Технология производства ферровольфрама

Технология алюминотермического производства ферровольфрама внепечным способом разработана В.П. Елютиным, в опытах которого часть алюминия заменена ферросилицием (75% Si). При промышленной выплавке на 100 кг шеелитового концентрата расходовалось 15 кг алюминия, 9 кг ферросилиция, 6 кг окалины, 7,5 кг железной стружки и 6 кг плавикового шпата. Плавки проводили на 800—1000 кг концентрата (масса слитка сплава 500—600 кг).

В результате плавки получали сплав следующего состава: 81,8—84,7% W; 0,5—0,9% Si; 0,10—0,15% Al; 0,3—0,5% Mn; 0,05—0,11% С.

Расходные коэффициенты на 1 т были следующими: 1625 кг шеелитового концентрата, 240 кг алюминия, 145 кг ферросилиция, 100 кг окалины и 120 кг железной руды. Извлечение вольфрама составило 95%.

В Англии внепечным методом выплавляют ферровольфрам из ферберитовых концентратов. Концентрат крупностью 80—100 меш. и порошок металлического алюминия (20—30 меш.) перемешивают совком или лопатой в песчаной ванне размерами 1,8х0,9х1,2 м, после чего поджигают в этой же ванне смесью перекиси бария и алюминия. После охлаждения песчаную форму взламывают и отделяют металл от шлака. Во время одной плавки расходуется от 500 до 2000 кг ферберитового концентрата, потери вольфрама в шлаке 0,5—1,0%.

Из теплового баланса выплавки ферровольфрама следует, что при восстановлении алюминием шеелитового концентрата тепла экзотермических реакций недостаточно для нормального протекания процесса (в первую очередь — для полного разделения металлической и шлаковой фаз), поэтому алюминотермический ферровольфрам из этого вида сырья выплавляют в электропечи.

Примерный состав шихты выплавки ферровольфрама на 100 кг концентрата следующий: первичный алюминиевый порошок 22—23 кг, железная обсечка 3 кг, железная окалина 4—5 кг.

Железная обсечка представляет собой отходы гвоздильного производства; перед введением в шихту ее обрабатывают — удаляют крупные куски, посторонние предметы, влагу, масла и др. Содержание кремния в обсечке не должно превышать 0,5%.

Железная окалина не должна содержать посторонних примесей, перед плавкой ее просушивают. Содержание кремнезема в окалине не должно превышать 1,5%.

Плавка проводится в трехфазной электропечи с трансформатором мощностью 100 кВА, напряжение на низкой стороне 65 В, сила тока 5000 А; внутренний диаметр плавильного агрегата 600—800 мм, высота ванны 1200 мм. Футеровка плавильного горна угольная.

Плавку начинают загрузкой 100—150 кг брикетированной шихты на подину плавильного горна и зажиганием ее запалом, состоящим из 1 кг алюминиевого порошка и 3 кг железной окалины. После начала процесса плавки и образования на подине жидкого расплава печь включают и набирают нагрузку.

При максимальной нагрузке на электродах печи (5000 А) время проплавления шихты должно составлять 35—60 мин. При повышении скорости проплавления шихты повышается количество шлаковых включений в металле. Совместно с шихтой переплавляют богатые вольфрамом отходы предыдущих плавок. Общее количество переплавляемых отходов на одну плавку не должно превышать 200 кг.

После окончания проплавления шихты и удаления настылей со стенок горна и электродов на поверхность жидкого шлака небольшими порциями в течение 10—15 мин забрасывают алюминиевый порошок. Общее количество восстановителя, задаваемого в конце плавки — от 5 до 10 кг. Плавка заканчивается выдержкой расплава в течение 10—15 мин, разделкой летки и выпуском шлака.

В некоторых случаях шихту делят на две равные части, каждую из которых проплавляют по рассмотренной технологии, включая выпуск шлака после окончания первой и второй частей плавки.

Переплав отходов проводится как на обычных, так и на специально проводимых плавках. Шихта специальных плавок состоит из следующих компонентов, кг:

При промышленном производстве алюминотермического ферровольфрама расход шихтовых материалов следующий, кг:

Расход технологической электроэнергии 425 кВт*ч/т.

В процессе разделения металлической и шлаковой фаз и их кристаллизации, помимо основного слитка стандартного ферровольфрама, образуется дополнительный слой сплава с повышенным содержанием таких элементов, как молибден (8—10%), кремний (2,3—4,5%) и алюминий (5—8%) при содержании вольфрама 45—48%. Наиболее целесообразным способом переработки этого загрязненного примесями слоя после его отделения от основного слитка является расплавление металла и рафинирование смесью железной руды и извести от кремния и алюминия. Получаемый при этом сплав содержит 25—30% W; 5—6% Mo; 0,2—0,6% Si и 0,4—0,6% Al.

При подготовке шихты, выплавке и разделке металла и шлака необходимо уделять особое внимание сокращению потерь вольфрама. Плавильная камера, в которой происходит максимальный вынос шихтовых материалов, должна быть оборудована электрофильтрами. На участках дозировки и брикетирования шихты необходимо предусматривать отсасывающую вентиляцию и систему сбора пыли.

Все шлаки следует анализировать на содержание вольфрама. Шлаки, содержащие менее 0,5% WO3, можно считать отвальными; при большем содержании WO3 шлаки необходимо переплавлять. При выплавке на прочных брикетах содержание WO3 в шлаке удается снизить до 0,1%.

В работе рассмотрены некоторые особенности алюминотермического производства ферровольфрама при проведении балансовых плавок на порошкообразной шихте и с брикетированием шеелитового концентрата с алюминием.

Из рис. 159 следует, что контролируемые элементы распределены в объеме слитка весьма неравномерно. Различие содержания в верхних и нижних слоях слитка достигает 7—10% W; 0,5—1,0% Mo; 0,5—0,8% Si; 1,0—1,5% Al.

Анализ средних проб шлака, а также данные о распределении компонентов по объему шлака показали, что в шлаке, слитом после окончания процесса (-2/3 количества), содержание вольфрама в 2—2,5 раза выше, чем в шлаке, оставшемся на слитке. Наблюдалось повышенное содержание трехокиси вольфрама в нижних слоях обеих частей шлака, что свидетельствовало о неполном осаждении корольков металла. Среднее содержание трехокиси вольфрама в шлаках плавок на порошкообразной шихте составляло 0,38%, на брикетированной 0,073%. Среднее содержание элементов в готовом сплаве, полученном на порошкообразной и брикетированной шихте, составило соответственно: W — 83,05 и 83,13%; Mo — 4,75 и 3,96%; Si — 1,26 и 1,28%; Fe — 6,90 и 7,51%; Cu — 0,047 и 0,026%.

В табл. 100 приведены данные о распределении вольфрама в продуктах плавки, из которых следует, что выплавка на брикетированной шихте повышает на 3,9% выход вольфрама в годный металл и в несколько раз сокращает количество выплесков и выносимой во время плавки пыли. Количество вольфрама, не улавливаемое фильтрами, невелико (менее 0,3%); потери его в шлаках при порошкообразной шихте составляют около 0,7%, при выплавке на брикетах 0,3%. Однако выплавка на брикетах не уменьшает количества вольфрама в металле, возвращаемом на переплав; это количество в обоих случаях составляет 10—11%. Очевидно, уровень общего извлечения вольфрама из шеелитовых концентратов определяется прежде всего тщательностью сбора различных видов вольфрамсодержащих отходов и сокращением потерь вольфрама в процессе их переработки.

В работе приводятся результаты опробования выплавки ферровольфрама в электропечи с предварительным расплавлением части шеелитового концентрата с железной рудой. Из концентратов, содержащих до 5% SiO2, получен сплав, содержащий менее 0,3% Al и менее 1% Si; дополнительного слоя загрязненного сплава не наблюдалось. Низкие содержания алюминия и кремния обеспечивались при недостатке алюминия в шихте и содержании закиси железа в шлаках 10—12%, однако в шлаках оставалось 2—4% WO3 (рис. 160). Другим недостатком плавки был бурный ход восстановления, в результате чего газами выносилось до 8% шеелитового концентрата, а извлечение вольфрама в слиток не превышало 80%.