CN111485105A - 一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法 - Google Patents

一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法，所述方法包括如下步骤：(1)采用有机酸对含钒废弃催化剂进行酸浸，得到有机酸浸液，分离有机酸，得到富集液；(2)对所述富集液进行氧化，在氧化后的富集液中进行铁元素的脱除，得到净化液，然后将所述净化液进行钒元素的沉淀过程，得到回收产物，所述回收产物为钒化物。本发明先对有机酸进行回收，回收率达到80～90％，然后对富集液进行氧化，氧化过程将富集液中的Fe2+和V4+氧化为Fe3+和V5+，然后进行铁元素的脱除，对铁元素的脱除过程不会造成钒元素的损失，有利于提高钒化物的回收率。

Description

一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的 方法
技术领域
本发明属于有色金属冶金及资源回收利用领域，具体涉及一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法，尤其涉及一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒和钨的方法。
背景技术
钒是一种重要的有益金属元素，被称为“现代工业的味精”，是国家的重要战略资源，广泛应用于钢铁、有色金属和化学化工等行业，例如钢铁行业的含钒钢，具有强度高、韧性大和耐磨性好等优点，因而广泛应用于机械、汽车、造船和铁路等行业；在化学工业及石油行业中被广泛用作催化剂，如硫酸工业、石油工业、烟气脱硝、合成聚乙烯和顺酐等。
目前含钒废弃催化剂中提取钒的方法主要包括湿法和湿法-火法联合的方法。湿法-火法联合方法一般是先焙烧，后浸提的过程。焙烧过程分为高温钠化焙烧以及钙化焙烧方法等，基本原理是以碳酸盐、氯化盐、硫酸盐等碱金属盐类为添加剂，通过700～1000℃高温焙烧过程，将原料中的低价态组份氧化成高价态，其中钒被氧化成五价并与碱金属形成复盐，再对钠化焙烧或钙化焙烧产物进行直接水浸或酸浸得到含钒浸提液，后加入铵盐制得钒酸铵沉淀，再经还原焙烧得到五氧化二钒产品，如CN103343236A，CN1631797A，CN1865460A，CN1940096A，CN103846112A，CN1752021A，CN101161831A，CN103305684A，CN103305706A，CN104109758A，CN101899582A等所报道，但是，该方法存在杂质难以脱除，流程复杂，能耗高等缺点，另外还会产生有害的氯化氢和氯气等腐蚀性气体。
湿法分为还原酸浸、直接酸浸、碱浸等工艺。还原酸浸过程中涉及的酸体系一般为无机硫酸体系，由于硫酸本身不具有还原性，因此需要外加还原剂如亚硫酸钠、二氧化硫等，如CN103290223A所报道，但所述方法存在浸出率低、外加还原剂引入其他杂质离子如钠、硫等不易去除的缺点；直接酸浸过程中不加入还原剂，直接使用酸液浸提，如CN103966447A所报道，用稀硫酸预浸提，后用浓硫酸再次浸提，但两次浸提过程中钒浸出率仅达到85％；碱浸过程在常压或高压下加入氢氧化钠浸提，形成钒酸钠盐浸出液，但所述方法得到的产品纯度较低，如CN103484678A，CN1305537A，CN1927726A，CN101631598A，CN102936039A等所报道。
专利CN106244828A中的含钒浸出液通过加入硫酸钾结晶得到钾明矾除铝，结晶后液通过加入还原铁粉或亚硫酸钠等物质还原溶液中的铁加入草酸以草酸盐形式实现铁杂质的脱除，经除杂后铝去除率达到70～85％，铁去除率为80～95％，但其在制备过程中产生的废弃酸液对环境污染严重；CN106745246A和CN108336381A分别说明了将碱性含钒溶液和酸性含钒溶液制备硫酸氧钒过程，但其在制备过程中产生的废弃物较多，环境污染严重。
因此，本领域需要开发一种新型回收钒的方法，使得回收过程简单，低能耗，可工业化生产，并且可以解决现有技术中存在的污染严重、浸出率较低、产品纯度较低和杂质离子难控制、废弃酸液无法利用等问题。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法，尤其在于提供一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒和钨的方法。
为达上述目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法，所述方法包括如下步骤：
(1)采用有机酸对含钒废弃催化剂进行酸浸，得到有机酸浸液，分离有机酸，得到富集液；
(2)对所述富集液进行氧化，在氧化后的富集液中进行铁元素的脱除，得到净化液，然后将所述净化液进行钒元素的沉淀过程，得到回收产物，所述回收产物包括钒化物。
本发明采用有机酸对含钒废弃催化剂进行酸浸，由于有机酸体系本身的还原性，能将五价或四价钒直接还原为四价或三价易于浸出的离子，钒浸出率高，浸出温度低，浸出条件温和并且不引入其它金属杂质离子，同时，相对于现有酸浸分离回收的方法，还原性有机酸体系溶解度受温度影响大，直接通过减压蒸发和冷却结晶的过程可以回收酸性晶体，晶体回收率可达80～90％，区别于常规蒸发过程，减压蒸发可使能耗有效降低，进而实现有机酸的循环利用，降低成本，减少重金属污染物的排放。
本发明所述富集液中Fe2+和V4+的沉淀脱除pH值相近，若直接进行铁元素的脱除可造成钒元素的损失，本发明先对富集液进行氧化，将富集液中的Fe2+和V4+氧化为Fe3+和V5+，然后进行铁元素的脱除，因Fe3+和V5+沉淀脱除的pH值不同，进而对铁元素的脱除过程不会造成钒元素的损失，有利于提高钒化物的回收率，铁元素脱除率为70～98％，钒元素的回收率为70～95％，钨元素的回收率为80～96％。
优选地，步骤(1)所述含钒废弃催化剂中还包含钨，采用所述方法回收得到的回收产物为钒化物和钨化物。
优选地，步骤(1)所述含钒废弃催化剂为二氧化硫氧化制硫酸催化剂、烟气选择性还原脱硝催化剂和苯氧化合成顺酐催化剂中的任意一种或至少两种的组合。
优选地，所述二氧化硫氧化制硫酸催化剂包括钒钾硅体系催化剂。
优选地，所述烟气选择性还原脱硝催化剂包括钒钨钛铝体系催化剂。
优选地，所述苯氧化合成顺酐催化剂包括钒钨铝硅体系催化剂。
优选地，步骤(1)所述有机酸浸液的制备过程包括：将废弃催化剂加入有机酸中浸提，得到有机酸浸液。
优选地，所述浸提的温度为25～120℃，例如30℃、50℃、60℃、80℃、100℃、110℃等。
优选地，所述浸提的时间为0.5～8h，例如1h、2h、3h、4h、5h、6h、7h等。
优选地，所述有机酸包括乙二酸、没食子酸、抗坏血酸和柠檬酸中的任意一种或至少两种的组合。
优选地，步骤(1)所述有机酸浸液中，V元素和Fe元素的含量分别为0.8～5g/L和0.2～3g/L。V元素的含量例如1g/L、2g/L、3g/L、3.5g/L、4g/L或4.5g/L等。Fe元素的含量例如0.5g/L、0.8g/L、1g/L、1.5g/L、2g/L或2.5g/L等。
优选地，所述有机酸浸液中还包括Ti元素、W元素、Ca元素、Mg元素、Al元素和Si元素中的任意一种或至少两种的组合，例如Ti元素、W元素、Ti元素和W元素、W元素和Ca元素、W元素和Al元素等。
优选地，所述有机酸浸液中Ti元素、W元素、Ca元素、Mg元素、Al元素和Si元素的含量分别为0.2～1.0g/L、0.5～5g/L、0.2～1.0g/L、0.2～1.0g/L、0.5～5g/L和0.2～1.0g/L。Ti元素的含量例如0.3g/L、0.5g/L、0.6g/L或0.8g/L等。W元素的含量例如1g/L、2g/L、2.5g/L、3g/L、3.5g/L或4g/L等。Ca元素的含量例如0.3g/L、0.5g/L、0.6g/L或0.8g/L等。Mg元素的含量例如0.3g/L、0.5g/L、0.6g/L或0.8g/L等。Al元素的含量例如0.8g/L、1g/L、2g/L、3g/L、4g/L或4.5g/L等。Si元素的含量例如0.3g/L、0.5g/L、0.6g/L或0.8g/L等。
优选地，步骤(1)所述有机酸的分离方式包括：对所述有机酸浸液中的水分进行减压蒸发，然后降温至有机酸的结晶温度，过滤有机酸晶体。
优选地，所述减压蒸发的蒸发体积为有机酸浸液体积的50～85％，例如55％、58％、60％、64％、68％、70％、75％或80％等。
优选地，所述减压蒸发的蒸发温度为60～90℃，例如65℃、70℃、75℃、80℃、85℃或88℃等。
优选地，所述有机酸的结晶温度为0～20℃，例如0℃、2℃、4℃、5℃、6℃、8℃、10℃、12℃、15℃、16℃或18℃等。
优选地，所述有机酸的结晶时间为3～8h，例如3h、4h、5h或8h等。
优选地，所述分离得到的有机酸中金属元素总含量≤200mg/kg，例如50mg/kg、80mg/kg、100mg/kg、120mg/kg、150mg/kg或180mg/kg等。
优选地，步骤(2)所述富集液的氧化包括：在所述富集液中加入氧化剂。
优选地，所述氧化剂包括双氧水和/或氧气。
优选地，所述富集液与氧化性材料的体积比为5～20:1，例如6:1、7:1、8:1、9:1、10:1、11:1、12:1、13:1、14:1、15:1、16:1、17:1、18:1或19:1等。
优选地，所述氧化的温度为20～120℃，例如30℃、50℃、60℃、80℃、100℃或110℃等。
优选地，所述氧化剂的流速为0.5～10mL/min，例如1mL/min、2mL/min、3mL/min、4mL/min、5mL/min、6mL/min、7mL/min、8mL/min或9mL/min等。
优选地，步骤(2)所述铁元素的脱除过程包括：在氧化后的富集液中加入碱性溶液调节至第一pH值，然后加入添加剂，脱除铁元素。
优选地，所述碱性溶液包括氨水。
优选地，所述第一pH值为2～4，例如2、3或4等。
本发明所述第一pH值不会使富集液中的钒元素沉淀脱除。
优选地，所述添加剂的加入量为0.1～2g，例如0.2g、0.5g、0.6g、0.8g、1g、1.2g、1.5g、1.7g或1.8g等。
优选地，所述添加剂包括乙二胺四乙酸。
本发明所述添加剂可使Fe3+在第一pH值下发生沉淀脱除。
优选地，所述铁元素脱除过程的温度为20～80℃，例如30℃、40℃、50℃、60℃或70℃等。
优选地，步骤(2)所述钒元素的沉淀过程包括：在所述净化液中加入碱性溶液调节至第二pH值，然后加入沉淀剂，得到回收产物，所述回收产物包括钒化物。
本发明所述净化液中若同时含有钨元素，在加入沉淀剂后，生成钒化物的同时还会生成钨化物，回收得到的回收产物为钒化物和钨化物。
优选地，所述净化液中V元素和W元素的含量分别为10～25g/L和10～30g/L。所述净化液中V元素的含量例如12g/L、15g/L、18g/L、20g/L、22g/L或24g/L等。所述净化液中W元素的含量例如12g/L、15g/L、18g/L、20g/L、22g/L、25g/L或28g/L等。
优选地，所述碱性溶液包括氨水。
优选地，所述第二pH值为8～12，例如9、10或11等。
优选地，所述沉淀剂的加入量为2～10g，例如2.5g、3g、3.5g、4g、4.5g、5g、6g、6.5g、7g、7.5g、8g、9g或9.5g等。
优选地，所述沉淀剂包括铵盐，优选氯化铵或硫酸铵。
优选地，所述钒化物包括钒酸铵，所述钨化物包括钨酸铵。
作为优选技术方案，本发明所述一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法，所述方法包括如下步骤：
(1)将钒钨钛铝体系催化剂加入有机酸中25～120℃浸提0.5～8h，得到有机酸浸液，对所述有机酸浸液中的水分进行60～90℃减压蒸发，所述减压蒸发的蒸发体积为有机酸浸液体积的50～85％，然后降温至有机酸的结晶温度0～20℃，结晶时间为3～8h，过滤有机酸晶体，得到富集液；
(2)按所述富集液与氧化剂的体积比为5～20:1，将富集液与氧化剂混合，所述氧化剂的流速为0.5～10mL/min，在20～120℃氧化，在氧化后的富集液中加入氨水调节第一pH值至2～4，加入0.1～2g乙二胺四乙酸，在20～80℃进行铁元素的脱除过程，得到净化液，然后在所述净化液中加入氨水调节第二pH值至8～12，加入铵盐进行钒元素和钨元素的沉淀过程，得到钒酸铵和钨酸铵。
与现有技术相比，本发明具有如下有益效果：
(1)本发明采用有机酸对含钒废弃催化剂进行酸浸，由于有机酸体系本身的还原性，能将五价或四价钒直接还原为四价或三价易于浸出的离子，钒浸出率高，浸出温度低，浸出条件温和并且不引入其它金属杂质离子，同时相对于现有酸浸分离回收的方法，还原性有机酸体系溶解度受温度影响大，直接通过减压蒸发和冷却结晶的过程可以回收酸性晶体，回收率可达80～90％，减压蒸发可以有效降低常规蒸发过程的高能耗，进而实现有机酸的循环利用，降低成本，减少重金属污染物的排放。
(2)本发明所述富集液中Fe2+和V4+的沉淀脱除pH值相近，若直接进行铁元素的脱除可造成钒元素的损失，本发明先对富集液进行氧化，将富集液中的Fe2+和V4+氧化为Fe3+和V5+，然后进行铁元素的脱除，因Fe3+和V5+沉淀脱除的pH值不同，进而对铁元素的脱除过程不会造成钒元素的损失，有利于提高钒化物的回收率，铁元素脱除率为70～98％，钒元素的回收率为70～95％，钨元素的回收率为80～96％。
附图说明
图1是本发明实施例1的方法过程示意图。
具体实施方式
为便于理解本发明，本发明列举实施例如下。本领域技术人员应该明了，所述实施例仅仅是帮助理解本发明，不应视为对本发明的具体限制。
本发明实施例中采用的钒钨钛铝体系催化剂的组成按重量份计，包括以下组分：
TiO<sub>2</sub> W<sub>2</sub>N V<sub>2</sub>O<sub>5</sub> Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub> SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> CaCO<sub>3</sub> S<sub>4</sub>N<sub>4</sub>
88.2wt％ 5wt％ 1wt％ 1wt％ 2.5wt％ 0.7wt％ 1.1wt％ 0.5wt％
实施例1
一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法包括如下步骤：
(1)将钒钨钛铝体系催化剂加入乙二酸中70℃浸提6h，得到钒元素含量为4.5g/L的有机酸浸液，在所述有机酸浸液中80℃减压蒸发水，蒸发体积为有机酸浸液体积的80％，然后在0℃下结晶乙二酸8h，过滤乙二酸晶体得到富集液；
(2)按所述富集液与双氧水的体积比为10:1，将富集液与双氧水混合，在70℃氧化，在氧化后的富集液中加入氨水调节第一pH值至3，加入1g乙二胺四乙酸，在50℃进行铁元素的脱除过程，得到净化液，然后在所述净化液中加入氨水调节第二pH值至11，加入铵盐进行钒元素和钨元素的沉淀过程，得到钒酸铵和钨酸铵，方法过程示意图如图1所示，由图中可以看出，将有机酸浸液经过减压蒸发、结晶分离有机酸、氧化富集液、中和调控除杂和加入硫酸铵的过程，最终得到钒酸铵和钨酸铵。
实施例2
与实施例1的区别在于，步骤(2)调节第一pH值至2。
实施例3
与实施例1的区别在于，步骤(2)调节第一pH值至4。
实施例4
与实施例1的区别在于，步骤(2)调节第一pH值至1。
实施例5
与实施例1的区别在于，步骤(2)调节第一pH值至5。
实施例6
与实施例1的区别在于，步骤(2)所述富集液与双氧水的体积比为20:1。
实施例7
与实施例1的区别在于，步骤(2)所述富集液与双氧水的体积比为5:1。
实施例8
与实施例1的区别在于，步骤(2)所述富集液与双氧水的体积比为4:1。
实施例9
与实施例1的区别在于，步骤(2)所述富集液与双氧水的体积比为21:1。
实施例10
一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法包括如下步骤：
(1)将钒钾硅体系催化剂加入没食子酸中25℃浸提8h，得到钒元素含量为1.2g/L的有机酸浸液，在所述有机酸浸液中60℃减压蒸发水分，蒸发体积为有机酸浸液体积的50％，然后降温至20℃结晶没食子酸3h，过滤得到富集液；
(2)按所述富集液与双氧水的体积比为10:1，将富集液与双氧水混合，在20℃氧化，在氧化后的富集液中加入氨水调节第一pH值至3，加入0.1g乙二胺四乙酸，在20℃进行铁元素的脱除过程，得到净化液，然后在所述净化液中加入氨水调节第二pH值至8，加入氯化铵进行钒元素的沉淀过程，得到钒酸铵。
实施例11
一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法包括如下步骤：
(1)将钒钨铝硅体系催化剂加入抗坏血酸中120℃浸提0.5h，得到钒元素含量为1.4g/L的有机酸浸液，在所述有机酸浸液中90℃减压蒸发水分，蒸发体积为有机酸浸液体积的85％，然后在10℃结晶抗坏血酸5h，过滤得到富集液；
(2)按所述富集液与氧气的体积比为10:1，将富集液与氧气混合，在120℃氧化，在氧化后的富集液中加入氨水调节第一pH值至3，加入2g乙二胺四乙酸，在80℃进行铁元素的脱除过程，得到净化液，然后在所述净化液中加入氨水调节第二pH值至12，加入氯化铵进行钒元素和钨元素的沉淀过程，得到钒酸铵和钨酸铵。
对比例1
与实施例1的区别在于，步骤(2)不添加双氧水，不对富集液进行氧化。
对比例2
与实施例1的区别在于，步骤(2)不添加乙二胺四乙酸。
对比例3
与实施例1的区别在于，步骤(1)中乙二酸替换为盐酸。
性能测试：
(1)酸回收率η：根据公式η＝m1/m0计算，其中m1为结晶过程分离出的有机酸晶体总质量，m0为初始浸出过程中加入的有机酸质量；
(2)铁元素脱除率：根据公式x＝(CFe,0V0-CFe,1V1)/CFe,0V0计算，其中CFe,1和V1分别为所述净化液中Fe元素的残余浓度和溶液体积，CFe,0和V0分别为所述有机酸浸液中Fe元素的初始浓度和溶液初始体积，浓度均由ICP-OES测定得到；
(3)钒元素和钨元素的回收率：根据公式x＝(Ci,0V0-Ci,2V2)/Ci,0V0计算，其中i表示V或W元素，Ci,2和V2分别为回收产物分离后溶液中i元素的残余浓度和溶液体积，Ci,0和V0分别为有机酸浸液中i元素的初始浓度和溶液初始体积，浓度均由ICP-OES测定得到。
表1
Figure BDA0001958304000000121
通过表1可以看出，本发明实施例1～11中酸回收率、铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较高，酸回收率为80～90％，铁元素脱除率为70～98％，钒元素的回收率为70～95％，钨元素的回收率为80～96％。
通过表1可以看出，实施例4相对于实施例1，铁元素脱除率较低并且钨元素的回收率较低，可能是因为实施例4中调节第一pH值至1，进而体系酸性较强，Fe3+与乙二胺四乙酸不易反应产生沉淀，造成铁元素脱除率较低，在体系pH值小于2时，钨元素容易以钨酸的形式析出，造成后续回收得到的钨元素含量降低，所以实施例4相对于实施例1铁元素脱除率较低并且钨元素的回收率较低。
通过表1可以看出，实施例5相对于实施例1，钒元素的回收率较低，可能是因为实施例5调节第一pH值至5，在此pH值下易造成钒元素生成沉淀析出，进而与铁元素一同脱除，造成后续回收得到的钒元素含量降低，所以实施例5相对于实施例1，钒元素的回收率较低。
通过表1可以看出，实施例8相对于实施例1，铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较低，可能是因为实施例8中富集液与双氧水的体积比值较小，进而双氧水的含量过多，氧化过程虽然彻底氧化，但稀释倍数太大，溶液中浓度明显降低，降低沉降脱除时的沉降率，所以实施例8相对于实施例1，铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较低。
通过表1可以看出，实施例9相对于实施例1，铁元素脱除率和钒元素的回收率较低，可能是因为实施例9中富集液与双氧水的体积比值较大，进而双氧水的含量过少，部分Fe2+未被氧化为Fe3+，V4+未被氧化为V5+，在后续对铁元素进行沉淀脱除和钒元素沉淀回收的过程中，Fe2+不易脱除，钒元素不易沉淀析出，所以实施例9相对于实施例1，铁元素脱除率和钒元素的回收率较低。
通过表1可以看出，对比例1相对于实施例1，铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较低，可能是因为对比例1中不添加双氧水，Fe2+未被氧化为Fe3+，V4+未被氧化为V5+，还原酸体系还原性配体未被破坏，沉降过程中Fe、V和W均以配合物形式存在，在沉淀pH范围内稳定性高，不易形成沉淀，造成W的回收率偏低。在后续对铁元素进行沉淀脱除和钒元素沉淀回收的过程中，Fe2+不易脱除，钒元素不易沉淀析出，所以对比例1相对于实施例1，铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较低。
通过表1可以看出，对比例2相对于实施例1，铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较低，可能是因为对比例2中不添加乙二胺四乙酸，在pH值为3时，Fe3+较难生成沉淀脱除，还原酸体系还原性配体未被破坏，沉降过程中V和W均以配合物形式存在，在沉淀pH范围内稳定性高，未形成易于沉淀的配合物，造成V和W的回收率偏低。所以对比例2相对于实施例1，铁元素脱除率、钒元素的回收率和钨元素的回收率较低。
通过表1可以看出，对比例3相对于实施例1，酸回收率和铁元素脱除率较低，可能是因为对比例3中将乙二酸替换为盐酸，盐酸无法通过蒸发结晶进行回收，且采用盐酸体系浸出溶液中铁元素以Fe3+形式存在，离子无有机分子络合，所以对比例3相对于实施例1，酸回收率和铁元素脱除率较低。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细工艺设备和工艺流程，但本发明并不局限于上述详细工艺设备和工艺流程，即不意味着本发明必须依赖上述详细工艺设备和工艺流程才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明产品各原料的等效替换及辅助成分的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (10)

1.一种还原酸浸含钒废弃催化剂过程中酸液回收及分离钒的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
(1)采用有机酸对含钒废弃催化剂进行酸浸，得到有机酸浸液，分离有机酸，得到富集液；
(2)对所述富集液进行氧化，在氧化后的富集液中进行铁元素的脱除，得到净化液，然后将所述净化液进行钒元素的沉淀过程，得到回收产物，所述回收产物包括钒化物。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述含钒废弃催化剂中还包含钨，采用所述方法回收得到的回收产物为钒化物和钨化物。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述含钒废弃催化剂为二氧化硫氧化制硫酸催化剂、烟气选择性还原脱硝催化剂和苯氧化合成顺酐催化剂中的任意一种或至少两种的组合，优选烟气选择性还原脱硝催化剂和/或苯氧化合成顺酐催化剂；
优选地，所述二氧化硫氧化制硫酸催化剂包括钒钾硅体系催化剂；
优选地，所述烟气选择性还原脱硝催化剂包括钒钨钛铝体系催化剂；
优选地，所述苯氧化合成顺酐催化剂包括钒钨铝硅体系催化剂。
4.根据权利要求1-3之一所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述有机酸浸液的制备过程包括：将废弃催化剂加入有机酸中浸提，得到有机酸浸液；
优选地，所述浸提的温度为25～120℃；
优选地，所述浸提的时间为0.5～8h；
优选地，所述有机酸包括乙二酸、没食子酸、抗坏血酸和柠檬酸中的任意一种或至少两种的组合。
5.根据权利要求1-4之一所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述有机酸浸液中，V元素和Fe元素的含量分别为0.8～5g/L和0.2～3g/L；
优选地，所述有机酸浸液中还包括Ti元素、W元素、Ca元素、Mg元素、Al元素和Si元素中的任意一种或至少两种的组合；
优选地，所述有机酸浸液中Ti元素、W元素、Ca元素、Mg元素、Al元素和Si元素的含量分别为0.2～1.0g/L、0.5～5g/L、0.2～1.0g/L、0.2～1.0g/L、0.5～5g/L和0.2～1.0g/L。
6.根据权利要求1-5之一所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述有机酸的分离方式包括：对所述有机酸浸液中的水分进行减压蒸发，然后降温至有机酸的结晶温度，过滤有机酸晶体；
优选地，所述减压蒸发的蒸发体积为所述有机酸浸液体积的50～85％；
优选地，所述减压蒸发的蒸发温度为60～90℃；
优选地，所述有机酸的结晶温度为0～20℃；
优选地，所述有机酸的结晶时间为3～8h；
优选地，所述分离得到的有机酸中金属元素总含量≤200mg/kg。
7.根据权利要求1-6之一所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述富集液的氧化包括：在所述富集液中加入氧化剂；
优选地，所述氧化剂包括双氧水和/或氧气；
优选地，所述富集液与氧化性材料的体积比为5～20:1；
优选地，所述氧化的温度为20～120℃；
优选地，所述氧化剂的流速为0.5～10mL/min。
8.根据权利要求1-7之一所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述铁元素的脱除过程包括：在氧化后的富集液中加入碱性溶液调节至第一pH值，然后加入添加剂，脱除铁元素；
优选地，所述碱性溶液包括氨水；
优选地，所述第一pH值为2～4；
优选地，所述添加剂的加入量为0.1～2g；
优选地，所述添加剂包括乙二胺四乙酸；
优选地，所述铁元素脱除过程的温度为20～80℃。
9.根据权利要求1-8之一所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述钒元素的沉淀过程包括：在所述净化液中加入碱性溶液调节至第二pH值，然后加入沉淀剂，得到回收产物，所述回收产物包括钒化物；
优选地，所述净化液中V元素和W元素的含量分别为10～25g/L和10～30g/L；
优选地，所述碱性溶液包括氨水；
优选地，所述第二pH值为8～12；
优选地，所述沉淀剂的加入量为2～10g；
优选地，所述沉淀剂包括铵盐，优选氯化铵或硫酸铵；
优选地，所述钒化物包括钒酸铵，所述钨化物包括钨酸铵。
10.如权利要求1-9之一所述的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
(1)将钒钨钛铝体系催化剂加入有机酸中25～120℃浸提0.5～8h，得到有机酸浸液，对所述有机酸浸液中的水分进行60～90℃减压蒸发，所述减压蒸发的蒸发体积为所述有机酸浸液体积的50～85％，然后降温至有机酸的结晶温度0～20℃，结晶时间为3～8h，过滤有机酸晶体，得到富集液；
(2)按所述富集液与双氧水的体积比为5～20:1，将富集液与氧化剂混合，所述氧化剂的流速为0.5～10mL/min，在20～120℃氧化，在氧化后的富集液中加入氨水调节第一pH值至2～4，加入0.1～2g乙二胺四乙酸，在20～80℃进行铁元素的脱除过程，得到净化液，然后在所述净化液中加入氨水调节第二pH值至8～12，加入铵盐进行钒元素和钨元素的沉淀过程，得到钒酸铵和钨酸铵。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114733579A (zh) * 2021-01-08 2022-07-12 国家能源投资集团有限责任公司 从废脱硝催化剂中回收钒的方法、催化剂再生剂及其制备方法、脱硝催化剂及其制备方法
CN114890476A (zh) * 2022-05-25 2022-08-12 中国科学院过程工程研究所 一种从含钒酸性草酸铵溶液中分离制备偏钒酸铵的方法
CN115818725A (zh) * 2023-02-14 2023-03-21 国能龙源环保有限公司 一种利用废弃脱硝催化剂制备三氧化二铁的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102127657A (zh) * 2011-03-21 2011-07-20 中南大学 一种石煤酸浸液提钒铁综合回收方法
CN103484673A (zh) * 2013-09-13 2014-01-01 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种黑色酸浸钒液沉钒的方法
CN103966447A (zh) * 2014-05-20 2014-08-06 漯河兴茂钛业股份有限公司 一种废弃脱硝催化剂综合利用的方法
JP2014234551A (ja) * 2013-06-05 2014-12-15 公立大学法人大阪府立大学 白金族金属の回収方法
CN105986123A (zh) * 2015-02-11 2016-10-05 中国科学院过程工程研究所 一种含钒废弃催化剂还原性有机酸浸提钒的方法
CN108707748A (zh) * 2018-05-25 2018-10-26 中国科学院过程工程研究所 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102127657A (zh) * 2011-03-21 2011-07-20 中南大学 一种石煤酸浸液提钒铁综合回收方法
JP2014234551A (ja) * 2013-06-05 2014-12-15 公立大学法人大阪府立大学 白金族金属の回収方法
CN103484673A (zh) * 2013-09-13 2014-01-01 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种黑色酸浸钒液沉钒的方法
CN103966447A (zh) * 2014-05-20 2014-08-06 漯河兴茂钛业股份有限公司 一种废弃脱硝催化剂综合利用的方法
CN105986123A (zh) * 2015-02-11 2016-10-05 中国科学院过程工程研究所 一种含钒废弃催化剂还原性有机酸浸提钒的方法
CN108707748A (zh) * 2018-05-25 2018-10-26 中国科学院过程工程研究所 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114733579A (zh) * 2021-01-08 2022-07-12 国家能源投资集团有限责任公司 从废脱硝催化剂中回收钒的方法、催化剂再生剂及其制备方法、脱硝催化剂及其制备方法
CN114733579B (zh) * 2021-01-08 2024-04-02 国家能源投资集团有限责任公司 从废脱硝催化剂中回收钒的方法、催化剂再生剂及其制备方法、脱硝催化剂及其制备方法
CN114890476A (zh) * 2022-05-25 2022-08-12 中国科学院过程工程研究所 一种从含钒酸性草酸铵溶液中分离制备偏钒酸铵的方法
CN114890476B (zh) * 2022-05-25 2023-08-18 中国科学院过程工程研究所 一种从含钒酸性草酸铵溶液中分离制备偏钒酸铵的方法
CN115818725A (zh) * 2023-02-14 2023-03-21 国能龙源环保有限公司 一种利用废弃脱硝催化剂制备三氧化二铁的方法

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