RU2365649C1 - Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков - Google Patents
Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков Download PDFInfo
- Publication number
- RU2365649C1 RU2365649C1 RU2008116668/02A RU2008116668A RU2365649C1 RU 2365649 C1 RU2365649 C1 RU 2365649C1 RU 2008116668/02 A RU2008116668/02 A RU 2008116668/02A RU 2008116668 A RU2008116668 A RU 2008116668A RU 2365649 C1 RU2365649 C1 RU 2365649C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- slag
- titanium
- cao
- additives
- Prior art date
Links
Abstract
Изобретение относится к области металлургии, а именно к способу извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков, полученных при переработке титаномагнетитовых концентратов методами прямого получения железа. Способ включает измельчение шлака, окислительный обжиг его с переводом ванадия в растворимую форму, охлаждение обожженного шлака, выщелачивание его с извлечением ванадия в раствор. Обжиг ведут в области температур 1050-1150°С в течение 15-45 мин. При содержании в шлаке CaO 8% и выше обжиг шлака осуществляют без введения добавок. При содержании в шлаке CaO менее 8% при обжиге вводят добавки СаСО3 в количестве 5-15% от массы шлака. Обожженный шлак после охлаждения выщелачивают серной кислотой при pH 2,5-3,0 в течение 10-20 мин. Техническим результатом изобретения является повышение степени извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков до 85-97%, а также улучшение технико-экономических показателей процесса в целом. 2 з.п. ф-лы, 1 табл.
Description
Изобретение относится к области металлургии, а именно к извлечению ванадия из ванадийсодержащих титановых (титанованадиевых) шлаков, полученных при переработке титаномагнетитовых концентратов методами прямого получения железа.
Основным сырьем для извлечения ванадия являются титаномагнетитовые концентраты (более 1% V2O5) и ванадиевые шлаки (1,5-10% CaO, 10-25% V2O5) от конвертирования ванадиевого чугуна (выплавленного из титаномагнетитовых концентратов в доменных или электропечах) дуплекс-процессом. Ванадиевые шлаки получают по двум схемам: с применением доменной и электроплавки. Титаномагнетитовый концентрат с флюсующими добавками и углем подвергают восстановительной плавке в доменной печи или электропечи с получением ванадиевого чугуна и отвального титанистого шлака, затем ванадиевый чугун продувают кислородом в конвертерах или специальных ковшах. При этом ванадий окисляется и переходит в шлаковую фазу [см. Дерябин Ю.А., Смирнов Л.А., Дерябин А.А. Перспективы переработки чинейских титаномагнетитов. - Екатеринбург: Сред.-Урал. кн. Изд-во, 1999. 368 с., Rohman В. And Raper A.G. Recovery of vanadium from hot metal using the shaking ladle process: a preliminary report // Iron and Steel Inst. 1970. v.208. April. P.336-341]. Из-за многостадийности применяемых схем сквозное извлечение ванадия из концентрата в ванадиевый шлак невысокое и составляет 65-80%.
Известные гидрометаллургические способы извлечения ванадия непосредственно из титаномагнетитовых руд или концентратов [см. Evans R.K. Spotlight of vanadium // Metals and Mater. 1978. April. P.19-26., Rohrmann B. Vanadium in South Africa. (Metal Reiew Series no.2). J.S. Afr. Inst. Min. Metall., vol.85, no.5. 1985. pp.141-150] эффективно применяются для переработки высокованадистых концентратов (>1% V2O5). Согласно этим способам титаномагнетитовый концентрат с щелочными добавками (NaCl, Nа2СО3, Na2SO4 и т.д.) подвергают окислительному обжигу с последующим выщелачиванием спека водой. Полученный раствор предварительно очищают от SiO2. Из раствора с добавлением соединений аммония ванадий осаждают в виде метаванадата или поливанадата аммония, после сушки, деаммонизации и плавки получают пентаоксид ванадия, содержащий ≥98% V2O5. Недостатками этих способов являются большой расход щелочных добавок, большие материальные потоки, связанные с процессами извлечения ванадия, и образование в большом объеме тонкодисперсных титансодержащих железорудных остатков.
Для извлечения ванадия из ванадиевых шлаков в промышленной практике применяются две технологии, основанные на процессах «обжиг-выщелачивания», - щелочная и известковая. В щелочной технологии [см. Rohrmann В. Vanadium in South Africa (Metal Reiew Series no.2). J.S. Afr. Inst. Min. Metall., vol.85, no.5. 1985. pp.141-150] ванадиевый шлак с реакционными добавками, в частности Na2CO3 и Na2SO4, после измельчения обжигают в области температур 750-800°С, продукт обжига выщелачивают в воде при 70-80°С с переводом ванадия в раствор. Ванадатный раствор в дальнейшем обрабатывают с получением пентаоксида ванадия общеизвестными способами (см. выше). Извлечение ванадия из шлака достигает 80-85%. Для ограничения спекания при обжиге в шихту перед обжигом добавляют шлам (твердые шлаковые отходы после извлечения ванадия) до уменьшения содержания V2O5 в шихте 7-10%. Щелочные способы предъявляют жесткие требования по содержанию оксидов кальция в шлаке. Оптимальным считается содержание CaO до 1,5%. При повышенных содержаниях CaO снижается извлечение ванадия из шлаков из-за образования в условиях обжига нерастворимых в воде ванадатов кальция. Аналогичное влияние оказывает и оксид марганца. В этих случаях для доизвлечения ванадия приходится применять дополнительное кислотное выщелачивание твердого остатка разбавленной (до 7%) серной кислотой. Это приводит к существенному загрязнению товарного продукта различными компонентами, в результате чего содержание V2O5 в товарном продукте снижается до 72-80%. Поэтому повышенное содержание этих компонентов снижает эффективность применения щелочных способов для извлечения ванадия из ванадиевых шлаков.
Отрицательное влияние оксидов кальция и марганца устраняется при переработке ванадиевых шлаков по известковой технологии. Согласно этой технологии [Технологическая инструкция ТИ 127-Ф-06-96 "Производство технической пятиокиси ванадия" ОАО "Ванадий-Тулачермет" г.Тула, 1996 г.] ванадиевый шлак с добавками CaCO3 подвергают мокрому измельчению, фильтрации и окислительному обжигу при 800-900°С с переводом ванадия в кислоторастворимые ванадаты кальция и марганца. Для избегания развития спекания при обжиге содержание V2O5 в шихте обычно поддерживают не выше 14%. Продукт обжига охлаждают, измельчают и выщелачивают серной кислотой при рН 2,5-3,0 и температуре 50-60°С в течение 1 часа. Ванадатный раствор отделяют фильтрованием. При этом 70-80% ванадия извлекается в раствор. Для доизвлечения ванадия твердую фазу на фильтре промывают 3%-ным раствором H2SO4, затем горячей водой. В результате общее извлечение ванадия из шлака достигает 85-90%. Из раствора ванадий осаждают в виде V2O5·xH2O гидролизом, осадок фильтруют, промывают и после плавления получают товарный пентаоксид ванадия, содержащий 90-94% V2O5. Вышеописанные щелочная и известковая технологии разработаны для извлечения ванадия из ванадиевых шлаков, а в случае использования ванадийсодержащих титановых (титанованадиевых) шлаков они становятся малоэффективными.
Известны способы извлечения ванадия из высокоизвестковых ванадиевых шлаков, полученных при конвертировании ванадиевого чугуна монопроцессом [Патент РФ №2160786, опубл. 20.12.2000 г. Бюл. №35, Патент РФ №2299254, опубл. 20.05.2007 г., Бюл. №14]. Согласно этим способам шлак после предварительной обработки серной кислотой подвергают окислительному обжигу с переводом ванадия в кислоторастворимые ванадаты кальция, затем обожженный шлак выщелачивают серной кислотой в слабокислой среде при pH 2,5-3,0 с извлечением ванадия в раствор. Из раствора ванадий осаждают гидролизом при pH 1,5-1,7 и температуре около 100°С. Осадок фильтруют, промывают и прокаливают с получением пентаоксида ванадия. При этом извлечение ванадия из шлака составляет 80-90%. По химическому и фазовому составам, а также по форме нахождения ванадия эти шлаки сильно отличаются от титанованадиевых шлаков. Поэтому приведенные в этих способах условия не удовлетворяют требованиям, предъявляемым для извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков.
Титанованадиевые шлаки получаются при переработке титаномагнетитов с прямым получением железа (минуя процесс выплавки ванадиевого чугуна). При этом большая часть ванадия (до 95-99%) совместно с титаном и другими примесными компонентами концентрируется в шлаковой фазе с образованием комплексного титанованадиевого шлака. Содержание V2O5 в этих шлаках (в зависимости от состава исходного титаномагнетитового концентрата) может изменяться от 2 до 8%. При металлизации титаномагнетитового концентрата с применением твердого восстановителя, каменного угля, для ограничения загрязнения металлического железа серой в шихту обычно вводят десульфурующие флюсовые добавки, в частности кальцийсодержащие. Кроме оксида кальция в шлаковую фазу попадают минеральные составляющие каменного угля (SiO2, Al2O3, CaO и т.д.). Совокупность этих факторов заметно влияет на химический и фазовый составы титанованадиевых шлаков. В зависимости от состава исходной сырьевой шихты содержание компонентов в шлаке может изменяться в следующих пределах (%): 25-50 TiO2, 2-6 V2O5, 5-25 FeO,
5,0-20,0 SiO2, 3,0-20,0 Al2О3, 1,5-15 MgO, 0,5-7,0 MnO, 0,1-2,5 Cr2O3, 0,5-30 CaO и т.д. В отличие от ванадиевых шлаков (от продувки ванадиевого чугуна кислородом) в титанованадиевых шлаках ванадий не образует индивидуальных фаз и распределяется между титансодержащими и другими фазами шлака.
Известны способы извлечения ванадия из титанистых шлаков с использованием в качестве реагента при обжиге щелочных соединений (Nа2CO3, Na2SO4, NaCl и т.д.). В способе [Пат. США, №3929461, 75/30, С21В 3/04, 1975] титанистый шлак, содержащий 1,8-2,0% V2O5, с добавками щелочных соединений, предпочтительно соды, в количестве 10% от массы шлака, подвергают окислительной плавке при 1400°С в течение 2 ч продуванием через расплав кислорода. Необходимая температура расплава поддерживается за счет сгорания остаточного металлического железа в шлаке. После измельчения передельный шлак с дополнительными добавками щелочных соединений (10% от массы шлака) обжигают при температуре 850°С в течение 2 ч в атмосфере воздуха. Для извлечения ванадия продукт обжига выщелачивают сначала водой, а затем разбавленной кислотой. При этом общее извлечение ванадия из шлака составляет 85-87%. Недостатками этого способа являются высокий расход щелочных соединений, а также применение дополнительной операции переплавки исходного шлака на передельный.
В другом известном способе извлечения ванадия [Пат. ФРГ №3536495.5, С22В 34/22, 1987] шлак в присутствии щелочных соединений (карбонаты, хлориды, сульфаты, нитраты натрия или их смеси) спекают при температуре 900°С с последующим выщелачиванием водой при 30-60°С. При расходе смеси 20% Nа2СО3 и 7,5% Na2SO4 степень извлечения ванадия составляет 87-89%. Недостатком способа является значительный расход щелочных добавок.
В канадской работе [Jena, B.C., Dresler W., Reilly I.G. Extraction of titanium, vanadium and iron from titanomagnetite deposits at Pipestone Lake, Manitoba, Canada. Minerals Engineering, Vol.8, No.1-2, 1995, pp.159-168] приведены условия и результаты содового способа извлечения ванадия из титанистых шлаков, полученных при восстановительной плавке титаномагнетитового концентрата. Шлаки с содержанием 9-35% FeO, 31-46% TiO2 и 1,2-1,6% V (в пересчете на V2O5 2,14-2,85%), 6,6-9,6% SiO2, 16,6-22,5% MgO и 6,3-11,0% Al2О3 после смешения с добавками соды (20% от массы шлака) обжигают при температуре 950°С в течение 2 час, затем продукты обжига выщелачивают водой при 80°С в течение 3 час. При этом максимальное извлечение ванадия из шлака в раствор достигает 89,1%. Ванадий из раствора осаждают известным способом с получением пентаоксида ванадия. Недостатками способа являются большой расход соды и большая продолжительность процессов обжига и выщелачивания.
Аналогичные условия извлечения ванадия из титанистого шлака (8,3% V2O5) приведены в другой канадской работе [см. Gupta, C.K. and Krishnamurthy, N., 1992, Extractive metallurgy of Vanadium-Process Metallurgy 8, the Netherlands, Elsevier Science Publishers B.V., pp.295-299]. Согласно этой работе количество добавок соды при окислительном обжиге шлака (крупность - 200 мкм) колеблется в пределах 16-20%, а продолжительность обжига при 950°С составляет 1 час. В результате выщелачивания продукта обжига при 80°С получают ванадатный раствор, содержащий 62 г/л V2O5. Из раствора с добавлением хлористого аммония и серной кислоты ванадий осаждают в виде поливанадата аммония. Последний после фильтрации подвергают дополнительной очистке от примесей оксида натрия с выделением ванадата аммония, после разложения которого при 450°С получают чистый пентаоксид ванадия (99% V2O5). В этом способе степень извлечения ванадия из шлака в оксидный продукт составляет около 90%. В данном способе, несмотря на высокое содержание ванадия в шлаке (8,3% V2O5), расход соды остается достаточно высоким и составляет 16-20% от массы шлака.
Известен способ извлечения ванадия из титанистых шлаков, полученных при электроплавке предварительно металлизованных титаномагнетитовых концентратов [Патент РФ №2096510. Опубл.20.11.97. Бюл. №32]. Согласно этому способу титанистые шлаки, содержащие 25-65% TiO2, 1,5-7% V2O5, 5-25% Al2О3, 5-15% Feобщ и 1,5-20% SiO2, после измельчения -0,1 мм смешивают с добавками Na2CO3 или Na2SO4 (5-15% от массы шлака), смесь обжигают при температуре - 950-1000°С в течение 1-1,5 час, затем продукт обжига выщелачивают водой при 60-80°С в течение 1 часа. Извлечение ванадия из шлака в раствор составляет 84-93% в зависимости от состава исходного шлака. Осаждение ванадия из раствора предусматривается осуществить общеизвестными методами. Хотя данный способ позволяет несколько уменьшить расход щелочных добавок, но он не освобожден от общих недостатков, присущих щелочным способам. Помимо этого, способ малоэффективен в случае использования титанованадиевых шлаков с повышенным (≥5%) содержанием CaO.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению техническим решением является способ извлечения ванадия из титанистых шлаков от выплавки стали из титаномагнетитовых концентратов (прототип) [см. Hitching K.D., Kelly E.G. Extraction of vanadium from N.Z. Steel slags using a salt roast/leach process // Proc. Australas. Inst. Mining and Metal. 1982. N 283. P.37-42]. Согласно этому способу для извлечения ванадия измельченный до крупности -74 мкм шлак, содержащий 1,2-1,4% V2O3 (или 1,46-1,70% в пересчете на V2O5), 5-25% FeO, 2-6% Fе2O3, 12-18% SiO2, 14-20% Al2О3, 9-13% CaO и др., подвергали окислительному обжигу с использованием различных щелочных добавок (10% NaCl, 20% Na2CO3 и смеси 10% NaCl + 10% Na2CO3 от массы шлака). Обжиг с добавками 10% NaCl проводили при 875°С в течение 4 часа с последующим выщелачиванием обожженного шлака 0,25-0,5 М H2SO4 при Т:Ж=1:2 в течение 30 мин. В случае использования Na2CO3 обжиг осуществляли при температуре 850°С-875°С в течение 3-4 часа с последующим выщелачиванием продукта обжига водой при комнатной температуре в течение 10 мин. В третьем случае обжиг шлаков с добавками 10% NaCl + 10% Na2CO3 проводили при 900°С в течение 5 часов, а выщелачивание обожженного шлака осуществляли 0,1 М H2SO4 при Т:Ж=1:5 и температуре 100°С в течение 10 мин. Показано, что при использовании 10% NaCl и смеси 10% NaCl + 10% Na2CO3 извлечение ванадия из шлаков очень низкое и не превышает 50 и 64% соответственно. А в случае обжига шлаков с добавками 20% Na2CO3 результаты извлечения ванадия существенно зависят от содержания в шлаке SiO2. Так, степень извлечения ванадия в пределах 70-90% достигается при содержании SiO2 меньше 14%. Увеличение содержания SiO2 от 14% приводит к значительному ухудшению результатов, и уже при содержании SiO2 16% степень извлечения ванадия не превышает 35%. Для повышения степени извлечения ванадия из шлаков с высоким содержанием (16-18%) SiO2 требуется увеличение расхода соды до 30% и выше. Показано, что уменьшение степени извлечения ванадия с ростом содержания SiO2 в шлаке обусловлено образованием в системе алюмосиликата натрия - карнегиита Na2O·A2O3·2SiO2, в результате чего создается дефицит в Na2O для полноты связывания V2O5 в растворимые ванадаты натрия. Алюмосиликаты натрия нерастворимы в воде и поэтому приводят к безвозвратной потере Na2O с твердым остатком. Недостатками способа является большой расход соды и относительно низкое извлечение ванадия.
Хотя в прототипе остался невыясненным вопрос о том, что низкое извлечение ванадия и большие расходы соды, наряду с образованием алюмосиликата натрия, связаны с повышенным содержанием (9-13%) в шлаках CaO. При этом, как отмечено выше, в условиях обжига шлаков наряду с водорастворимыми ванадатами происходит образование нерастворимых в воде ванадатов кальция, которые при выщелачивании остаются в твердой фазе, в результате чего снижается извлечение ванадия. Для подавления образования ванадатов кальция приходится значительно увеличить расход соды при обжиге.
Таким образом, из вышеизложенного следует, что при использовании титанованадиевых шлаков с повышенным содержанием CaO, SiO2, особенно в совместном присутствии повышенного количества SiO2 и Al2О3, применение щелочных способов становится малоэффективным.
Задачей предлагаемого изобретения является разработка способа извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков, содержащих CaO, SiO2 и Al2О3 в широком диапазоне (1,5-20%).
Техническим результатом изобретения является повышение степени извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков, а также улучшение технико-экономических показателей процесса. В предлагаемом изобретении продолжительность обжига шлаков уменьшается от 3-4 часов (в прототипе) до 15-45 мин. Это позволяет существенно снизить расход топлива и повысить производительность обжиговой печи.
Данный технический результат достигается тем, что в способе извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков, включающем измельчение шлака, окислительный обжиг шлака с переводом ванадия в растворимую форму, охлаждение обожженного шлака, выщелачивание его с извлечением ванадия в раствор, обжиг шлака ведут в области температур 1050-1150°С в течение 15-45 мин, при содержании в шлаке CaO 8% и выше обжиг шлака осуществляют без введения добавок, а при содержании в шлаке CaO менее 8% при обжиге вводят добавки CaCO3 в количестве 5-15% от массы шлака. Обожженный шлак после охлаждения выщелачивают серной кислотой при pH -2,5-3,0 в течение 10-20 мин.
Определяющими факторами процесса извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков являются содержание CaO в шлаке, температура и продолжительность окислительного обжига шлаков с переводом ванадия в кислоторастворимые ванадаты кальция. В отличие от прототипа в предлагаемом способе содержание SiO2 в шлаке практически не влияет на результаты извлечения ванадия. Состав шлаков может изменяться в следующих пределах: 20-65% TiO2, 1,5-7% V2O5, 5-25% Al2О3, 5-35% FeO, 1,5-20% SiO2, 0,2-25% CaO и др.
Сущность предлагаемого способа заключается в том, что для извлечения ванадия титанованадиевые шлаки подвергают окислительному обжигу с переводом ванадия в кислоторастворимые соединения. При этом в качестве реакционного агента участвует содержащийся в шлаке оксид кальция. В случае низкого содержания CaO в шлаке при обжиге вводится определенное количество CaCO3. В этих условиях обеспечивается максимальная селективность образования легкорастворимых в слабокислых растворах (pH 2,5-3,0) соединений ванадия - ванадатов кальция.
Таким образом, в отличие от прототипа в предлагаемом способе обжиг проводится либо без реакционных добавок, либо с добавками CaCO3. При содержании CaO в шлаке выше 8% обжиг проводится без применения добавок CaCO3. Максимальная степень извлечения ванадия 88-96% обеспечивается при содержании в шлаке CaO в пределах 8-20%. Увеличение содержания СаО приводит к снижению извлечения ванадия. Например, при 22,5 и 25%-ном содержании СаО извлечение ванадия уменьшается до 80 и 63% соответственно. Это обусловлено тем, что при высоких содержаниях CaO, наряду с TiO2, некоторая часть ванадия в шлаке связывается с CaO в CaVO3 с образованием твердого раствора Ca(Ti,V)O3. В условиях обжига эта фаза остается нетронутой, т.е. не происходит переход ванадия в растворимую форму. В случае содержания CaO в шлаке ниже 8% тоже имеет место ухудшение результатов. При уменьшении содержания CaO от 8 до 5-2,5% извлечение ванадия снижается от 90 до 69-58% соответственно. Для повышения извлечения ванадия нехватка CaO компенсируется добавлением в определенном количестве CaCO3 при обжиге шлака. Количество вводимых добавок CaCO3 зависит от содержания CaO в шлаке и может колебаться в пределах от 2,5 до 17,5%, более предпочтительно от 5,0 до 15,0% от массы шлака. Уменьшение добавок CaCO3 от 5% не обеспечивает получение максимальных результатов по извлечению ванадия из-за нехватки CaO для максимального связывания V2O5 в растворимые ванадаты кальция, а увеличение от 15% не приводит к заметному изменению результатов, поэтому считается невыгодным.
Обжиг шлаков проводится в области 1050-1150°С в течение 15-45 мин. В условиях обжига низшие оксиды ванадия окисляются до V2O5, который, связываясь с CaO, образует легкорастворимые в слабокислых растворах (pH 2,5-3,0) ванадаты кальция: метаванадат - CaV2O6 и пированадат - Ca2V2O7. При температуре обжига ниже 1000°С процесс окисления ванадия в шлаке протекает медленно, в результате чего существенно снижаются результаты по извлечению ванадия. А при температуре выше 1150°С в системе происходит спекание и уплотнение материала, что приводит к затруднению диффузии кислорода из газовой фазы, необходимого для окисления низших оксидов ванадия. Одновременно получают развитие другие побочные процессы, отрицательно влияющие на переход ванадия в легкорастворимую форму. Что касается продолжительности обжига, она находится в интервале 15-45 мин и зависит от температуры обжига. Повышение температуры в области 1050-1150°С позволяет уменьшить продолжительность, т.е. если полнота окисления ванадия с образованием растворимых его соединений при 1050°С достигается за 45 мин, то при 1150°С она практически завершается за 15 мин. Уменьшение продолжительности процесса от 15 мин приводит к некоторому снижению результатов по извлечению ванадия. А увеличение продолжительности более 45 мин практически не приводит к улучшению результатов, и поэтому нецелесообразно.
В предлагаемом способе выщелачивание обожженного шлака с извлечением ванадия в раствор при отношении Т:Ж=1:2 проводится серной кислотой при pH 2,5-3,0 в течение 10-20 мин. Отношение Т:Ж принимается равным 1:2 (как в прототипе). Это позволяет получить достаточно богатые по ванадию (10-20 г/л V2O5) растворы для дальнейшего осаждения ванадия. Уменьшение отношения Т:Ж при выщелачивании нецелесообразно из-за снижения концентрации ванадия в растворе. А увеличение отношения Т:Ж приводит к увеличению плотности пульпы, что создает определенные технические трудности в условиях выщелачивания и последующей фильтрации.
В предлагаемом способе выщелачивание обожженного шлака проводится с применением H2SO4 в слабокислой среде при pH 2,5-3,0 (приблизительно 0,0075-0,005 М H2SO4) в пределах, применяемых в промышленной практике для извлечения ванадия из шлаков известковым способом. Значение pH в указанном интервале поддерживается при помощи pH-метра с добавлением необходимого количества серной кислоты в течение процесса выщелачивания. Повышение температуры раствора от комнатной (25°С) до 60°С практически не влияет на результаты извлечения ванадия при выщелачивании обожженного шлака. Дальнейшее повышение температуры может отрицательно влиять на устойчивость получаемых ванадатных растворов, поэтому нежелательно. Продолжительность выщелачивания обожженного шлака при pH 2,5-3,0 составляет 10-20 мин. Уменьшение продолжительности от 10 мин не обеспечивает полного извлечения ванадия из обожженного шлака в раствор. Увеличение продолжительности выщелачивания практически не влияет на результаты извлечения ванадия и поэтому считается невыгодным.
Ниже дан вариант осуществления изобретения, не исключающий другие варианты в пределах формулы изобретения.
ПРИМЕР
Навеску шлака (после измельчения) подвергают окислительному обжигу при температуре 1050-1150°С в течение 15-45 мин. При содержании CaO в шлаке 8% и выше обжиг проводят без применения каких-либо реакционных добавок, а в случае низкого содержания CaO при обжиге используют добавку CaCO3. Количество добавок определяется содержанием в шлаке CaO и может изменяться в пределах 5-15%. Это позволяет компенсировать недостаток CaO для максимального связывания V2O5 в кислоторастворимые ванадаты кальция. Продукт обжига охлаждают и выщелачивают серной кислотой в слабокислой среде при pH 2,5-3,0, температуре 25-60°С и постоянном перемешивании в течение 10-20 мин. При этом степень извлечение ванадия из шлака в раствор достигает 85-97%.
В таблице приведены примеры осуществления способа с различными технологическими параметрами. Примеры с оптимальными показателями извлечения ванадия в таблице выделены жирным шрифтом.
Использование предлагаемого способа извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков по сравнению с прототипом позволит:
- осуществить извлечение ванадия из титанованадиевых шлаков, содержащих 8% и выше CaO, без применения реакционных добавок при обжиге (в прототипе используются добавки соды в количестве 20% от массы шлака);
- осуществить извлечение ванадия из титанованадиевых шлаков, содержащих менее 8% CaO, путем компенсации при обжиге нехватки CaO добавками CaCO3 в пределах 5-15% от массы шлака;
- сократить продолжительность обжига от 3-4 часа до 15-45 мин;
- повысить извлечение ванадия из шлака от 70-90 до 85-97%;
- обеспечить высокую степень извлечения ванадия из шлака независимо от содержания в нем SiO2.
Предлагаемое изобретение можно применять при переработке титаномагнетитовых руд и концентратов различных месторождений России и других стран для рационального использования природных ресурсов.
| Таблица | ||||||||
| Результаты опытов по извлечению ванадия из титанованадиевых шлаков, содержащих различные количества оксида кальция | ||||||||
| № опытов | Содержание в шлаке, % | Добавки CaCO3, % | t, °C | τобж, мин | τвыщ, мин | Степень извл. V, % | ||
| CaO | SiO2 | Аl2O3 | ||||||
| 1 | 25,32 | 6,95 | 14,61 | - | 950 | 60 | 60 | 18,31 |
| 2 | - | 1000 | -«- | -«- | 34,00 | |||
| 3 | - | 1050 | -«- | -«- | 50,73 | |||
| 4 | - | 1100 | -«- | -«- | 62,76 | |||
| 5 | - | 1200 | -«- | -«- | 63,81 | |||
| 6 | 22,57 | 9,02 | 15,25 | - | 1050 | 60 | 60 | 75,82 |
| 7 | - | 1100 | -«- | 60 | 80,13 | |||
| 8 | - | 1200 | -«- | 60 | 70,26 | |||
| 9 | 20,14 | 9,24 | 16,46 | - | 1050 | 45 | 30 | 87,51 |
| 10 | - | 1150 | 45 | 20 | 91,57 | |||
| 11 | - | 1200 | 45 | 20 | 80,76 | |||
| 12 | - | 1100 | 10 | -«- | 72,94 | |||
| 13 | - | 1100 | 15 | -«- | 82,21 | |||
| 14 | - | 1100 | 30 | -«- | 8734 | |||
| 15 | - | 1100 | 45 | -«- | 89,73 | |||
| 16 | 9,92 | 11,10 | 20,24 | - | 1100 | 45 | 20 | 91,18 |
| 17 | - | 1150 | 15 | 20 | 90,74 | |||
| 18 | - | 1150 | 20 | 15 | 90,51 | |||
| 19 | - | 1150 | 20 | 10 | 85,24 | |||
| 20 | - | 1150 | 20 | 5 | 60,12 | |||
| 21 | 7,96 | 12,45 | 18,31 | - | 1050 | 45 | 30 | 81,49 |
| 22 | - | 1050 | 45 | 45 | 81,63 | |||
| 23 | - | 1100 | 30 | 15 | 84,92 | |||
| 24 | - | 1150 | 15 | 20 | 85,87 | |||
| 25 | - | 1200 | 15 | 20 | 82,18 | |||
| 26 | 5,32 | 14,27 | 17,48 | - | 1100 | 30 | 30 | 65,68 |
| 27 | - | 1150 | 30 | 30 | 69,03 | |||
| 28 | 2,5 | 1100 | 30 | 30 | 80,14 | |||
| 29 | 5,0 | 1100 | 30 | 20 | 86,59 | |||
| 30 | 10,0 | 1100 | 30 | 20 | 8932 | |||
| 31 | 10,0 | 1150 | 15 | 15 | 92,21 | |||
| 32 | 15,0 | 1100 | 30 | 30 | 9136 | |||
| 33 | 2,53 | 16,12 | 20,14 | - | 1100 | 45 | 20 | 57,98 |
| 34 | 5,0 | 1100 | 45 | -«- | 79,38 | |||
| 35 | 10,0 | 1100 | 30 | -«- | 88,32 | |||
| 36 | 10,0 | 1150 | 15 | -«- | 91,95 | |||
| 37 | 15,0 | 1150 | 15 | -«- | 96,90 | |||
| 38 | 0,58 | 18,73 | 21,26 | 10,0 | 1100 | 45 | 30 | 80,86 |
| 39 | 15,0 | 1100 | 30 | 10 | 87,91 | |||
| 40 | 15,0 | 1150 | 15 | 15 | 93,47 | |||
| 41 | 17,5 | 1150 | 15 | 20 | 93,76 | |||
Claims (3)
1. Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков, включающий измельчение шлака, окислительный обжиг его с переводом ванадия в растворимую форму, охлаждение обожженного шлака, выщелачивание его с извлечением ванадия в раствор, отличающийся тем, что обжиг шлака ведут в области температур 1050-1150°С без добавок или с введением CaCO3 в течение 15-45 мин, а обожженный шлак после охлаждения выщелачивают серной кислотой при pH - 2,5-3,0 в течение 10-20 мин.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что обжиг шлака ведут без добавок при содержании в шлаке CaO 8% и выше.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что при содержании в шлаках менее 8,0% CaO, при обжиге вводят добавки CaCO3 в количестве 5-15% от массы шлака.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008116668/02A RU2365649C1 (ru) | 2008-04-30 | 2008-04-30 | Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008116668/02A RU2365649C1 (ru) | 2008-04-30 | 2008-04-30 | Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2365649C1 true RU2365649C1 (ru) | 2009-08-27 |
Family
ID=41149828
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2008116668/02A RU2365649C1 (ru) | 2008-04-30 | 2008-04-30 | Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2365649C1 (ru) |
Cited By (17)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102828019A (zh) * | 2012-08-21 | 2012-12-19 | 攀钢集团研究院有限公司 | 一种高品位钒渣富氧钙化焙烧的方法 |
| RU2518042C1 (ru) * | 2012-11-20 | 2014-06-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Способ переработки титановых шлаков |
| CN104178632A (zh) * | 2014-08-12 | 2014-12-03 | 东北大学 | 一种钛白废酸综合利用的方法 |
| CN104357652A (zh) * | 2014-11-20 | 2015-02-18 | 重庆大学 | 一种高钙钒渣直接焙烧-碱浸提钒的方法 |
| RU2578876C2 (ru) * | 2013-06-19 | 2016-03-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) | Способ извлечения титана из шлака, полученного при выплавке чугуна и стали из титаномагнетитового концентрата |
| CN105886786A (zh) * | 2016-05-06 | 2016-08-24 | 重庆大学 | 一种强化转炉钒渣钙化提钒的方法 |
| CN106884089A (zh) * | 2015-12-15 | 2017-06-23 | 北京矿冶研究总院 | 一种从非高炉钛渣中回收钒的方法 |
| CN107419090A (zh) * | 2017-07-04 | 2017-12-01 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钒钛磁铁矿的分离方法及应用 |
| CN109182760A (zh) * | 2018-10-30 | 2019-01-11 | 攀钢集团钒钛资源股份有限公司 | 钙化提钒尾渣回收提钒的方法 |
| RU2684462C1 (ru) * | 2015-12-09 | 2019-04-09 | Инститьют Оф Проусес Энжиниринг, Чайниз Экэдеми Оф Сайенсиз | Способ преобразования и выделения ванадия, титана и железа из концентрата на основе ванадия-титана-железа в одну стадию |
| RU2688072C1 (ru) * | 2017-10-30 | 2019-05-17 | Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко., Лтд. | Способ извлечения ванадия и хрома из ванадиево-хромовых шлаков |
| RU2726540C1 (ru) * | 2018-10-25 | 2020-07-14 | Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко., Лтд. | Способ выделения ванадия и хрома из ванадиево-хромового шлака |
| WO2020259500A1 (zh) * | 2019-06-24 | 2020-12-30 | 攀钢集团研究院有限公司 | 钒渣碳酸化浸出清洁提钒方法 |
| CN113913628A (zh) * | 2021-12-09 | 2022-01-11 | 矿冶科技集团有限公司 | 处理钒渣的方法 |
| CN113968717A (zh) * | 2021-12-23 | 2022-01-25 | 中铁建设集团有限公司 | 一种含大量冶金渣的全固废基坑回填材料及其制备方法 |
| CN114959251A (zh) * | 2022-05-27 | 2022-08-30 | 四川大学 | 钒渣焙烧浸出方法 |
| RU2793681C2 (ru) * | 2020-09-24 | 2023-04-04 | Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко , Лтд. | Способ извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца |
-
2008
- 2008-04-30 RU RU2008116668/02A patent/RU2365649C1/ru active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| HITCHING K.D., KELLY E.G. Extraction of vanadium from N.Z.Steel slags using a salt roast /leach process/, Proc. Australas. Inst. Mining and Metal, 1982, №283, p.37-42. * |
Cited By (18)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102828019A (zh) * | 2012-08-21 | 2012-12-19 | 攀钢集团研究院有限公司 | 一种高品位钒渣富氧钙化焙烧的方法 |
| RU2518042C1 (ru) * | 2012-11-20 | 2014-06-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Способ переработки титановых шлаков |
| RU2578876C2 (ru) * | 2013-06-19 | 2016-03-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН) | Способ извлечения титана из шлака, полученного при выплавке чугуна и стали из титаномагнетитового концентрата |
| CN104178632A (zh) * | 2014-08-12 | 2014-12-03 | 东北大学 | 一种钛白废酸综合利用的方法 |
| CN104357652A (zh) * | 2014-11-20 | 2015-02-18 | 重庆大学 | 一种高钙钒渣直接焙烧-碱浸提钒的方法 |
| RU2684462C1 (ru) * | 2015-12-09 | 2019-04-09 | Инститьют Оф Проусес Энжиниринг, Чайниз Экэдеми Оф Сайенсиз | Способ преобразования и выделения ванадия, титана и железа из концентрата на основе ванадия-титана-железа в одну стадию |
| CN106884089A (zh) * | 2015-12-15 | 2017-06-23 | 北京矿冶研究总院 | 一种从非高炉钛渣中回收钒的方法 |
| CN105886786A (zh) * | 2016-05-06 | 2016-08-24 | 重庆大学 | 一种强化转炉钒渣钙化提钒的方法 |
| CN107419090A (zh) * | 2017-07-04 | 2017-12-01 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钒钛磁铁矿的分离方法及应用 |
| RU2688072C1 (ru) * | 2017-10-30 | 2019-05-17 | Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко., Лтд. | Способ извлечения ванадия и хрома из ванадиево-хромовых шлаков |
| RU2726540C1 (ru) * | 2018-10-25 | 2020-07-14 | Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко., Лтд. | Способ выделения ванадия и хрома из ванадиево-хромового шлака |
| CN109182760A (zh) * | 2018-10-30 | 2019-01-11 | 攀钢集团钒钛资源股份有限公司 | 钙化提钒尾渣回收提钒的方法 |
| WO2020259500A1 (zh) * | 2019-06-24 | 2020-12-30 | 攀钢集团研究院有限公司 | 钒渣碳酸化浸出清洁提钒方法 |
| RU2793681C2 (ru) * | 2020-09-24 | 2023-04-04 | Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко , Лтд. | Способ извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца |
| CN113913628A (zh) * | 2021-12-09 | 2022-01-11 | 矿冶科技集团有限公司 | 处理钒渣的方法 |
| CN113913628B (zh) * | 2021-12-09 | 2022-02-25 | 矿冶科技集团有限公司 | 处理钒渣的方法 |
| CN113968717A (zh) * | 2021-12-23 | 2022-01-25 | 中铁建设集团有限公司 | 一种含大量冶金渣的全固废基坑回填材料及其制备方法 |
| CN114959251A (zh) * | 2022-05-27 | 2022-08-30 | 四川大学 | 钒渣焙烧浸出方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2365649C1 (ru) | Способ извлечения ванадия из титанованадиевых шлаков | |
| CN107090551B (zh) | 一种钒钛磁铁矿的直接提钒的方法 | |
| CN105112678B (zh) | 钒铬渣提钒及尾渣还原磁选冶炼铬铁合金的方法 | |
| JP4880909B2 (ja) | ニッケル化合物またはコバルト化合物から硫黄などを除去する精製方法、フェロニッケルの製造方法 | |
| CN112662896B (zh) | 一种钛矿制备富钛料的方法 | |
| CN112111661B (zh) | 钒渣钙锰复合焙烧提钒的方法 | |
| CN105925813A (zh) | 对钒渣进行综合处理的方法及其应用 | |
| CN109913660A (zh) | 一种利用含钒钢渣制备富钒富铁料的方法 | |
| CN107523694A (zh) | 一种铜烟灰焙烧强化浸出的方法 | |
| CN110016548A (zh) | 钒钛磁铁矿精矿焙烧萃取提钒的方法 | |
| CN101341265A (zh) | 锌浸出残渣中有价金属的分离 | |
| CN106756120A (zh) | 处理高钙高磷钒渣的方法和系统 | |
| CN106834728A (zh) | 处理钒铬渣的方法和系统 | |
| JPS61221339A (ja) | フラツシユ製錬法 | |
| CN206828611U (zh) | 处理提钒尾渣的系统 | |
| FI94538C (fi) | Menetelmä nikkelihienokiven ja metallisoituneen kiven valmistamiseksi | |
| JPS63100019A (ja) | 五酸化バナジウムの製造方法 | |
| US4344792A (en) | Reduction smelting process | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| AU759721B2 (en) | Method of smelting copper sulfide concentrate | |
| US2417101A (en) | Titaniferous magnetite treatment | |
| RU2096510C1 (ru) | Способ извлечения ванадия из титанистых шлаков | |
| US20220380865A1 (en) | Vanadium recovery process | |
| Jones | ConRoast: DC arc smelting of deadroasted sulphide concentrates | |
| Mirzanova et al. | Technology for processing industrial waste containing non-ferrous metals |