Iпроблеми навколишнього середовища 541

рекомендовано! 569

л1тератури 569

\ Сировиною для отримання ванадш е зал1зш руди, що М1стять 0,3 — 0,5 % ванадпо у вигляд1 оксиду ванадш (III) У₂0₃. У деяких випадках •фйИЛЯЮТЬСЯ 3ал13н1 руди, в ЯКИХ ВМ1СТ ванадш бшыний.

1з руди спочатку отримують оксид ванадш (V) У₂0₅, який попм Цдмовлюють в електропечах за допомогою силщш або алюмшш. За ЦИИНПОСТ1 руди 13 високим умдстом ванадш для отримання оксиду МНадйо (V) вщразу можна застосувати гщрометалурпйний снос 16, тобто Нроплавити руду з лужними добавками 1 пот1м провести вилужування СПску.

За незначного вмюту ванадию в рудах застосовують п1рометалурпй- НИЙ спос!б вилучення ванадш, тобто комбшацш шро-1 пдрометалурпй- ИИХ процеав. Розглянемо основш стадп ще! технологи.

1. Збагачення 1 подготовка руди до плавки. У раз1 переробки титано- Мйгпетитових руд кр1м зал1зо-ванад1евого концентрату шод1 отримують ТИтановий концентрат, що мштить 40 —45 % ТЮ₂, який використовують ДЛЯ виробництва феротитану. Зал1зо-ванад1евий концентрат пщдають И'ломерацп або кускуванню.

2. Виплавка чавуну з агломерату або окатюв зал!зо-ванад!евого кон­центрату, що м1стять 0,4 — 0,8 % ваиадш. При цьому вщновлюеться НО -90 % ванадш 1 отримують чавун, що м1стить 0,4 — 0,6 % ванадш.

3. Окиснення ванадш чавуну в конвертер! з видьтенням ванад1евого Шлаку, що М1стить 7 — 10 % ванад!ю у вигляд1 РеО У₂0₅. Нашвпродукт |||сля зливання ванад1евого шлаку переробляють на сталь, а шлак спря- Монують для проведения пдрометалургп. Вилучення ванадш з чавуну становить близько 90 %.

4. Вилучення оксщцв ванадш з конвертерного шлаку можна прово­дите кшькома способами:

а) шлак змппують 13 содою Ыа₂С0₃ або сильв1штом ЫаС1 • КС1 1 проводять окисне вщиалювання в трубчастих обертових печах за тем­ператури 800 — 850 °С. При цьому утворюються ванадати натрш Ыа₂У₂0₉, що розчиняються у вод1;

б) шлак шеля вщпалювания вилуговують водою, а пот1М 60 %-м розчином Н₂30₄. На ф1льтрах видшяеться ваиад1евий ф1льтрат, в якому концентрация ванадию досягае 25 — 30 г/л;

в) осад просушують 1 сплавляють у полуменевш печ1 за температу­ри 750 °С, шеля чого отримують техшчний оксид ванадпо (V) 13 вм1стом М0 -90 % У₂0₅;

г) 13 техничного оксиду ванадш (V) в електропеч; виплавляють ферованадш. Процес проводять у дв1 стадп: спочатку вщновлюють частину оксиду ванадш (V) надлишком феросилщш з додаванням алюмшш, отримують сплав, що М1стить 21 —23 % силщш й вщвальний шлак, в якому ванадш менше шж 0,35 %. Пот1м отриманий сплав рафЬ иують вщ силщш шшою частииою оксиду ванад!ю (V), отримуючи ферованадш (45 — 50 % V; близько 1,5 % 81 та шлак (10 — 15 % У₂0₅), икий використовують на першш стадп.

Для виробництва 1 т 40 %-го ферованадда витрачаеться така юлы»И матер1ал1в, кг: плавленого оксиду ванадш (V) (85 % м II,

феросшпщю (75 %-й) — 425, вторинного алюмппю — 75, вапна 1151), зал1зно1 обр131 — 157, граф1тованих електрод1в — 26, електроеигр! |(, кВт • год — 1350.

Вилучення ванадш у процесс отримання ферованадт стамшний 98,5 %, а наскр1зного вилучення на вслх стад1ях технолога вщ руди ли ферованадда — 60 — 65 %.

4.5.7. Виробництво феровольфраму

Вольфрам використовують для легування сталей 1 сплав1в з мен ни збшьшення опору розриву та опору зношування й удару, тдвищпшм меж! текучост!, надання властивост! самогартування 1 зменшення м<»и ливост1 утворення гарячих трвдин. Для легування сталей викориспту ють феровольфрам таких марок, %:

Марка XV Мо Мп §1 С Р 3 А1

ФВ80 >80 <6,0 <0,2 <0,8 <0,1 <0,03 <0,02 <3,0

ФВ70 >70 < 7,0 < 0,3 < 2,0 < 0,2 < 0,06 < 0,01

Сировинш матер1али. Для виплавки феровольфраму застосовуки вольфрамитовий концентрат, який м1стить 55 — 65 % \\Ю₃, 4 — 5 ЗК),, 2 — 3 % СаО та шип домшки. Для отримання сплав1в 13 вмщтом воль фраму близько 70 % як вщновник використовують нафтовий або шч.и вий коксик 1 феросилщщ марок ФС65 або ФС75, а для виробництва сплавш з великим вм1стом вольфраму — алюмшш.

Ф13ико-х1м1Чш умови процесу. Вольфрам мае невелику Х1М1чпу спорщнешсть з киснем, тому може бути вщновлений з оксидш силщн м, вуглецем 1 алюмМем:

2/Ш0₃ + 51 = 2/т + ЗЮ₂ , АО^ = -351 220 + 34,96 Г;

2/3\У0₃ + 2С = 2/3\У + 2СО, АО^ = +327 332 - 339,88 Т; 2/ЗДУ0₃ + 4/3 А1 = 2/34/ + 2/ЗА1₂0₃, ДС# = -527 193 + 21,02 Т.

Технолопя вуглецево-сшпкотерм1чно| плавки. Сплави !.з вмктом вольфраму близько 70 % виплавляють у рудовщновних печах ноту,к тетю 2,5 — 5 МВ • А. Ванну печ! футерують магнезитового цеглою; у процес1 плавки магнезитова футершка частково замвдуеться фероволь фрамом, тобто робочою футер! вкою е металевий гаршеаж.

Умовно видхляють три перюди плавки, що р1зняться за характером ф1зико-х1м1чних процес1в 1 технолопчних операций. У ход! першою

у «айжу» шихту задають на сплав, що залишився вщ поперед- ПЛанки, який мае пщвищений вмют 51 (3 — 8 %), С (0,2 — 2 %), Мп (3— | инижений вмост \У (50 — 55 %). У цей перюд вщбуваеться раф1- нн сплаву вщ цих дом1шок завдяки окисненню Ух киснем, що тгк'я в оксидах «св1жоТ» шихти, тобто в печ1 утворюеться окисний , щомктить 16-23% Ш)₃, 15-20 РеО, 26-32 ЗЮ₂, 10-15 МпО, }0 СаО, 1 —3 М^О, 2 —4 % А1₂0₃. Для зб1лынення швидкосп рафЬ нпи температуру металу й шлаку пщвищують, включаючи шч на имальну потужшсть. Ннприкшщ першого перюду починають завалення у ванну иеч1 кон- Трату з коксиком, добиваючись отримання робочого шлаку другого |оду, який мкггить 10—12 % ШО^ У другому иерюд1 вщбуваеться оилення вольфраму переважно вуглецем коксика. Отже, до кшця рого периоду метал мае стандартний вмют вольфраму 1 домгшок. Ли анализу сплаву починають вичерпування сплаву 13 печ1 з викори- Нпям змшних ложок з вуглецевоУ стал1, що вмйцують до 50 кг мета- , Ложку з металом попм занурюють у бак з водою, охолоджують на *ц1альному пристроУ 1 вибивають з неУ зливок металу. Випускати ЛИВ через льотку иеч1, як це вщбуваеться пщ час виплавки шших роеплавов, не можна внаслщок високоУ в'язкосп феровольфраму (тем- ритура плавлення близько 2600 °С).

Мота третього перюду — довщновлення \У0₃ 31 шлаку сшнщем росшйцда. Метал при цьому збагачуеться силицем та шшими ДОМ1Ш- Ми, а вм1ст у ньому вольфраму знижуеться до 52 — 54 %. Рлнцевий ЛШ< третього перюду мютить 0,05 — 0,2 % \\Ю₃, 0,3 — 2 РеО, 45 — ХЮ₂, 15 — 20 МпО, 25 — 32 % СаО. Шсля випускання шлаку в печ! лишаеться метал такого складу, %: \У — 66 — 70, 51 — 5 — 7, Ми — ,7 2,5. Якщо шлак мютить понад 0,3 % вольфраму, то його поверта- Ю'11> па переплавку.

Технолопя алюмотерм1ЧноУ плавки. Сплави 13 вмютом понад 80 % ИОЛьфраму виплавляють алюмшотерм1чним способом. До складу шихти (Ходить вольфрам1товий концентрат, зал1зна окалина, первинний алю- М1н1й 1 вапно. Плавку проводять у печ! потужн1стю 1 МВ • А, облад- НШЙЙ зшмною ванною з магнезитового футер1вкою.

У початковий перюд плавки на подину печ1 завантажують порщю Шихти 1 запальну сум1ш (алюмш1евий порошок \ зал1зна окалина), яку |||дпалюють гид електродами печи Якщо на подит утворюеться розплав, опускають електроди ) набирають електричне навантаження, пот1м по­дають нов1 порщ'Т шихти. При цьому намагаються пщтримувати глибо- Кг занурення електрод1в у шлак для забезпечення його прогрхвання та оепдження краиель вщновленого металу.

Шлак довщновлюють, вводячи на поверхню алюмдаеву крупу, июля чого його випускають 13 печь У печ1 залишаеться злиток стандартного феровольфраму 1 невеликий шар сплаву з пщвищеним вмютом дом1- шок, який по'пм наиравляють для рафшувальноУ переплавки.

Техтко-економ1чт показники. Для отримання 1 т феровольфраму витрачаеться:

Вуглецевосилшо- Алюмотерм1чна

^лад термхчна плавка плавка

МЕТАЛУРГШ СТАЛ1 1