RU2124479C1 - Method of preparing vanadium compounds - Google Patents

Method of preparing vanadium compounds Download PDF

Info

Publication number
RU2124479C1
RU2124479C1 RU98108915A RU98108915A RU2124479C1 RU 2124479 C1 RU2124479 C1 RU 2124479C1 RU 98108915 A RU98108915 A RU 98108915A RU 98108915 A RU98108915 A RU 98108915A RU 2124479 C1 RU2124479 C1 RU 2124479C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
mno
slag
cao
manganese
Prior art date
Application number
RU98108915A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU98108915A (en
Inventor
В.И. Фетисов
Ю.С. Комратов
В.В. Тетюхин
В.Г. Мизин
С.В. Малышев
А.П. Суслов
А.Я. Кузовков
А.И. Гришечкин
В.Г. Добош
Ю.В. Глаголенко
Е.Г. Дрожко
В.П. Уфимцев
А.В. Холодков
А.А. Грибов
М.И. Куклинский
А.И. Беловодченко
М.И. Аршанский
А.Н. Трубин
В.И. Аликин
В.К. Александров
С.В. Светлаков
Original Assignee
Товарищество с ограниченной ответственностью "НТ"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Товарищество с ограниченной ответственностью "НТ" filed Critical Товарищество с ограниченной ответственностью "НТ"
Priority to RU98108915A priority Critical patent/RU2124479C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2124479C1 publication Critical patent/RU2124479C1/en
Publication of RU98108915A publication Critical patent/RU98108915A/en

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

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: chemical industry, more particularly recovery of vanadium compounds from metallurgical slags. SUBSTANCE: claimed method comprises introducing calcium-containing additive at stage where slags are subjected to reducing firing at MnO to CaO to V2O5 weight ratio of (0.35-0.45):(0.05- 0.1):1 with MnO content of 3.8-6.9 wt % in slag and at weight ratio of (0.45-7.0): (0.65-1.3):1 with MnO content of 7.2-11.5 wt % in slag. EFFECT: more efficient recovery of vanadium from converter slags. 5 cl, 5 ex

Description

Изобретение относится к химической технологии, конкретно к способам получения соединений ванадия из металлургических шлаков, и может быть использовано для получения пятиокиси ванадия (ПВ) при переработке ванадий- и марганецсодержащих конверторных шлаков. The invention relates to chemical technology, specifically to methods for producing vanadium compounds from metallurgical slags, and can be used to obtain vanadium pentoxide (PV) in the processing of vanadium and manganese-containing converter slags.

Известен способ получения ПВ, включающий введение Ca-содержащей добавки в ванадийсодержащий шлак, его обжиг, выщелачивание ванадия серной кислотой и выделение ванадия из раствора в виде V2O5, при этом массовое отношение CaO/V2O5 0,15 - 0,3. К недостаткам данного способа относится низкое извлечение ванадия в раствор.A known method of producing PV, including the introduction of a Ca-containing additive into the vanadium-containing slag, its roasting, leaching of vanadium by sulfuric acid and the isolation of vanadium from the solution in the form of V 2 O 5 , the mass ratio of CaO / V 2 O 5 0.15 - 0, 3. The disadvantages of this method include the low extraction of vanadium in solution.

Наиболее близким по технической сути и достигаемому эффекту является способ получения ПВ, включающий введение Ca-содержащей добавки в ванадий-марганецсодержащий шлак, его обжиг, выщелачивание ванадия серной кислотой и выделение ванадия из раствора в виде V2O5 [2, прототип], при этом марганец в шлак вносят при продувке чугуна с комплексной реагентной добавкой, содержащей известняк и марганцевую руду, а массовое соотношение компонентов в шихте при обжиге составляет MnO : CaO : V2O5 1,0 - 0,75 : 0,3 - 0,15 : 1.The closest in technical essence and the achieved effect is a method of producing PV, including the introduction of a Ca-containing additive in vanadium-manganese-containing slag, its roasting, leaching of vanadium with sulfuric acid and the isolation of vanadium from the solution in the form of V 2 O 5 [2, prototype], when In this case, manganese is introduced into the slag when iron is blown with a complex reagent additive containing limestone and manganese ore, and the mass ratio of the components in the charge during firing is MnO: CaO: V 2 O 5 1.0 - 0.75: 0.3 - 0, 15: 1.

К недостаткам способа относятся низкое извлечение ванадия в раствор (не более 90%); высокое содержание примеси Mn в товарной ПВ; сложность технологического процесса. The disadvantages of the method include the low extraction of vanadium in solution (not more than 90%); high content of Mn impurity in commercial PV; the complexity of the process.

Задачей изобретения является разработка более эффективного способа извлечения ванадия из конверторных шлаков. The objective of the invention is to develop a more efficient way to extract vanadium from converter slag.

Поставленная задача решается описываемым способом получения соединений ванадия, включающим введение Ca-содержащей добавки в V- и Mn-содержащий шлак, его обжиг, выщелачивание ванадия серной кислотой и выделение ванадия из раствора, при этом Ca-содержащую добавку вводят в количестве, обеспечивающем весовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,35 - 0,45 : 0,05 - 0,1 : 1 при содержании MnO в шлаке 5,8 - 6,9 мас.% и 0,45 - 0,70 : 0,65 - 1,3 : 1 при содержании MnO 7,2 - 11,5 мас.%, при этом используют шлак состава, мас.%: окись кремния 10 - 24; окись ванадия 12,0 - 28,0; окись титана 4,0 - 11,0; окись хрома 1,0 - 5,0; углерод - 0,3 - 0,7; гранулы металлического железа 8,0 - 24; окислы железа - остальное, содержащие 5,8 - 6,9 и 7,2 - 11,5 мас.% окислов марганца соответственно.The problem is solved by the described method for producing vanadium compounds, including the introduction of a Ca-containing additive in the V- and Mn-containing slag, its roasting, leaching of vanadium with sulfuric acid and the isolation of vanadium from the solution, while the Ca-containing additive is introduced in an amount that provides a weight ratio MnO: CaO: V 2 O 5 0.35 - 0.45: 0.05 - 0.1: 1 with a MnO content in the slag of 5.8 - 6.9 wt.% And 0.45 - 0.70: 0 , 65 - 1.3: 1 with a MnO content of 7.2 - 11.5 wt.%, Using slag composition, wt.%: Silicon oxide 10 - 24; vanadium oxide 12.0 - 28.0; titanium oxide 4.0 to 11.0; chromium oxide 1.0 to 5.0; carbon - 0.3 - 0.7; metallic iron granules 8.0-24; iron oxides - the rest, containing 5.8 - 6.9 and 7.2 - 11.5 wt.% manganese oxides, respectively.

При изучении системы MnO-CaO-V2O5 было установлено, что при относительно низком содержании MnO в шлаке - в диапазоне 5,8 - 6,9 мас.% высокое извлечение V (больше 90%) при сернокислом выщелачивании достигается при значительно более низком, по сравнению с прототипом, расходе CaO на единицу массы V2O5: 0,05 - 0,1 и 0,15 - 0,30 соответственно. При высоком содержании MnO в шлаке - 7,2 - 11,5 мас.% для эффективного выщелачивания V необходима повышенная, по сравнению с прототипом, добавка CaO - 0,65 - 1,3.When studying the MnO-CaO-V 2 O 5 system, it was found that with a relatively low content of MnO in the slag in the range of 5.8 - 6.9 wt.%, High V recovery (more than 90%) with sulfuric leaching is achieved with significantly more low, compared with the prototype, the consumption of CaO per unit mass of V 2 O 5 : 0.05 - 0.1 and 0.15 - 0.30, respectively. With a high content of MnO in the slag - 7.2 - 11.5 wt.% For effective leaching of V requires an increased, in comparison with the prototype, the addition of CaO - 0.65 - 1.3.

Обнаруженное нами явление связано с образованием смешанных ванадатов марганца и кальция переменного состава, характеризующихся высокой растворимостью в разбавленных растворах кислот, что обеспечивает высокое извлечение V из шлака в раствор при сернокислом выщелачивании. Данные соединения образуются только при создании соотношения MnO : CaO : V2O5 в заявляемых пределах. При других соотношениях компонентов выход V при сернокислом выщелачивании резко уменьшается за счет образования более труднорастворимых соединений.The phenomenon we discovered is associated with the formation of mixed manganese and calcium vanadates of variable composition, characterized by high solubility in dilute acid solutions, which ensures high V extraction from slag into solution during sulfuric leaching. These compounds are formed only when creating the ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 within the claimed limits. With other ratios of components, the yield of V during sulfuric leaching sharply decreases due to the formation of more sparingly soluble compounds.

Таким образом, обнаруженное явление - увеличение степени выщелачивания ванадия раствором серной кислоты из шлака путем создания соотношения MnO : CaO : V2O5 при его обжиге в заявленных пределах является новым и неожиданным, а совокупность признаков изобретения удовлетворяет признакам "новизна" и "изобретательский уровень".Thus, the discovered phenomenon - an increase in the degree of leaching of vanadium by a solution of sulfuric acid from slag by creating a ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 when fired within the stated limits, is new and unexpected, and the totality of the features of the invention satisfies the signs of "novelty" and "inventive step "

Пример 1 (прототип). В конвертор после заливки 175 т жидкого чугуна ввели, наряду с окалиной, 700 кг марганцевого агломерата состава, мас.%: 20,1 SiO2; 6,0 CaO; 5,5 Fe2O3; 36,0 MnO; 0,15 P; Al2O3, S, MgO - остальное и 800 кг известняка. После продувки получили шлак состава, мас.%: 16,5 SiO2; 18,0 V2O5; 6,0 CaO; 11,5 MnO; 29,0 Feобщ; 8,0 TiO2; 2,7 Cr2O3; 0,09 P; 1,5 Al2O3; 0,02 S; 3,0 MgO; 8,0 мет. включений.Example 1 (prototype). After pouring 175 tons of molten iron, 700 kg of manganese sinter composition, along with the scale, wt.%: 20.1 SiO 2 ; 6.0 CaO; 5.5 Fe 2 O 3 ; 36.0 MnO; 0.15 P; Al 2 O 3 , S, MgO - the rest and 800 kg of limestone. After purging, a slag of the composition was obtained, wt.%: 16.5 SiO 2 ; 18.0 V 2 O 5 ; 6.0 CaO; 11.5 MnO; 29.0 Fe total ; 8.0 TiO 2 ; 2.7 Cr 2 O 3 ; 0.09 P; 1.5 Al 2 O 3 ; 0.02 S; 3.0 MgO; 8.0 met inclusions.

Полученный шлак обжигали при 950oC в течение 1 ч и затем выщелачивали ванадий 5%-ным раствором серной кислоты. Из полученного раствора методом гидролиза выделяли V2O5. Общий выход V2O5 составил 85%, а ее чистота 93%.The resulting slag was calcined at 950 ° C for 1 h and then vanadium was leached with a 5% sulfuric acid solution. V 2 O 5 was isolated from the resulting solution by hydrolysis. The total yield of V 2 O 5 was 85%, and its purity was 93%.

Примеры 2 - 5 иллюстрируют заявляемый способ. Examples 2 to 5 illustrate the inventive method.

Пример 2. Смешивают 100 кг конверторного шлака состава, мас.%: 10,0 SiO2; 12,9 V2O5; 5,8 MnO; 8,0 Feмет; 4,0 TiO2; 1,0 Cr2O3; 58,0 Fe2O3; 0,3 C и 2,3 кг известняка. Весовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,45 : 0,1 : 1. Смесь обжигают при 860oC в течение 1 ч и выщелачивают ванадий 5%-ной серной кислотой. После выделения V2O5 из раствора ее выход составил 90,8%, а чистота 97%.Example 2. Mix 100 kg of converter slag composition, wt.%: 10.0 SiO 2 ; 12.9 V 2 O 5 ; 5.8 MnO; 8.0 Fe meth ; 4.0 TiO 2 ; 1.0 Cr 2 O 3 ; 58.0 Fe 2 O 3 ; 0.3 C and 2.3 kg of limestone. The weight ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 0.45: 0.1: 1. The mixture is calcined at 860 o C for 1 h and vanadium is leached with 5% sulfuric acid. After the isolation of V 2 O 5 from the solution, its yield was 90.8%, and the purity was 97%.

Пример 3. Способ осуществляют аналогично примеру 2, с тем отличием, что смешивают 100 кг конверторного шлака состава, мас.%: 10,0 SiO2; 19,7 V2O5; 6,9 MnO; 24,0 Feмет; 11,0 TiO2; 5,0 Cr2O3; 22,7 Fe2O3; 0,7 C и 1,75 кг известняка. Массовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,35 : 0,05 : 1. Выход V2O5 составил 91,2%, а чистота 96,5%.Example 3. The method is carried out analogously to example 2, with the difference that 100 kg of converter slag are mixed, wt.%: 10.0 SiO 2 ; 19.7 V 2 O 5 ; 6.9 MnO; 24.0 Fe meth ; 11.0 TiO 2 ; 5.0 Cr 2 O 3 ; 22.7 Fe 2 O 3 ; 0.7 C and 1.75 kg of limestone. The mass ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 0.35: 0.05: 1. The yield of V 2 O 5 was 91.2%, and the purity 96.5%.

Пример 4. Способ осуществляют аналогично примеру 2, с тем отличием, что смешивают 100 кг конверторного шлака состава, мас.%: 10,0 SiO2; 10,3 V2O5; 7,2 MnO; 8,0 Feмет; 4,0 TiO2; 1,0 Cr2O3; 59,2 Fe2O3; 0,3 C и 23,9 кг известняка. Массовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,70 : 1,3 : 1. Выход V2O5 составил 93,1%, а чистота 96,2%.Example 4. The method is carried out analogously to example 2, with the difference that 100 kg of converter slag of the composition are mixed, wt.%: 10.0 SiO 2 ; 10.3 V 2 O 5 ; 7.2 MnO; 8.0 Fe meth ; 4.0 TiO 2 ; 1.0 Cr 2 O 3 ; 59.2 Fe 2 O 3 ; 0.3 C and 23.9 kg of limestone. The mass ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 0.70: 1.3: 1. The yield of V 2 O 5 was 93.1%, and the purity 96.2%.

Пример 5. Способ осуществляют аналогично примеру 2, с тем отличием, что смешивают 100 кг конверторного шлака состава, мас.%: 10,0 SiO2; 25,5 V2O5; 11,5 MnO; 24,0 Feмет; 4,0 TiO2; 5,0 Cr2O3; 19,3 Fe2O3; 0,7 C и 29,6 кг известняка. Массовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,45 : 0,65 : 1. Выход V2O5 составил 92,6%, а чистота 95,8%.Example 5. The method is carried out analogously to example 2, with the difference that 100 kg of converter slag of the composition are mixed, wt.%: 10.0 SiO 2 ; 25.5 V 2 O 5 ; 11.5 MnO; 24.0 Fe meth ; 4.0 TiO 2 ; 5.0 Cr 2 O 3 ; 19.3 Fe 2 O 3 ; 0.7 C and 29.6 kg of limestone. The mass ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 0.45: 0.65: 1. The yield of V 2 O 5 was 92.6%, and the purity 95.8%.

Таким образом, заявляемый способ позволяет увеличить, по сравнению с прототипом, степень извлечения ванадия из шлаков на 5 - 8% при одновременном увеличении чистоты товарной пятиокиси ванадия. Thus, the claimed method allows to increase, compared with the prototype, the degree of extraction of vanadium from slag by 5 to 8% while increasing the purity of commercial vanadium pentoxide.

Список использованных источников
1. Смирнов Л.А. и др. Металлургическая переработка ванадийсодержащих титаномагнетитов. - Челябинск: Металлургия, 1990, с. 20.List of sources used
1. Smirnov L.A. et al. Metallurgical processing of vanadium-containing titanomagnetites. - Chelyabinsk: Metallurgy, 1990, p. 20.

2. Патент РФ N 2034039, C 21 C 5/28, 1993. 2. RF patent N 2034039, C 21 C 5/28, 1993.

Claims (3)

1. Способ получения соединений ванадия, включающий введение кальцийсодержащей добавки в ваналий- и марганецсодержащий шлак, его обжиг, выщелачивание ванадия серной кислотой и выделение ванадия из раствора, отличающийся тем, что кальцийсодержащую добавку вводят в количестве, обеспечивающем массовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,35 - 0,45 : 0,05 - 0,1 :1 при содержании MnO в шлаке 5,8 - 6,9 мас.%.1. A method of producing vanadium compounds, including the introduction of a calcium-containing additive in vanadium and manganese-containing slag, its roasting, leaching of vanadium with sulfuric acid and the isolation of vanadium from the solution, characterized in that the calcium-containing additive is introduced in an amount providing a mass ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 0.35 - 0.45: 0.05 - 0.1: 1 with a MnO content in the slag of 5.8 - 6.9 wt.%. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют шлак состава, мас.%:
Окись кремния - 10,0 - 24,0
ванадия - 12,9 - 19,7
титана - 4,0 - 11,0
марганца - 5,8 - 6,9
хрома - 1,0 - 5,0
Углерод - 0,3 - 0,7
Гранулы металлического железа - 8,0 - 24,0
Окислы железа - Остальное
3. Способ получения соединений ванадия, включающий введение кальцийсодержащей добавки в ванадий- и марганецсодержащий шлак, его обжиг, выщелачивание ванадия серной кислотой и выделение ванадия из раствора, отличающийся тем, что кальцийсодержащую добавку вводят в количестве, обеспечивающем массовое соотношение MnO : CaO : V2O5 0,45 - 0,70 : 0,65 - 1,3 : 1 при содержании MnO 7,2 - 11,5 мас.%.2. The method according to claim 1, characterized in that use slag composition, wt.%:
Silicon oxide - 10.0 - 24.0
vanadium - 12.9 - 19.7
titanium - 4.0 - 11.0
Manganese - 5.8 - 6.9
chromium - 1.0 - 5.0
Carbon - 0.3 - 0.7
Granules of metallic iron - 8.0 - 24.0
Iron Oxides - Else
3. A method of producing vanadium compounds, comprising introducing a calcium-containing additive into vanadium and manganese-containing slag, roasting it, leaching vanadium with sulfuric acid and isolating vanadium from the solution, characterized in that the calcium-containing additive is introduced in an amount providing a mass ratio of MnO: CaO: V 2 O 5 0.45 - 0.70: 0.65 - 1.3: 1 with a MnO content of 7.2 - 11.5 wt.%. 4. Способ по п.3, отличающийся тем, что используют шлак состава, мас.%:
Окись кремния - 10,0 - 24,0
ванадия - 10,3 - 25,5
титана - 4,0 - 11,0
марганца - 7,2 - 11,5
хрома - 1,0 - 5,0
Углерод - 0,3 - 0,7
Гранулы металлического железа - 8,0 - 24,0
Окислы железа - Остальноеи4. The method according to claim 3, characterized in that use slag composition, wt.%:
Silicon oxide - 10.0 - 24.0
vanadium - 10.3 - 25.5
titanium - 4.0 - 11.0
Manganese - 7.2 - 11.5
chromium - 1.0 - 5.0
Carbon - 0.3 - 0.7
Granules of metallic iron - 8.0 - 24.0
Iron Oxides - Rest
RU98108915A 1998-05-19 1998-05-19 Method of preparing vanadium compounds RU2124479C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU98108915A RU2124479C1 (en) 1998-05-19 1998-05-19 Method of preparing vanadium compounds

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU98108915A RU2124479C1 (en) 1998-05-19 1998-05-19 Method of preparing vanadium compounds

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2124479C1 true RU2124479C1 (en) 1999-01-10
RU98108915A RU98108915A (en) 1999-04-20

Family

ID=20205803

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU98108915A RU2124479C1 (en) 1998-05-19 1998-05-19 Method of preparing vanadium compounds

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2124479C1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109207740B (en) Vanadium extraction method of high-calcium high-phosphorus vanadium slag
CN103146930B (en) Method for preparing vanadium oxide
RU2365649C1 (en) Method of recovery of vanadium from titanium-vanadium slag
CN103194611A (en) Method for producing vanadium oxide
CN102071321B (en) Method for extracting vanadium and chromium from vanadium-containing steel slag by high-alkalinity potassium hydroxide
CN102586612A (en) Method for recovering vanadium and chromium from vanadium and chromium-containing slag
CN109913660A (en) A method of rich vanadium richness iron charge is prepared using v-bearing steel slag
CN104342567A (en) Method for extracting vanadium from high-calcium vanadium containing material
CN110963515B (en) Method for recovering alumina from fly ash
US20240035116A1 (en) Method for extracting valuable metal from low-matte nickel converter slag
CN115583641B (en) Method for preparing battery-grade ferric phosphate by cooperation of pyrite cinder and waste lithium iron phosphate battery cell
CN110016548A (en) The method of vanadium titano-magnetite concentrate roasting extraction vanadium extraction
CN102586613A (en) Method for recycling vanadium from vanadium-containing steel slag
CN107236871A (en) A kind of method for mixing vanadium slag and v-bearing steel slag pressurization vanadium extraction
CN102851487B (en) Mixture, method for recovering ferro-vanadium bag dedusting material, and vanadium extraction method
RU2124479C1 (en) Method of preparing vanadium compounds
CN104164571A (en) Method for recovering valuable metal elements in converter vanadium slag
GB2194941A (en) Process for recovering vanadium values
CN110331297A (en) The method that vanadium slag short route prepares vanadic anhydride
CN112391537B (en) Method for extracting vanadium by using hydrochloric acid, sulfuric acid and vanadium-containing high-calcium high-phosphorus slag
RU2034039C1 (en) Complex reactant addition
RU2385353C2 (en) Method of processing vanadium containing converter slag
RU2230128C1 (en) Method of vanadium-bearing converter slags processing
US4748009A (en) Method of recovering vanadium from vanadium-containing materials with at least 6 wt % oxidic vanadium compounds
RU2033448C1 (en) Method of processing of vanadium-containing converter slag