RU2117061C1 - Method of processing spent vanadium catalyst - Google Patents
Method of processing spent vanadium catalyst Download PDFInfo
- Publication number
- RU2117061C1 RU2117061C1 RU96113532A RU96113532A RU2117061C1 RU 2117061 C1 RU2117061 C1 RU 2117061C1 RU 96113532 A RU96113532 A RU 96113532A RU 96113532 A RU96113532 A RU 96113532A RU 2117061 C1 RU2117061 C1 RU 2117061C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- catalyst
- sulfur
- firing
- product
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Exhaust Gas Treatment By Means Of Catalyst (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Catalysts (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способу переработки отработанного ванадийсодержащего катализатора и может быть использовано в металлургии и производстве серной кислоты. The invention relates to a method for processing spent vanadium-containing catalyst and can be used in metallurgy and sulfuric acid production.
Известен способ переработки отработанного ванадиевого катализатора (извлечение ванадия из отработанных катализаторов) путем хлорирующего обжига размолотых катализаторов с хлористым натрием при 780oC в течение 3 ч с последующим выщелачиванием ванадия раствором серной кислоты и водной промывкой (Винаров И.В. и др. Комплексное использование минерального сырья, N 2, с. 17-19, 1988 г.).There is a method of processing spent vanadium catalyst (extracting vanadium from spent catalysts) by chlorinating annealed catalysts with sodium chloride at 780 ° C for 3 hours, followed by leaching of vanadium with a solution of sulfuric acid and water washing (I. Vinarov and others. Complex use mineral raw materials, N 2, pp. 17-19, 1988).
Недостатком способа является многостадийность процесса, так как необходима операция предварительного измельчения катализатора; введение хлористого натрия на стадию обжига, который разлагается с выделением хлоридов, создающих агрессивную атмосферу в печи; потери ванадия и серы при выщелачивании прокаленных гранул (в маточнике остается до 5% относительно V2O5 и 100% серы в виде сульфатов, которые не утилизируются); длительность процесса.The disadvantage of this method is the multi-stage process, since the operation of preliminary grinding of the catalyst is necessary; the introduction of sodium chloride at the stage of firing, which decomposes with the release of chlorides, creating an aggressive atmosphere in the furnace; loss of vanadium and sulfur during leaching of calcined granules (up to 5% relative to V 2 O 5 and 100% sulfur in the form of sulfates that are not disposed of remain in the mother liquor); the duration of the process.
Наиболее близким к описываемому по технической сущности и достигаемому результату является другой известный способ переработки отработанного ванадиевого катализатора, включающий обжиг катализатора при 600-750oC с подачей кислорода на стадии обжига, выщелачивание обожженного продукта раствором минеральной кислоты, высаживание ванадия в виде FeVO4 и разделение осадка, содержащего ванадий, и маточного раствора, содержащего сульфаты (патент США N 4115110, кл. C 22 B 34/22, 1977.).Closest to the described technical essence and the achieved result is another known method for processing spent vanadium catalyst, comprising calcining the catalyst at 600-750 ° C with oxygen supply at the calcining stage, leaching the calcined product with a solution of mineral acid, precipitating vanadium in the form of FeVO 4 and separating a precipitate containing vanadium and a mother liquor containing sulfates (US patent N 4115110, CL C 22 B 34/22, 1977.).
Недостатком способа является недостаточная степень извлечения ванадия из сырья (85-92%) и полная потеря серы, находящейся в сырье, так как серосодержащий маточник не используется. Кроме того, способ вызывает затруднения в технологическом оформлении в связи с наличием стадии выщелачивания минеральной кислотой, требует значительных объемов и специального кислотостойкого оборудования. The disadvantage of this method is the insufficient degree of extraction of vanadium from raw materials (85-92%) and the complete loss of sulfur in the raw materials, since the sulfur-containing mother liquor is not used. In addition, the method causes difficulties in technological design due to the presence of a leaching stage with mineral acid, it requires significant volumes and special acid-resistant equipment.
Поставлена задача переработать отработанный ванадийсодержащий катализатор с практически полным переходом ванадия в конечный продукт, а также утилизировать серу, находящуюся в катализаторе. The task was to process the spent vanadium-containing catalyst with almost complete transition of vanadium into the final product, as well as to utilize the sulfur in the catalyst.
Поставленная задача решена в предложенном способе переработки отработанного ванадиевого катализатора, включающем обжиг отработанного катализатора при 900-1100oC с подачей топочных газов на стадию обжига с получением обогащенного по ванадию ванадийсодержащего материала. По этому способу обжиг ведут до получения в ванадийсодержащем материале соотношения (в мас.%): V : S = 1 : (0,1-0,4) и V2O5 : Me2O = 1 : (1,4-2,0), где Me2O - сумма окислов щелочных металлов, разделение полученного продукта и отходящих серосодержащих газов с последующим направлением их на производство серной кислоты.The problem is solved in the proposed method for the processing of spent vanadium catalyst, comprising firing the spent catalyst at 900-1100 o C with the supply of flue gases to the firing stage to obtain vanadium-rich vanadium-containing material. According to this method, firing is carried out until the ratios (in wt.%) Are obtained in the vanadium-containing material: V: S = 1: (0.1-0.4) and V 2 O 5 : Me 2 O = 1: (1.4- 2.0), where Me 2 O is the sum of alkali metal oxides, the separation of the obtained product and waste sulfur-containing gases with their subsequent direction to the production of sulfuric acid.
Новым способом является проведение стадии обжига при указанных условиях и утилизации серы. A new way is to carry out the firing stage under the indicated conditions and the utilization of sulfur.
Сущность способа заключается в следующем. Для того, чтобы практически полностью исключить потери ванадия из отработанного ванадиевого катализатора и получить продукт, который в дальнейшем может быть использован для получения ферросплавов и легированных сталей, а также утилизировать серу, находящуюся в отработанном катализаторе и направить ее в сернокислотное производство необходимо определенным образом провести стадию обжига. Подача топочных газов на стадию обжига приводит к разложению сульфатов, содержащихся в катализаторе, восстановлению V+5 до V+4 и образованию ванадиевых бронз. Большую роль при этом играет и температура обжига, так как должно полностью пройти разложение сульфатов и выделенная сера перейти в отходящие газы. Наличие серы и щелочных металлов в больших количествах в ванадийсодержащем продукте в металлургической плавке является недопустимым, поэтому обжиг надо провести таким образом, чтобы получить определенное соотношение V : S и V2O5 : Me2O. Это соотношение меняется в зависимости от качества отработанного катализатора, времени обжига и температуры, но в любом случае должно составлять соответственно V : S = 1 : 0,10-0,40 и V2O5 : Me2O = 1 : 1,4-2,0. Установлено, что при использовании в металлургической плавке ванадийсодержащего материала с соотношением V : S = 1 : 0,10-0,40 и V2O5 : Me2O = 1 : 1,4-2,0 оптимально и не влияет на процесс. При увеличении содержания S и Me2O в этих соотношениях выше (для S>0,4 и для Me2O >2,0) продукт не удовлетворяет требованиям, предъявляемым к материалам, используемым в металлургической плавке. С другой стороны проведение процесса до меньшего соотношения, чем V : S = 1 : 0,1 и V2O5 : Me2O = 1 : 1,4 потребует изменения условий обжига, увеличения температуры и времени, что, в свою очередь, приведет к потере ванадия за счет образования летучих соединений ванадия.The essence of the method is as follows. In order to almost completely eliminate the loss of vanadium from the spent vanadium catalyst and to obtain a product that can later be used to obtain ferroalloys and alloy steels, as well as to utilize the sulfur in the spent catalyst and send it to the sulfuric acid production, it is necessary to carry out a stage in a certain way roasting. The supply of flue gases to the firing stage leads to the decomposition of sulfates contained in the catalyst, the reduction of V +5 to V +4 and the formation of vanadium bronzes. The firing temperature also plays an important role, since the decomposition of sulfates must completely pass and the released sulfur must pass into the exhaust gases. The presence of sulfur and alkali metals in large quantities in the vanadium-containing product in metallurgical smelting is unacceptable, therefore, firing must be carried out in such a way as to obtain a certain ratio of V: S and V 2 O 5 : Me 2 O. This ratio varies depending on the quality of the spent catalyst , firing time and temperature, but in any case should be respectively V: S = 1: 0.10-0.40 and V 2 O 5 : Me 2 O = 1: 1.4-2.0. It is established that when using vanadium-containing material in the metallurgical melting with a ratio of V: S = 1: 0.10-0.40 and V 2 O 5 : Me 2 O = 1: 1.4-2.0 optimally and does not affect the process . With an increase in the content of S and Me 2 O in these ratios higher (for S> 0.4 and for Me 2 O> 2.0), the product does not satisfy the requirements for materials used in metallurgical smelting. On the other hand, carrying out the process to a smaller ratio than V: S = 1: 0.1 and V 2 O 5 : Me 2 O = 1: 1.4 will require changing the firing conditions, increasing the temperature and time, which, in turn, will lead to the loss of vanadium due to the formation of volatile vanadium compounds.
Экспериментально установлено, что температура ниже 900oC приводит к потере серы, а выше 1100oC - к потере ванадия.It was experimentally established that a temperature below 900 o C leads to a loss of sulfur, and above 1100 o C to a loss of vanadium.
Так при проведении процесса при температуре ниже 900oC степень извлечения сырья составит 64,8%, в то время как при проведении его при указанных температурах (900-1100oC) степень извлечения составит - 80-96,7%.So when carrying out the process at a temperature below 900 o C the degree of extraction of raw materials will be 64.8%, while when carrying out it at the indicated temperatures (900-1100 o C) the degree of extraction will be - 80-96.7%.
При увеличении температуры выше 1100oC потери ванадия с газовой фазой составят более 20%.When the temperature rises above 1100 o C, the loss of vanadium with the gas phase will be more than 20%.
Пример 1. 160 кг отработанного катализатора, содержащего 5,1% V2O5, 25,0% SO3, 10,0% K2O обжигают при 1000oC в течение 1 ч во вращающейся печи при подаче топочных газов. После окончания обжига в конечном продукте соотношение составляет V : S = 1 : 0,1, V2O5 : Me2O = 1 : 2,0, степень извлечения серы - 96,7%, обогащение продукта по ванадию (% содержания V2O5 в конечном продукте к % содержанию V2O5 в исходном катализаторе) составило 121,5%. Продукт охлаждают и затаривают, отходящие газы направляют в циклон для улавливания пыли и подают в промывное отделение H2SO4 и далее - в контактный аппарат.Example 1. 160 kg of spent catalyst containing 5.1% V 2 O 5 , 25.0% SO 3 , 10.0% K 2 O are calcined at 1000 o C for 1 h in a rotary kiln with the supply of flue gases. After firing in the final product, the ratio is V: S = 1: 0.1, V 2 O 5 : Me 2 O = 1: 2.0, the degree of sulfur recovery is 96.7%, the product is enriched in vanadium (% V content 2 O 5 in the final product to the% content of V 2 O 5 in the initial catalyst) was 121.5%. The product is cooled and packaged, the exhaust gases are sent to a cyclone to collect dust and fed to the washing compartment H 2 SO 4 and then to the contact apparatus.
Пример 2. 100 кг отработанного ванадиевого катализатора, содержащего 6,4% V2O5, 31% SO3, 14% Me2O обжигают при 1100oC в течение 0,5 ч во вращающейся печи при подаче топочных газов. После окончания обжига в конечном продукте соотношение составляют: V : S = 1 : 0,158, V2O5 : Me2O = 1 : 1,68, степень извлечения серы - 94,56%, обогащение продукта по ванадию - 123,4%. Продукт охлаждают и затаривают, отходящие газы направляют в циклон для улавливания пыли и подают в промывное отделение H2SO4 и далее - в контактный аппарат.Example 2. 100 kg of spent vanadium catalyst containing 6.4% V 2 O 5 , 31% SO 3 , 14% Me 2 O are calcined at 1100 o C for 0.5 h in a rotary kiln with the supply of flue gases. After firing in the final product, the ratio is: V: S = 1: 0.158, V 2 O 5 : Me 2 O = 1: 1.68, the degree of sulfur recovery is 94.56%, the enrichment of the product by vanadium is 123.4% . The product is cooled and packaged, the exhaust gases are sent to a cyclone to collect dust and fed to the washing compartment H 2 SO 4 and then to the contact apparatus.
Пример 3. 100 кг отработанного ванадиевого катализатора, содержащего 7,3% V2O5, 31% SO3, 12,8% Me2O обжигают при 900oC в течение 1 ч во вращающейся печи при подаче топочных газов. После окончания обжига в конечном продукте соотношение составило: V : S = 1 : 0,4; V2O5 : Me2O = 1 : 1,4; степень извлечения серы - 90,0%; обогащение продукта по ванадию - 123,2%. Продукт охлаждают и затаривают, отходящие газы направляют в циклон для улавливания пыли и подают в промывное отделение H2SO4 и далее - в контактный аппарат.Example 3. 100 kg of spent vanadium catalyst containing 7.3% V 2 O 5 , 31% SO 3 , 12.8% Me 2 O are calcined at 900 o C for 1 h in a rotary kiln with the supply of flue gases. After the firing in the final product, the ratio was: V: S = 1: 0.4; V 2 O 5 : Me 2 O = 1: 1.4; degree of sulfur recovery - 90.0%; enrichment of the product according to vanadium - 123.2%. The product is cooled and packaged, the exhaust gases are sent to a cyclone to collect dust and fed to the washing compartment H 2 SO 4 and then to the contact apparatus.
Использование предложенного способа позволит практически полностью избежать потерь ванадия из отработанного ванадиевого катализатора, утилизировать серу (степень извлечения серы составляет 80-99%) в виде газообразного SO2 и SO3 и направить ее в сернокислотное производство. Кроме того, позволяет расширить область применения ванадийсодержащего продукта, полученного из отработанного катализатора и применять его не только для получения ферросплавов, но и в производстве легирования сталей. Способ прост в технологическом оформлении, не требует проведения стадии выщелачивания и применения минеральных кислот.Using the proposed method will almost completely avoid the loss of vanadium from the spent vanadium catalyst, utilize sulfur (sulfur recovery is 80-99%) in the form of gaseous SO 2 and SO 3 and send it to the sulfuric acid production. In addition, it allows you to expand the scope of the vanadium-containing product obtained from the spent catalyst and apply it not only to obtain ferroalloys, but also in the production of alloying steels. The method is simple in technological design, does not require the stage of leaching and the use of mineral acids.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU96113532A RU2117061C1 (en) | 1996-07-02 | 1996-07-02 | Method of processing spent vanadium catalyst |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU96113532A RU2117061C1 (en) | 1996-07-02 | 1996-07-02 | Method of processing spent vanadium catalyst |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2117061C1 true RU2117061C1 (en) | 1998-08-10 |
RU96113532A RU96113532A (en) | 1998-10-20 |
Family
ID=20182818
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU96113532A RU2117061C1 (en) | 1996-07-02 | 1996-07-02 | Method of processing spent vanadium catalyst |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2117061C1 (en) |
-
1996
- 1996-07-02 RU RU96113532A patent/RU2117061C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Винаров И.В. и др. Комплексное использование минерального сырья. N 2, 1988, c. 17 - 19. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Hoffmann | Recovery of platinum-group metals from gabbroic rocks metals from auto catalysts | |
CA1080938A (en) | Method of extracting and recovering mercury from gases | |
RU2102510C1 (en) | Method of raising titanium dioxide content in titanium-containing ore or concentrate | |
US5702500A (en) | Integrated process for the recovery of metals and fused alumina from spent catalysts | |
US4298379A (en) | Production of high purity and high surface area magnesium oxide | |
CN101903543B (en) | Method for refining copper concentrate | |
US4800003A (en) | Production of magnesium metal from magnesium containing materials | |
US4163043A (en) | Process for removing H2 S and CO2 from gases and regenerating the adsorbing solution | |
EP3161173B1 (en) | System and process for selective rare earth extraction with sulfur recovery | |
CN112357950B (en) | Method for removing and recovering fluorine and chlorine from zinc sulfate solution | |
CN108559836A (en) | A kind of gold mine carries the pretreating process of gold | |
GB2174082A (en) | A process for removing gaseous sulphur compounds, particularly sulphur dioxide, from the flue gases of a furnace | |
US5997828A (en) | Process for production of alumina from ore bodies containing aluminum | |
US8500845B2 (en) | Process for refining lead bullion | |
JPS6225735B2 (en) | ||
KR980700440A (en) | METHOD FOR PRODUCING IRON FEEDSTOCK | |
FR2479176A1 (en) | PROCESS FOR PROCESSING ALUMINUM ORES | |
US3785802A (en) | Method for extracting and separating iron and non-ferrous metals,from ferrous materials | |
US4889694A (en) | Recovery of zinc values from zinc and iron-bearing sulfide materials | |
RU2117061C1 (en) | Method of processing spent vanadium catalyst | |
US4551312A (en) | Process for converting molybdenite to molybdenum oxide | |
US3169853A (en) | Process for roasting iron sulfides to form sulfur dioxide and magnetite | |
US3086846A (en) | Process for the recovery of sulfuric acid from metallic sulfates | |
US1937661A (en) | Dry chloridizing of ores | |
CA1177257A (en) | Method for processing sulphidic zinc ores |