SU1068495A1

SU1068495A1 - Method for smelting vanadium alloys

Info

Publication number: SU1068495A1
Application number: SU823497851A
Authority: SU
Inventors: Ирек Насырович Губайдуллин; Ганбар Нутфуллович Нутфуллин; Мутагар Муллахметович Минсадыров; Юрий Степанович Щекалев; Юрий Петрович Белый
Original assignee: Чусовской металлургический завод
Priority date: 1982-10-18
Filing date: 1982-10-18
Publication date: 1984-01-23

Abstract

СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ВАнАДИЕШХ СПЛАВОВ, включающий загрузку и расплавление, шихты, восстановление кремнием ванади из п тиокиси ванади и ванадиевого шлака в первом периоде, рафинирование полученного сплава от кремни п тиокисьвд ванади , доводку сплава до заданного соста.ва во втором периоде и выпуск готового сплава, отличающий-, с тем, что, с целью уменьшени расхода шихтовых материалови электроэнергии , увеличени производительности процесса и снижени себестоимости , в первом периоде ванадиевый шлак ввод т на подину печи до ввода остальной части шихты, содержащей п тиокись ванади , ферросилиций и известь при их соотношении 1-A process for melting vanadium alloys, including loading and melting, charge, reducing vanadium pentoxide from vanadium pentoxide and vanadium slag with silicon in the first period, refining the resulting alloy from silicon pentoxide vanadium, refining the alloy to a predetermined composition, and preparing the alloy in the second period to produce a vanadium vanadium pentoxide, adjusting the alloy to a specified composition. distinguished by the fact that, in order to reduce the consumption of charge materials and electric power, increase the productivity of the process and reduce the cost, in the first period vanadium slag is introduced into the furnace hearth before entering the rest of the batch containing vanadium pentoxide, ferrosilicon and lime at a ratio of 1-

Description

Изобретение относитс к металлургии , в частности к разработке способов выплавки в дуговых электропечах ванадиевых сплавов.This invention relates to metallurgy, in particular, to the development of smelting methods for vanadium alloys in electric arc furnaces.

Известен способ выплавки ванадиевых сплавов в дуговой электропечи, включающий восстановительный период плавки, восстановление ванади ведут из оборотного шлака периода-рафинировки и технической п тиокиси ванади кремнием ферросилици и алюминием, использу в качестве флюсующей добавки известь, а в качестве растворител - стальную обрезь , металлотсев ванадиевого шлака, получаемый при его магнитной сепарации и т.д. Во второй период полученный сплав обогащают ванадием за сче восстановлени его из присаживаемой совместно с известью технической п тиокиси ванади . Восстановление также преимущественно ведут кремнием ферросилици и алюмини . Полученный сплав (35 - 40% ванади , 9 - 12% кремни ) рафинируют (третий период) от кремни , загружа в печь техническую п тиокись ванади (окислитель ) и известь (флюсующий реагент) дл св зи образующейс двуокиси кремни и повышени полноты рафинировани сплава от кремни . По окончании третьего периода нар ду с рафинированным от кремни сплавом получают основной шлак, содержащий 10 - 16% п тиокиси ванади , который используетс в первом периоде последующей плавки 1 .There is a known method of smelting vanadium alloys in an electric arc furnace, including the recovery period of smelting, vanadium reduction is carried out from the circulating slag of the refining period and technical vanadium pentooxide ferrosilicon and aluminum, using lime as the fluxing additive, and steel trimming, vanadium metal scattering as a solvent. slag produced by its magnetic separation, etc. In the second period, the resulting alloy is enriched with vanadium for reducing it from the vanadium technical pentoxide, together with lime. Restoration also mainly lead to silicon ferrosilicon and aluminum. The resulting alloy (35–40% of vanadium, 9–12% of silicon) refines (third period) from silicon, loading into the furnace vanadium pentoxide (oxidizer) and lime (fluxing agent) to bond the resulting silicon dioxide and improve the completeness of refining the alloy from flint. At the end of the third period, along with the alloy refined from silicon, the main slag containing 10–16% vanadium pentoxide is obtained, which is used in the first period of the subsequent smelting 1.

Недостатком известного способа вл етс применение в качестве основного ванадийсодержащего продукта дорогосто 1 1ей (3000 руб/т) технической п тиокиси ванади . К тому же примен ема дл выплавки феррованади п тиокись ванади содержит до 0,1% фосфора и серы (каждого) и вл етс основным поставщиком фосфора и серы в готовый ферросплеш.The disadvantage of the known method is the use of the expensive 1 nd 1 (3000 rub / ton) of technical vanadium pentoxide as the main vanadium-containing product. In addition, vanadium pentoxide used for smelting ferrovanadium pentoxide contains up to 0.1% of phosphorus and sulfur (each) and is the main supplier of phosphorus and sulfur to the finished ferrosplash.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому вл етс способ выплавки ванадийсодержаагих сплавов в два периода, включающий загрузку и расплавление шихты, восстановление ванадиевого шлака и п тиокиси ванади кремнием и рафинированиеThe closest in technical essence and the achieved result to the proposed is a method of melting vanadium-containing alloys in two periods, including loading and melting of the charge, recovery of vanadium slag and vanadium pentoxide with silicon and refining

полученного сплава технической п тиокисью ванади , доводку сплава во тором периоде и выпуск готового плава 2 .the resulting alloy with vanadium technical acid, fine-tuning of the alloy in the torus period and the release of the finished melt 2.

Недостатками известного способа ыплавки ванадийсодержащих сплавов вл ютс не высока производительость процесса, высокое содержание киси ванади в шлаке, ведущее к альнейшей его переработке, и ограиченное применение ванадиевого лака, вызывающее увеличение стой- The disadvantages of the known method of melting vanadium-containing alloys are the low productivity of the process, the high ki content of vanadium in the slag, leading to its further processing, and the limited use of vanadium lacquer, causing an increase in

ости полу аемых сплавов.awnings of obtained alloys.

Пелью изобретени вл етс уменьшение расхода шихтовых материалов и электроэнергии, увеличение производительности процесса и снижение себестоимости ванадиевого сплава.The invention is a reduction in the consumption of charge materials and electricity, an increase in the productivity of the process and a reduction in the cost of a vanadium alloy.

Указанна цель достигаетс тем, что согласно способу выплавки ванадиевых сплавов, включающему загрузку и расплавление щихты, восстановление кремнием ванади из.ванадиевого шлака и п тиокиси ванади в первом периоде, рафинирование полученного сплава от кремни п тиокись ванади , доводку сплава до заданног состава во втором периоде и выпуск готового сплава,в первом периоде ванадиевый шлак ввод т на подкну печи до ввода остальной части ших-ты , содержащей п тиокись ванади , ферросилиций и известь при их соотношении 1:(1,б5 - 2,25) : (4,75-6,5 во втором периоде, дополнительно осуществл ют восстановление ванади из шлака при вводе в ра сплав последовательно по 10 - 15% смеси ванадиевого шлака, п тиокиси ванади и извести в соотношении 1:(3,20-4,0 ): : (7 - 8,7), а доводку расплава осуществл ют дополнительным введением в него известн ка, извести и ферросилици в соотношении 1:1:1.This goal is achieved by the fact that according to the method of smelting vanadium alloys, including loading and melting solids, reducing vanadium vanadium slag with silicon and vanadium pentoxide with silicon, refining the resulting alloy from vanadium pentoxide silicon, refining the alloy to a predetermined composition in the second period and the production of finished alloy, in the first period, vanadium slag is injected on the sub-furnace before entering the rest of the mixtures containing vanadium pentoxide, ferrosilicon and lime at their ratio of 1: (1, B5 - 2.25): (4.75 -6.5 in in additionally, vanadium is reduced from slag when the alloy is introduced into the alloy in succession by 10–15% of a mixture of vanadium slag, vanadium pentoxide and lime in a ratio of 1: (3.20-4.0): (7 - 8, 7), and melt finishing is carried out by addition of lime, lime and ferrosilicon in the ratio 1: 1: 1.

При этом ванадиевый ьчлак ввод т в первом периоде в количестве 23,1 24,4 вес. а от веса шихты.In this case, vanadium barley is introduced in the first period in the amount of 23.1 to 24.4 wt. but on the weight of the charge.

Кроме того, при доводке ванадие вого сплава расход ферросилици составл ет 12 - 17% от его количеств в первом периоде плавки„In addition, when finishing the vanadium alloy, the consumption of ferrosilicon is 12–17% of its quantities in the first melting period.

1елесообразность применени ванадиевого шлака взамен технической пгтиокиси ванади при производстве феррованади обусловлена не только меньшей стоиг.юстью ванади в ванад евом шлаке, (стоимость 1 т Vj Oj в ва-надиевом ишаке с.оставл ет 1.400 ру.б но у повышением сквозного из.влечени ванади из ванадиевого шлака в сплг1 так как дл этой части шлака стадиг пол ---:ени технической плтиокиси ванади , при которой тер етс до 20% ванади ; содержам,его в шлаке, исклю I а е 1 с .The expediency of using vanadium slag instead of vanadium technical photioxides in the production of ferrovanadium is caused not only by the lower cost of vanadium in vanadium slag (the cost of 1 ton Vj Oj in a va nadiyev donkey is 1,400 rubles, but by increasing through pressure) Vanadium from vanadium slag in Splg1, since for this part of the slag the stage is ---: nd technical vanadium oxide, in which up to 20% of vanadium is lost, its content in the slag, exclude I a e 1 s.

Применение Е анадиевого увеличи}зает количество печного шлака . Последнее при одной и той же основности шлака полезно, так как уменьшает концентрацию фосфора и серы в шлаке, а следовательно, их концентрацию в металле. Применение ванадиевого шлака полезно- и с .. зрени получени в сплаве низкого содержани углерода. Окислы железа ванадиевого шлака при сравнительно высоких температурах процесса (1600 - 1750°С) легко восстанавливаютс растворенным в ванне углеро дом , образу окись углерода, котора фильтру шлаковый слой, способствует ускорению и увеличению полноты восстановлени окислов ванади из шлака.The use of E anadium increase} sets the amount of furnace slag. The latter, with the same basicity of slag, is useful, since it reduces the concentration of phosphorus and sulfur in the slag, and, consequently, their concentration in the metal. The use of vanadium slag is useful and from the standpoint of low carbon production in the alloy. Iron oxides of vanadium slag at relatively high process temperatures (1600–1750 ° C) are easily reduced by dissolved carbon in the bath to form carbon monoxide, which filters the slag layer, accelerates and increases the reduction of vanadium oxides from slag.

Ванадиевый шлак, как материал, содержащий железо (40% в виде окислов и 20% в виде металлических включений ) , замен ет примен егушй (по известному способу) в первом периоде стальную обрезь и (или) металлоотсев , загружаемых на подину печи, причем его применение, как материала , изолирующего подину печи от агрессивного воздействи п тиокиси ванади , более эффективно, так как тугоплавкий ванадиевый шлак химически взаимодействует с легкоплавкой п тиокисью ванади , нейтрализу . ее разрушающее воздействие, в то. врем как известные материалы химически инер.тны к шлаковому расплаву, содержавшему п тиокись ванади .Vanadium slag, as a material containing iron (40% in the form of oxides and 20% in the form of metallic inclusions), replaces the use of extinguish (by a known method) in the first period steel trimming and (or) metal sludge charged to the furnace hearth, and its It is more effective to use as a material insulating the furnace hearth from the aggressive effect of vanadium pentoxide, since refractory vanadium slag chemically interacts with low melting vanadium pentoxide, neutralization. its damaging effects, at that. At the same time, the known materials are chemically inert to a slag melt containing vanadium pentoxide.

Однако при этом содержание ванадиевого шлака от всей шихты (ванадиевый шлак, п тиокись ванади , известь , ферросилиций) не превышает 24,4%, так как при дальнейшем увеличении доли ванадиевого шлака в шихте продолжительность периода воЗ растает, существенно увеличиваетс расход восстановител и извести и повышаетс расход электроэнергии. Расход ванадиевого шлака должен . быть выше, чем во второй период. Экспериментально доказано, что расход ванадиевого шлака, с точки зрени получени оптимальной продолжительности первого и второго периода при максимально возможном количестве ванадиевого шлака, в первом периоде должен быть в 3-4 раза больше чем во второй период. Напротив, расход технической п тиокиси ванади , способствующий быстрому образованию жидкоподвижного peaкционнеспособного шлака, в первый период должен быть в 3-4 раза меньше, чем во второй период.However, the content of vanadium slag from the entire charge (vanadium slag, vanadium pentoxide, lime, ferrosilicon) does not exceed 24.4%, since with a further increase in the share of vanadium slag in the charge, the duration of the WHO dose will increase, the consumption of reducing agent and lime will significantly increase power consumption increases. Consumption of vanadium slag should. be higher than in the second period. It has been experimentally proven that the consumption of vanadium slag, from the point of view of obtaining the optimal duration of the first and second period with the maximum possible amount of vanadium slag, in the first period should be 3-4 times more than in the second period. On the contrary, the consumption of technical vanadium pentoxide, which promotes the rapid formation of liquid mobile reactive slag, should be 3-4 times less in the first period than in the second period.

Концентраци кремни в смеси, присаживаемой на поверхность проплавл емого ванадиевого шлака, рассчитываетс из условий практически полного восстановлени окислов железа , марганца и ванади , в том числе вносимых п тиокисью ванади , 50-75% восстановлени окислов титана, хрома и фосфора, а также степени усвоени его непосредственно расплавом.The concentration of silicon in the mixture, which is deposited on the surface of the vanadium slag being melted, is calculated from the conditions of almost complete reduction of iron, manganese and vanadium oxides, including those made by vanadium pentoxide, 50-75% reduction of titanium, chromium and phosphorus oxides, and the degree of absorption directly melt it.

Содержание извести в смеси учитывает получение шлака с основностью 2,2 - 2,5. При большой основности шлака плавление шихты резко ухудгиаетс вследствие раннего выхода электрических дуг на поверхность расплава. Продолжительность первого периода плавки при этом существенно увеличиваетс .The content of lime in the mixture takes into account the production of slag with a basicity of 2.2 - 2.5. With a high slag basicity, the melting of the charge deteriorates sharply due to the early emergence of electric arcs on the surface of the melt. The duration of the first melting period is substantially increased.

При получении шлака меньшей осовности восстановление ванади следствие образовани весьма устойивых силикатов ванади тормозитс доводка шлака в этом случае до ребуемых параметров зачастую невозожна .When slag production is less important, vanadium reduction, as a result of the formation of highly resistant vanadium silicates, slows down the finishing of the slag in this case to the parameters required, often not possible.

Последовательное введение в печь ерросилици , смеси п тиокиси ванаи и извести способствует ускореию прогрева и плавлени шихты, быстрому набору нагрузки печи и устойчивому горению электрических дуг под слоем твердой шихты.The successive introduction of errosilicon, a mixture of vanadium pentoxide and lime into the furnace contributes to the acceleration of the heating and melting of the charge, the rapid loading of the furnace and the steady burning of the electric arcs under a layer of solid charge.

Соотношение между содержани ми в шихте ванадиевого шлака и п тиокисью ванади во втором периоде подбираетс экспериментально. Это соотношение должно быть 1:(3 - 4).The ratio between the content in the mixture of vanadium slag and vanadium pentoxide in the second period is determined experimentally. This ratio should be 1: (3 - 4).

При введении в шихту большего количества ванадиевого шлака, продолжительность плавлени шихтовых материалов заметно увеличиваетс .When a larger amount of vanadium slag is introduced into the mixture, the duration of the melting of the charge materials increases markedly.

Содержание извести в шихте второго периода рассчитываетс из тех же условий, что и в первом периоде, т.е. дл обеспечени необходимой основности шлака.The lime content in the charge of the second period is calculated from the same conditions as in the first period, i.e. to provide the necessary slag basicity.

Завалка шихты второго периода производитс последовательно по 10-15% от веса всей шихты этого периода , по мере проплавлени предыдущей порции. Быстра завалка шихты, так же как и увеличение веса порции шихты более 15%, приводит к образованию жидкоподвижного шлакового расплава и выходу электрических дуг на поверхность расплава. Это приводит к снижению стойкости футеровки и замерзанию плавки. При весе порции меньше 10% продолжительность проплавлени шихты в целом зат гиваетс , увеличива врем второго периода и в целом плавки.The charge of the second period is charged in succession by 10-15% of the weight of the entire charge of this period, as the previous portion melts. Fast filling of the charge, as well as an increase in the weight of the portion of the mixture of more than 15%, leads to the formation of a liquid-mobile slag melt and the emergence of electric arcs on the surface of the melt. This leads to a decrease in the durability of the lining and freezing of the smelting. When the weight of the batch is less than 10%, the duration of the charge melting as a whole is delayed, increasing the time of the second period and the total melting.

При выплавке феррованади по предлагаемому способу после операции баклушировани , CJ-TB которой сводитс к вводу дерев нных баклуш на границу раздела металл шлак и увеличению поверхности их взаимодействи вследствие выделени газообразных продуктов горени дерева , содержание кремни в сплаве редко снижаетс ниже 6-7%, а концентраци п тиокиси ванади шлака ниже 7-8%. Дл окончательной, доводки шлака по окончании: второго периода в печь присаживают смесь извести , известн ка и ферросилици . Содержание ферросилици в смеси состав л ет 12-17% от его расхода в первый период. Св зь между расходами ферросилици в первом и втором периодах сводитс к тому, что при расходе его больше указанного наблюдаетс отставание нагревс металла от полноты восстановлени ванади ,что приводит к снижению реакционной способности сплава во втором перио де. Содержание извести и известн ка в смеси рассчитываетс из услови св зи образук цихс от окислени кремни его окислов и основности шлака на уровне 2,2 - 2,5, При это введенный в смесь известн к имеет больший удельный вес, чем шлак и д тигает поверхности металл - шлак, котора существенно увеличиваетс вследствие выделени пузырьков дву окиси углерода, образующихс при разложении известн ка. Этот прием позвол ет повысить полноту рафинировани сплава от кремни и довести концентрацию п т окиси ванади в шлаке О,20 - 0,30% Пример. В дуговую электропечь (ДС-3) после заправки подины и откосов в печь присаживают ванадиевый шлак. После подачи ванадиевого шлака и включени печи по мер проплавлени ванадиевого шлака в печь смесь ферросилици , из вести и п тиокиси ванади порционно по мере расплавлени и оседани шихты, наход щейс в печи. Продолжительность завалки составл ет 30- 40 мин. Расплавление шихты ведут при включении обмоток трансформато ра по схеме треугольник при на пр жении 244 В и силе тока 4000- 5000 А, Продолжительность расплавлени составл ет 1,5 - 2 ч. После расплавлени и прогрева расплава обмотки печного трансформатора пер ключают на схему Звезда при напр жении 144 В и той же силе ток Процесс восстановлени интенсифици руют присадками на расплав порцион но (20 - 30 кг) ферросилици к алю МИНИН при одновременном перемешива нии ванны стальным гребком. По окончании первого периода сплав содержит, %: ванадий 20-25; кремний 22-26; марганец 3-5; Р 0,0 0,07; 5 0,04-0,05; С 0,2-0,4. Слитый после первого периода шлак содержит, %: 0/23-0,28; Si 02 25-27; СаО 53-56; М&О. 2-4; де Оз s-Завалку шихты второго периода, состо щую из смеси ванадиевого шлака , п тиокиси ванади и извести, провод т порционно по мере расплавлени предыдущей порции. Печь вновь включают на напр жение 244 В при соединении треугольник. По расплавлению и прогреву шихты второго периода плавки обмотки трансформатора переключают на схему Звезда при напр жении 144 В и после дополнительного прогрева ванны в течение 5-8 мин начинают баклуширование. Перед загрузкой шихты дл доводки шлака трансформатор переключают на треугольник и после расплавлени шихты присаживают порционно (20- 30 кг) ферросилиций и алюминий. Компоненты шихты дл первого и второго периодов выплавки,феррованади и его доводки приведены в табл. 1-4 соответственно. После доводки сплав содержит, вес.%: V 38,9-46,9; Si- 1,0-6,4; С 0,35-0,58; Мп ,2; Р 0,040 ,08; 5 0,03-0,06. Концентраци У2О5 в сливном шлаке составл ет 0,28-0,31%. Полученный сплав может отличатьс от стандартного только содержанием кремни ,в котором концентраци кремни не превышает 3,5.%. По другим компонентам, и в особен-Т ности тем, концентраци которых строго ограничиваетс (Р,5 ,С) и которые существенно вли ют на качество легируемого металла, содержание этих примесей удовлетвор ет требовани м, предъ вл емым по этим компонентам к высшим сортам феррованади . Предлагаемый способ исключает период рафинировки сплава, что приводит к экономии материалов (технической п тиокиси ванади , извести) и электроэнергии, расходуемых в период рафинировки, исключает расходы , св занные со сливом, хранением и применением оборотного ванадий содержащего рафинировочного шлака. Годовой экономический эффект npj переходе на выплавку феррованади по данному изобретению в полном объеме (40 тыс. т) составл ет 3,5 млн.руб./год.During the smelting of ferrovanadium according to the proposed method, after the operation of baking, the CJ-TB of which reduces the introduction of wooden buckthorn to the metal-slag interface and an increase in the surface of their interaction due to the release of gaseous products of wood burning, the silicon content in the alloy rarely drops below 6-7%, and vanadium slag pentoxide concentration is below 7-8%. At the end of the second period, a mixture of lime, lime, and ferrosilicon is placed in the furnace for final finishing. The content of ferrosilicon in the mixture is 12-17% of its consumption in the first period. The connection between the consumption of ferrosilicon in the first and second periods is that when it is consumed more than the specified one, there is a lag in the heating of the metal from the complete reduction of vanadium, which leads to a decrease in the reactivity of the alloy in the second period. The content of lime and limestone in the mixture is calculated from the condition that the cix forms are formed from the oxidation of silicon of its oxides and the basicity of the slag at a level of 2.2-2.5. At that, the limestone introduced into the mixture has a higher specific weight than the slag and the surface metal is slag, which increases significantly due to the release of bubbles of carbon dioxide formed during the decomposition of limestone. This technique allows to increase the completeness of refining of silicon from silicon and to bring the concentration of nt vanadium oxide in slag O, 20 - 0.30%. Example. After filling the hearth and slopes, vanadium slag is placed in the furnace in an electric arc furnace (DS-3). After the vanadium slag is supplied and the furnace is turned on, by means of the melting of vanadium slag into the furnace, a mixture of ferrosilicon from the message and vanadium pentoxide are portion wise as the mixture melted and settled in the furnace. The filling time is 30-40 minutes. The charge is melted when the transformer windings are turned on in a delta scheme with a voltage of 244 V and a current of 4000-5000 A. The melting duration is 1.5-2 hours. After melting and heating the melt, the windings of the furnace transformer are transferred to the Star circuit voltage 144 V and the same current. The recovery process is intensified by additives to the molten portioned (20-30 kg) ferrosilicon to al MININ while simultaneously mixing the bath with a steel paddle. At the end of the first period, the alloy contains,%: Vanadium 20-25; silicon 22-26; manganese 3-5; P 0.0 0.07; 5 0.04-0.05; From 0.2-0.4. The slag that is drained after the first period contains,%: 0 / 23-0.28; Si 02 25-27; CaO 53-56; M & O. 2-4; The de oz s-charge of the second period, consisting of a mixture of vanadium slag, vanadium pentoxide and lime, is carried out in portions as the previous portion melts. The furnace is switched on again at a voltage of 244 V at the delta connection. After melting and warming up the charge of the second melting period of the transformer winding, they switch over to the Star circuit at a voltage of 144 V and after additional heating of the bath for 5-8 minutes, they start baking. Before charging the slag to charge the slag, the transformer is switched to a triangle and, after the charge is melted, ferrosilicon and aluminum are applied in batches (20-30 kg). The components of the mixture for the first and second periods of smelting, ferrovanadium and its finishing are given in table. 1-4, respectively. After finishing the alloy contains, wt%: V 38.9-46.9; Si- 1.0-6.4; C 0.35-0.58; MP, 2; P 0.040, 08; 5 0.03-0.06. The concentration of U2O5 in the discharge slag is 0.28-0.31%. The resulting alloy can differ from the standard only by the content of silicon, in which the concentration of silicon does not exceed 3.5%. For other components, and especially for those whose concentration is strictly limited (P, 5, C) and which significantly affect the quality of the alloyed metal, the content of these impurities satisfies the requirements imposed on these components for the highest grades ferrovanadi. The proposed method eliminates the period of refining the alloy, which leads to savings in materials (technical vanadium pentoxide, lime) and electricity consumed during the refining period, eliminates the costs associated with draining, storing and using recycled vanadium-containing refining slag. The annual economic effect of the npj transition to ferrovanadium smelting according to this invention in full (40 thousand tons) is 3.5 million rubles / year.

блица 1blitz 1

Т аT a

ТаСлица4TaSlitsa4

Claims

METHOD FOR SANDING VANADIUM ALLOYS, including loading and melting the mixture, reducing silicon with vanadium from vanadium pentoxide and vanadium slag in the first period, refining the alloy obtained from silicon with vanadium pentoxide, finishing the alloy to a predetermined composition in the second period and releasing the finished alloy, which distinguishes the fact that, in order to reduce the consumption of charge materials and electric energy, increase the productivity of the process and reduce costs, in the first period, vanadium slag is introduced onto the hearth of the furnace before entering part of the mixture containing vanadium pentoxide, ferrosilicon and lime at a ratio of 1: (1.65 - 2.25): (4.75 - 6.75), in the second period additionally recover vanadium IE slag when introduced into the melt sequentially 10 - 15% of a mixture of vanadium slag, vanadium pentoxide and lime in the ratio 1: (3.20 4.0) .: (7 - 8.7), and melt refinement is carried out by additional introduction of limestone, lime and ferrosilicon into it. in a ratio of 1: 1: 1.

2. The method according to claim 1, characterized in that the vanadium slag is introduced in the first period in the amount of 23.1 to 24.4 wt.% By weight of the charge.

3. The method according to claim 1, characterized in that when finishing the vanadium melt, the consumption of ferrosilicon is selected from 12 to 17% of its amount in the first period.

With

JV>

ί