на поверхность расплава, образует металлические капли с избыточным содержанием активного алюминия, которые, проходя через расплав, довосстанавливают ванадий и другие элементы и, кроме того, ассимилируют мелкие металлические корольки, образовавшиеся на втором этапе, создавая тем самым благоприятные условия для более высокого извлечения ванадия, марганца и кремния. При содержании алюминия в смеси менее 0,7 от массы шлака не удается достичь необходимой глубины восстановления оксидного расплава, что влечет за собой пониженное извлечение полезных элементов и прежде всего ванадия. При содержании алюминия в смеси более 3,5 от массы шлака имеет место повышенный его угар и, как следствие, нерациональное использование. Известь в составе смеси задается со значительно большим избытком, чем на втором этапе, что важно для преодоления сил поверхностного натяжения оксидного расплава при погружении металлических капель, образующихся на его поверхности при горении задаваемой смеси. Недостаток извести, менее 0,7, или избыток, более 3,5 от массы шлака, не обеспечивают необходимого уровня эффективности погружения металлических капель, что приводит к повышенному угару алюминия и снижает степень восстановления оксидного расплава.To restore vanadium from the oxide melt, an aluminothermic mixture is used containing converter recovery slag remaining after two stages, aluminum and lime, in the ratio 1: (0.7-3.5) :( 0.7-3.5). Aluminum, interacting with the metal oxides of the mixture applied to the surface of the melt, forms metal droplets with an excess of active aluminum, which, passing through the melt, re-reduce vanadium and other elements and, in addition, assimilate the small metal beads formed in the second stage, thereby creating the most favorable conditions for higher extraction of vanadium, manganese and silicon. When the aluminum content in the mixture is less than 0.7 by weight of the slag, it is not possible to achieve the necessary depth of reduction of the oxide melt, which entails a reduced recovery of useful elements, and especially vanadium. When the aluminum content in the mixture is more than 3.5 by weight of the slag, its increased fumes and, as a consequence, irrational use are observed. Lime in the composition of the mixture is set with a significantly larger excess than in the second stage, which is important for overcoming the surface tension of the oxide melt when immersing metal droplets formed on its surface during combustion of the specified mixture. A lack of lime, less than 0.7, or an excess of more than 3.5 by weight of slag, does not provide the necessary level of efficiency of immersion of metal droplets, which leads to increased waste of aluminum and reduces the degree of reduction of the oxide melt.
Металл восстановительной плавки соответствует требованиям некоторых марок лигатуры и может быть использован а производстве низколегированных сталей, в то же время для сталей строительного и железнодорожного сортамента такие элементы, как титан и алюминий являются нежелательными примесями, что налагает дополнительные требования к химическому составу лигатуры по содержанию примесных элементов. Пониженное содержания алюминия в лигатуре при бедных по ванадию шлаках помимо всего является одним из условий, определяющих эффективного ведения процесса. В предлагаемом способе предусмотрено скачивание шлака и обработка жидкого полупродукта исходным ванадиевым шлаком совместно с алюминием и известью, при этом их соотношение, составляющее 1:(0,01-0,06):(0,1-0,6), является оптимальным. При содержании алюминия в смеси менее 0,01 от массы шлака плавление смеси происходит в холодном режиме с образованием конгломератов, плавающих на поверхности расплава, в результате чего плавка затягивается, а показатели ухудшаются. При повышенном содержании алюминия, более 0,06 смесь, утрачивает активность и достичь требуемой степени рафинирования полупродукта не представляется возможным. Недостаток извести в смеси, менее 0,1 от массы шлака, снижает величину межфазного натяжения на границе раздела металл-шлак и ухудшает тем самым качество слитка. Повышенное содержание извести, более 0,6 от массы шлака, затрудняет плавление и способствует формированию тугоплавкого, малоактивного шлака.Reduction smelting metal meets the requirements of certain alloys and can be used in the production of low alloy steels, while elements such as titanium and aluminum are undesirable impurities for construction and railway steel, which imposes additional requirements on the chemical composition of the alloy in terms of impurity content . The reduced aluminum content in the ligature with vanadium-poor slags is, in addition, one of the conditions that determine the effective conduct of the process. The proposed method provides for downloading slag and treating the liquid intermediate with the original vanadium slag together with aluminum and lime, while their ratio of 1: (0.01-0.06) :( 0.1-0.6) is optimal. When the aluminum content in the mixture is less than 0.01 by weight of the slag, the mixture melts in the cold mode with the formation of conglomerates floating on the surface of the melt, as a result of which the melting is delayed, and the performance deteriorates. With a high aluminum content of more than 0.06, the mixture loses activity and it is not possible to achieve the required degree of refinement of the intermediate. The lack of lime in the mixture, less than 0.1 by weight of the slag, reduces the magnitude of the interfacial tension at the metal-slag interface and thereby affects the quality of the ingot. The increased content of lime, more than 0.6 of the mass of slag, makes it difficult to melt and contributes to the formation of refractory, inactive slag.
Примеры конкретного осуществления. Плавки проводили в дуговой электропечи ДСП-1,5 с магнезитовой футеровкой и плотным сводом. В качестве шихты использовали конвертерный ванадиевый шлак, обогащенный путем предварительного отделения металловключений и измельченный до фракции (-0,5) мм, графитовую крошку (-0,5) мм, алюминиевую чипсу (рубленая алюминиевая банка) крупностью до 10 мм и известь (5-15) мм. Шихту готовили навесками, смешивали в смесителе и распределяли по бадьям в соответствии с технологической картой, отражающей этапы, выделенные в формуле изобретения.Examples of specific implementation. The melts were carried out in an electric furnace ДСП-1,5 with magnesite lining and a tight arch. Converter vanadium slag enriched by preliminary separation of metal inclusions and crushed to a fraction of (-0.5) mm, graphite chips (-0.5) mm, aluminum chips (chopped aluminum can) with a grain size of up to 10 mm and lime (5 -15) mm. The mixture was prepared by weighing, mixed in a mixer and distributed over the tubs in accordance with the flow chart, reflecting the steps highlighted in the claims.
Плавка 1.Melting 1.
Шихтовую смесь восстановительной плавки, состоящую из трех навесок, загружали в печь поэтапно (см. таблицу 1). Вначале загрузили в печь и проплавляли навеску шихты первого этапа, содержащую 100 кг обогащенного конвертерного ванадиевого шлака в смеси с 30 кг графитовой крошки, а после образования металлической ванны и при устойчивом горении электрических дуг на расплав присаживали навеску шихты второго этапа, включающую 765 кг конвертерного шлака, 15,3 кг графитовой крошки 230 кг алюминиевой чипсы и 230 кг извести и вели ее полное проплавление до образования жидкоподвижного расплава. Процесс плавления сопровождался кипением ванны. Затем на расплав присадили навеску шихты третьего этапа, содержащую 135 кг конвертерного шлака 95 кг алюминия и 95 кг извести, после расплавления которой и выдержки в течение 10 мин скачали шлак, а металл обрабатывали рафинировочной смесью, содержащей 360 кг конвертерного шлака, 3,6 кг алюминия и 36 кг извести, и завершили плавку выпуском шлака и металла в изложницу, для последующей кристаллизации и охлаждение слитка. В целом плавка проходила в режиме кипящей ванны, но при умеренном горении шихты с сохранением колошника это положительно влияло на скоростной режим плавления за счет интенсивного массообмена при ограниченном пылегазовыделении. Масса слитка первой плавки составила 620,4 кг, производительность по ванадию - 120 кгV/час. Основные технологические показатели приведены в таблице 2.The mixture mixture of reducing smelting, consisting of three weighed, was loaded into the furnace in stages (see table 1). First, a charge of a charge of the first stage containing 100 kg of enriched converter vanadium slag mixed with 30 kg of graphite chips was melted and melted, and after the formation of a metal bath and with stable burning of electric arcs, a charge of a charge of the second stage, including 765 kg of converter slag, was placed on the melt , 15.3 kg of graphite chips 230 kg of aluminum chips and 230 kg of lime, and they were completely melted to form a liquid melt. The melting process was accompanied by a boiling bath. Then, a portion of the charge of the third stage containing 135 kg of converter slag, 95 kg of aluminum and 95 kg of lime was added to the melt, after melting of which and holding for 10 min, slag was downloaded, and the metal was treated with a refining mixture containing 360 kg of converter slag, 3.6 kg aluminum and 36 kg of lime, and completed the smelting by releasing slag and metal into the mold, for subsequent crystallization and cooling of the ingot. On the whole, melting took place in a boiling bath mode, but with moderate burning of the charge while maintaining the top, this had a positive effect on the high-speed melting mode due to intensive mass transfer with limited dust and gas evolution. The mass of the first smelting ingot was 620.4 kg, and the vanadium productivity was 120 kgV / h. The main technological indicators are given in table 2.
Плавка 2 и последующие проходили аналогично первой. Составы и параметры шихты, а также полученные результаты приведены в таблицах 1 и 2. На плавках 1-4 параметры шихты соответствуют формуле изобретения, причем на плавке 3 конвертерный ванадиевый шлак и углерод задавали в виде брикетов. Плавки 5-я и 6-я имеют запредельные параметры, а 7-я плавка 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 heats 1-4, the parameters of the mixture correspond to the claims, moreover, in furnace 3, converter vanadium slag and carbon were specified in the form of briquettes. The 5th and 6th heats have exorbitant parameters, and the 7th heats are a prototype.
Представленные результаты свидетельствуют о возможности значительного улучшения таких показателей как извлечение ванадия, расход алюминия, огнеупоров, производительности, а также повышения качества слитка, которое оценивалось состоянием его поверхности после отделения шлаковой составляющей и отмечено в таблице 2 знаками (+/-).The presented results indicate the possibility of a significant improvement of such indicators as vanadium extraction, consumption of aluminum, refractories, productivity, as well as improving the quality of the ingot, which was assessed by the state of its surface after separation of the slag component and is marked in the table 2 with signs (+/-).
Таким образом, реализация предложенного способа позволяет достичь более высоких показателей за счет улучшения технологических свойств шихты путем перераспределения ее ингредиентов в соответствии с этапами и нормируемой подачей.Thus, the implementation of the proposed method allows to achieve higher rates by improving the technological properties of the mixture by redistributing its ingredients in accordance with the stages and the normalized flow.
Технический эффект от использовании изобретения за заключается в повышении извлечения ванадия на 2-3%, более эффективном использовании углеродистого восстановителя и снижении за счет этого расхода алюминия на 8-12%, а также в увеличении стойкости футеровки и улучшении качества слитка.The technical effect of the use of the invention is to increase the extraction of vanadium by 2-3%, more efficient use of a carbon reducing agent and thereby reduce aluminum consumption by 8-12%, as well as to increase the durability of the lining and improve the quality of the ingot.
Экономический эффект только за счет повышения извлечения ванадия на 2% при дополнительной реализации 20 кг ванадия в лигатуре по цене 10$ составит 20*10=200$ на каждую метрическую тонну ванадия в произведенной лигатуре.The economic effect only by increasing the extraction of vanadium by 2% with the additional sale of 20 kg of vanadium in the ligature at a price of $ 10 will be 20 * 10 = $ 200 for each metric ton of vanadium in the ligature produced.
Источники информацииInformation sources
1. Способ получения ферросиликовнадия, а. с. №398671, опубл. 27.09.1973, Бюл. №38.1. A method of producing ferrosiliconovadi, a. from. No. 398671, publ. 09/27/1973, Bull. No. 38.
2. Способ получения ванадиевых ферросплавов, а. с. №246552 опубл. 20.06.1969, Бюл. №21.2. A method for producing vanadium ferroalloys, a. from. No. 246552 publ. 06/20/1969, Bull. No. 21.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016150617A RU2633678C1 (en) | 2016-12-21 | 2016-12-21 | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016150617A RU2633678C1 (en) | 2016-12-21 | 2016-12-21 | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2633678C1 true RU2633678C1 (en) | 2017-10-16 |
Family
ID=60129544
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2016150617A RU2633678C1 (en) | 2016-12-21 | 2016-12-21 | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2633678C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113416882A (en) * | 2021-06-23 | 2021-09-21 | 攀枝花蒙兴冶金炉料有限公司 | Method for producing polycrystalline phase vanadium series alloy by utilizing waste rich material |
| CN115323207A (en) * | 2022-08-12 | 2022-11-11 | 安美奇铝业(中国)有限公司 | A kind of aluminum titanium boron rod and preparation method thereof |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU398671A1 (en) * | 1971-08-12 | 1973-09-27 | В. П. Зайко, М. А. Рысс, И. С. Бедов , В. Ф. Серый Ордена Ленина Чел бинский электрометаллургический комбинат | METHOD OF MELTING FERROSILICANADY |
| US4121924A (en) * | 1976-09-16 | 1978-10-24 | The International Nickel Company, Inc. | Alloy for rare earth treatment of molten metals and method |
| SU908902A1 (en) * | 1980-11-05 | 1982-02-28 | Чусовской металлургический завод | Alloying composition |
| RU2299921C2 (en) * | 2005-06-27 | 2007-05-27 | ОАО "Уральский институт металлов" | Method of producing complex foundry alloys from converter vanadium slag |
-
2016
- 2016-12-21 RU RU2016150617A patent/RU2633678C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU398671A1 (en) * | 1971-08-12 | 1973-09-27 | В. П. Зайко, М. А. Рысс, И. С. Бедов , В. Ф. Серый Ордена Ленина Чел бинский электрометаллургический комбинат | METHOD OF MELTING FERROSILICANADY |
| US4121924A (en) * | 1976-09-16 | 1978-10-24 | The International Nickel Company, Inc. | Alloy for rare earth treatment of molten metals and method |
| SU908902A1 (en) * | 1980-11-05 | 1982-02-28 | Чусовской металлургический завод | Alloying composition |
| RU2299921C2 (en) * | 2005-06-27 | 2007-05-27 | ОАО "Уральский институт металлов" | Method of producing complex foundry alloys from converter vanadium slag |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113416882A (en) * | 2021-06-23 | 2021-09-21 | 攀枝花蒙兴冶金炉料有限公司 | Method for producing polycrystalline phase vanadium series alloy by utilizing waste rich material |
| CN115323207A (en) * | 2022-08-12 | 2022-11-11 | 安美奇铝业(中国)有限公司 | A kind of aluminum titanium boron rod and preparation method thereof |
| CN115323207B (en) * | 2022-08-12 | 2023-09-29 | 安美奇铝业(中国)有限公司 | Aluminum titanium boron rod and preparation method thereof |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US11180827B2 (en) | Method for preparing ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag washing refining | |
| CN106086608B (en) | A kind of method that low-carbon manganese-silicon is produced using carbon manganese slag | |
| CN104164531A (en) | Method for producing cast iron by adopting converter blowing smelting and purification | |
| RU2633678C1 (en) | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy | |
| CN102839292A (en) | Aluminum iron alloy with ultra-low carbon, ultra-low titanium and high silicon contents for deoxidizing aluminum silicon killed steel and manufacturing method of aluminum iron alloy | |
| JP2010144195A (en) | Method for manufacturing high nitrogen-containing stainless steel | |
| US9023126B2 (en) | Additive for treating resulphurized steel | |
| US2760859A (en) | Metallurgical flux compositions | |
| RU2455379C1 (en) | Method to melt low-carbon manganiferous alloys | |
| CA2559154A1 (en) | Method for a direct steel alloying | |
| RU2186856C1 (en) | Composite blend for smelting alloyed steels | |
| RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| RU2004599C1 (en) | Admixture for alloying for molten metal | |
| RU2201458C1 (en) | Method of modification of steel | |
| KR100224635B1 (en) | Slag deoxidation material for high purity steel making | |
| RU2608008C1 (en) | Procedure for melting steel in oxygen converter | |
| JP4714655B2 (en) | Desulfurization method for chromium-containing molten iron | |
| JP3282544B2 (en) | Demanganese method for high chromium molten iron alloy | |
| RU2144089C1 (en) | Method of making vanadium-containing steels and alloys | |
| RU2343204C1 (en) | Charge for steel melting | |
| RU2479636C1 (en) | Method for steel making with low sulphur content | |
| RU2437941C1 (en) | Procedure for melting steel in arc steel melting furnace with increased consumption of liquid iron | |
| RU2688015C1 (en) | Method of obtaining iron-carbon alloys in metallurgical units of various functional purpose | |
| RU2282668C1 (en) | Method of production of tungsten-containing steel and its alloys |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20201222 |