RU2437946C2 - Procedure for processing vanadium containing raw material - Google Patents

Procedure for processing vanadium containing raw material Download PDF

Info

Publication number
RU2437946C2
RU2437946C2 RU2010107984/02A RU2010107984A RU2437946C2 RU 2437946 C2 RU2437946 C2 RU 2437946C2 RU 2010107984/02 A RU2010107984/02 A RU 2010107984/02A RU 2010107984 A RU2010107984 A RU 2010107984A RU 2437946 C2 RU2437946 C2 RU 2437946C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
pulp
anion exchange
exchange resin
sorption
Prior art date
Application number
RU2010107984/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2010107984A (en
Inventor
Владиллен Александрович Козлов (KZ)
Владиллен Александрович Козлов
Индира Оразгалиевна Аймбетова (KZ)
Индира Оразгалиевна Аймбетова
Анатолий Александрович Карпов (RU)
Анатолий Александрович Карпов
Евгений Александрович Васин (RU)
Евгений Александрович Васин
Виталий Викторович Вдовин (RU)
Виталий Викторович Вдовин
Андрей Анатольевич Махнутин (RU)
Андрей Анатольевич Махнутин
Анна Аверьяновна Печенкина (RU)
Анна Аверьяновна Печенкина
Сергей Дмитриевич Сметанин (RU)
Сергей Дмитриевич Сметанин
Original Assignee
Владиллен Александрович Козлов
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 Владиллен Александрович Козлов filed Critical Владиллен Александрович Козлов
Priority to RU2010107984/02A priority Critical patent/RU2437946C2/en
Publication of RU2010107984A publication Critical patent/RU2010107984A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2437946C2 publication Critical patent/RU2437946C2/en

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Treatment Of Water By Ion Exchange (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: procedure consists in preparation of water pulp from raw material, in introduction of sulphuric acid and anionite into it for leaching and in extraction of vanadium from pulp by sorption. Upon sorption saturated anionite is withdrawn and washed; vanadium is de-sorbed from anionite and regenerated anionite is introduced to the stage of leaching and sorption. Also, water vanadium pulp is prepared from vanadium containing raw material. As such there is used oxidised slag or slime at pH 11.5-7.5. Sulphuric acid is introduced into prepared water pulp at S:L=1:2 to pH 4.5-4.0. Vanadium is extracted from pulp by counter-flow sorption at pH 4.5-1.8 with following saturated ionite washing at drainage. Value of pH in pulp is maintained at 4.5-4.0 at withdrawal of saturated anionite, while at introduction of regenerated anionite - 2.0-1.8.
EFFECT: raised extraction of vanadium, elimination of upset of sparingly soluble forms of vanadium at moment of leaching, facilitation of completeness of sorbent saturation and minimal concentration of impurities on it, reduced consumption of sulphuric acid, reduced number of operations in process flow sheet.
2 cl, 4 tbl, 2 ex

Description

Изобретение относится к переработке упорного ванадийсодержащего сырья, а именно продукта пирометаллургического обогащения ванадийсодержащих конвертерных шлаков и шламов ферросплавного производства и может быть использовано в технологии производства чистых солей ванадия.The invention relates to the processing of refractory vanadium-containing raw materials, namely the product of pyrometallurgical enrichment of vanadium-containing converter slags and sludges of ferroalloy production and can be used in the production of pure vanadium salts.

Известен способ, по которому ванадийсодержащий конвертерный шлак подвергают измельчению, магнитной сепарации металловключений, смешению с содой, окислительному обжигу при высоких температурах (750-850°С) с последующим двухстадийным выщелачиванием ванадия из окисленного шлака водой и раствором серной кислоты, выделением соединений ванадия из объединенных растворов кипячением острым паром (Технологическая инструкция ТИ 115-Ф-10-95. Производство пятиокиси ванадия. ОАО Чусовской металлургический завод, 1995 г.).There is a method in which vanadium-containing converter slag is subjected to grinding, magnetic separation of metal inclusions, mixing with soda, oxidative calcination at high temperatures (750-850 ° C), followed by two-stage leaching of vanadium from oxidized slag with water and a solution of sulfuric acid, separation of vanadium compounds from the combined solutions by boiling with hot steam (Technological instruction TI 115-F-10-95. Production of vanadium pentoxide. OJSC Chusovskoy Metallurgical Plant, 1995).

Переработка конвертерных шлаков по содовой технологии характеризуется следующими недостатками:The processing of converter slag by soda technology is characterized by the following disadvantages:

- низкое извлечение ванадия в готовую продукцию, около 65%;- low extraction of vanadium in the finished product, about 65%;

- невысокое качество готового продукта (85-90% V2О5);- low quality of the finished product (85-90% V 2 O 5 );

- сложный солевой состав сточных вод и невозможность использования их в замкнутом водообороте.- the complex salt composition of wastewater and the inability to use them in a closed water circuit.

Известен способ, включающий дробление конвертерного шлака, магнитную сепарацию металловключений, смешение с реакционным агентом - известняком, окислительный обжиг шихты при температуре 750-850°С до полного выгорания элементного железа и перевода ванадия в высшую степень окисления, измельчение огарка с получением окисленной ванадиевой водной пульпы с последующим двухстадийным слабокислотным выщелачиванием при рН 3,01-3,6 и температуре 71-85°С, фильтрацией и обработкой кека 3,5% H2SO4 на фильтре для извлечения труднорастворимых форм ванадия и выделением его из объединенных растворов кипячением острым паром (патент РФ №2041278, опубл. 1995.08.09). К недостаткам способа можно отнести:A known method, including crushing converter slag, magnetic separation of metal inclusions, mixing with a limestone reaction agent, oxidizing the charge at a temperature of 750-850 ° C until the elemental iron is completely burned out and vanadium is converted to a higher oxidation state, grinds the cinder to produce an oxidized vanadium water pulp weakly acidic, followed by two-stage leaching at pH 3,01-3,6 and a temperature 71-85 ° C, filtration and cake processing 3,5% H 2 SO 4 in the filter for extracting vanadium and slightly soluble forms you ELENITE it from the combined solutions to boiling steaming (RF patent №2041278, publ. 1995.08.09). The disadvantages of the method include:

- потери ванадия на стадии рН-выщелачивания из-за соосаждения;- loss of vanadium in the pH leaching stage due to coprecipitation;

- низкое извлечение из шлака на уровне 75% и невысокое качество готовой продукции и, как следствие, высокое содержание ванадия (более 3,0% V2O5) в отвальном шламе;- low recovery from slag at the level of 75% and the low quality of the finished product and, as a result, the high content of vanadium (more than 3.0% V 2 O 5 ) in the waste sludge;

- большой расход серной кислоты - более 1,5 т/т V2O5, значительная часть которой необоснованно теряется на узле нейтрализации сливных вод известковым молоком;- high consumption of sulfuric acid - more than 1.5 t / t V 2 O 5 , a significant part of which is unreasonably lost on the site of neutralization of drainage water with lime milk;

- трудоемкую операцию фильтрации на специальных аппаратах (ФПАКМ);- laborious filtering operation on special apparatuses (FPAKM);

- высокие энергозатраты при термоосаждении ванадатов марганца (8 т острого пара на 1 т V2O5);- high energy consumption during heat deposition of manganese vanadates (8 tons of hot steam per 1 ton of V 2 O 5 );

- громоздкость технологической схемы, связанная с разделением ванадия и марганца;- the bulkiness of the technological scheme associated with the separation of vanadium and manganese;

- потери ванадия со сливными водами.- loss of vanadium with drain water.

Наиболее близким по технической сущности является способ извлечения урана, молибдена, ванадия из руд (патент РФ №2211253, опубл. 2003.08.27). Способ включает дробление руды, измельчение и выщелачивание ценных компонентов минеральной кислотой и последующее сорбционное извлечение растворенных урана, молибдена и ванадия из пульпы. Перед выщелачиванием измельченную руду в виде водной пульпы окисляют путем обработки анионитом в ОН-форме при рН 8,5-11,6, окислительно-восстановительном потенциале от 50 до 150 мВ при температуре 30-80°С, а выщелачивание и сорбционное извлечение ведут путем добавления в окисленную пульпу серной кислоты до рН 1,5-3,5 и анионита.The closest in technical essence is the method of extraction of uranium, molybdenum, vanadium from ores (RF patent No. 2211253, publ. 2003.08.27). The method includes crushing ore, grinding and leaching of valuable components with mineral acid and subsequent sorption extraction of dissolved uranium, molybdenum and vanadium from the pulp. Before leaching, the crushed ore in the form of an aqueous pulp is oxidized by treatment with anion exchange resin in the OH form at a pH of 8.5-11.6, a redox potential of 50 to 150 mV at a temperature of 30-80 ° C, and leaching and sorption recovery are carried out by adding sulfuric acid to an oxidized pulp to a pH of 1.5-3.5 and anion exchange resin.

Однако данный способ не позволяет окислять соединение ванадия (шпинелид) и элементное железо в упорных конвертерных шлаках анионитом в ОН-форме при рН 8,5-11,6 и ОВП от 50 до 150 мВ. Элементное железо и его соединения в степени окисления (+2) на стадии кислотного выщелачивания переходят в раствор и препятствуют извлечению ванадия. В известном способе окисление компонентов сырья в пульпе ведут при рН 8,5-11,6 и окислительно-восстановительном потенциале от 50 до 150 мВ и t° 30-80°C анионитом в ОН-форме, а выщелачивание и сорбционное извлечение добавлением в окисленную пульпу серной кислоты до рН 1,5-3,5 и ионита. Окисление конвертерного шлака и шлама ферросплавного производства в этих условиях невозможно, а на стадии пульпового выщелачивания и сорбции неизбежно в раствор переводится большое количество железа, что приводит к осаждению труднорастворимых солей ванадия при рН максимально эффективного процесса растворения и сорбции. Важным моментом в технологии извлечения ванадия из конвертерного шлака и шлама является выжигание дисперсного и королькового железа и перевод вюститного железа (FeO) в гематит (Fе2О3), плохорастворимый в разбавленной серной кислоте. Однако при обжиге шлака и шлама полного окисления железа до гематита не достигается, и в процессе кислого выщелачивания имеется граница рН 1,8-2,0, после которой переход железа в раствор резко увеличивается.However, this method does not allow the oxidation of the vanadium compound (spinelide) and elemental iron in refractory slag converter with anion exchange resin in the OH form at pH 8.5-11.6 and ORP from 50 to 150 mV. Elemental iron and its compounds in the oxidation state (+2) at the stage of acid leaching go into solution and prevent the extraction of vanadium. In the known method, the oxidation of the components of the feedstock in the pulp is carried out at a pH of 8.5-11.6 and a redox potential of 50 to 150 mV and t ° 30-80 ° C with anion exchange resin in the OH form, and leaching and sorption extraction by adding to the oxidized sulfuric acid pulp to pH 1.5-3.5 and ion exchanger. Oxidation of converter slag and sludge from ferroalloy production is impossible under these conditions, and at the stage of pulp leaching and sorption, a large amount of iron is inevitably transferred to the solution, which leads to the precipitation of sparingly soluble vanadium salts at a pH of the most efficient dissolution and sorption process. An important point in the technology for extracting vanadium from converter slag and sludge is the burning of dispersed and korol iron and the conversion of wustite iron (FeO) to hematite (Fe 2 O 3 ), poorly soluble in dilute sulfuric acid. However, when firing slag and sludge, complete oxidation of iron to hematite is not achieved, and in the process of acid leaching there is a pH boundary of 1.8-2.0, after which the transition of iron into solution increases sharply.

Анализ описанных выше аналогов и прототипа выявил, что ни в одном из них не достигается высокое извлечение с одновременным снижением расхода реагентов, энергозатрат и сокращения технологических операций.An analysis of the above analogues and prototype revealed that none of them achieves high recovery while reducing the consumption of reagents, energy consumption and reduction of technological operations.

Техническим результатом изобретения является повышение извлечения ванадия, устранение высадки труднорастворимых форм ванадия в момент выщелачивания, обеспечение полноты насыщения сорбента и минимального концентрирования на нем примесей, сокращение расхода серной кислоты, а также сокращение операций технологической схемы, а именно операции фильтрации.The technical result of the invention is to increase the extraction of vanadium, eliminating the precipitation of sparingly soluble forms of vanadium at the time of leaching, ensuring the saturation of the sorbent and minimizing the concentration of impurities on it, reducing the consumption of sulfuric acid, as well as reducing the operation of the technological scheme, namely the filtering operation.

Технический результат достигается в способе переработки ванадийсодержащего сырья, включающем приготовление из сырья водной пульпы, введение в нее серной кислоты и анионита для выщелачивания и извлечения ванадия сорбцией из пульпы, вывод насыщенного анионита, его промывку, десорбцию ванадия из анионита на стадию выщелачивания и сорбции, при этом водную ванадиевую пульпу готовят из ванадийсодержащего сырья, в качестве которого используют окисленные шлак или шлам при рН 11,5-7,5, введение серной кислоты в приготовленную пульпу осуществляют при Т:Ж=1:2 и до рН 4,5-4,0, а извлечение ванадия из пульпы ведут противоточной сорбцией при рН 4,5-1,8 с последующей промывкой насыщенного анионита на дренаже, вывод насыщенного анионита осуществляют при рН 4,5-4,0, а при вводе отрегенерированного анионита поддерживают рН 2,0-1,8. The technical result is achieved in a method for processing vanadium-containing raw materials, including preparing aqueous pulp from the raw material, introducing sulfuric acid and anion exchange resin into it to leach and extract vanadium by sorption from the pulp, withdrawing saturated anion exchange resin, washing it, and desorption of vanadium from the anion exchange resin to the leaching and sorption stage, this aqueous vanadium pulp is prepared from vanadium-containing raw materials, which are used as oxidized slag or sludge at pH 11.5-7.5, the introduction of sulfuric acid in the prepared pulp is carried out at T: W = 1: 2 and up to pH 4.5–4.0, and vanadium is pulled out of the pulp by countercurrent sorption at pH 4.5–1.8, followed by washing of saturated anion exchange resin on drainage, and the removal of saturated anion exchange resin is carried out at pH 4.5-4.0, and when introducing the regenerated anion exchange resin, a pH of 2.0-1.8 is maintained.

Кроме того, промывку насыщенного анионита осуществляют при содержании 350-650 кг V2O5 на тонну анионита 1%-ным раствором серной кислоты, а десорбцию ведут нитратом аммония 150-200 г/л при рН 7,5-8,5 в твердофазном режиме и рН 4,5-5,5 в жидкофазном режиме.In addition, the washing of saturated anion exchange resin is carried out at a content of 350-650 kg V 2 O 5 per ton of anion exchange resin with 1% sulfuric acid solution, and desorption is carried out with ammonium nitrate 150-200 g / l at a pH of 7.5-8.5 in solid phase mode and pH 4.5-5.5 in the liquid phase mode.

В хвостовой колонне рН поддерживается за счет кислого анионита и серной кислоты, а в промежуточных колоннах - серной кислотой. Время нахождения пульпы и анионита в каждой колонне составляет 1-2 часа. Анионит из головной колонны выгружается только после насыщения 350-650 кг V2O5 на одну тонну анионита. Пульпа хвостовой колонны фильтруется, маточник сорбции используется на стадии осаждения марганца в виде высокочистого концентрата марганца (ВКМ).In the tail column, the pH is maintained by acidic anion exchange resin and sulfuric acid, and in the intermediate columns by sulfuric acid. The residence time of the pulp and anion exchange resin in each column is 1-2 hours. Anion exchange resin is discharged from the head column only after saturation of 350-650 kg of V 2 O 5 per ton of anion exchange resin. The tailpipe pulp is filtered, the sorption mother liquor is used at the stage of manganese precipitation in the form of high-purity manganese concentrate (VKM).

Как следует из существующего уровня техники, процессы выщелачивания и сорбции ванадия из водных пульп окисленного шлака или шлама зависят от рН кислой среды. Повышение рН приводит к увеличению насыщения анионита, а снижение рН к увеличению выщелачивания ванадия и железа в раствор из окисленного шлака или шлама. Одновременно с ростом концентрации железа в растворе увеличивается образование труднорастворимых солей ванадия. Для устранения этого нежелательного процесса необходимо совмещение операций выщелачивания и сорбции, сорбция ванадия должна опережать выщелачивание примесей. Этот эффект достигается, если система шлак или шлам - раствор - анионит двигается из нейтральной в кислую среду. В этих условиях концентрация ванадия в равновесном растворе всегда будет минимальной, а увеличение концентрации железа в кислом растворе не будет столь неблагоприятным. В настоящее время в переработку кислотными методами вовлекаются ванадийсодержащие конвертерные шлаки с более высоким, по сравнению с ранее перерабатываемыми шлаками, содержанием марганцевых соединений. Значительная часть серной кислоты расходуется на вскрытие марганец- и железосодержащих соединений, интенсивность и полнота вскрытия компонентов зависит от многих факторов, основным из которых является рН- обработки пульпы.As follows from the existing level of technology, the processes of leaching and sorption of vanadium from aqueous pulps of oxidized slag or sludge depend on the pH of the acidic medium. An increase in pH leads to an increase in saturation of anion exchange resin, and a decrease in pH leads to an increase in the leaching of vanadium and iron into solution from oxidized slag or sludge. Simultaneously with an increase in the concentration of iron in solution, the formation of sparingly soluble vanadium salts increases. To eliminate this undesirable process, it is necessary to combine the leaching and sorption operations, the sorption of vanadium should be ahead of the leaching of impurities. This effect is achieved if the system is slag or slurry - solution - anion exchange resin moves from neutral to acidic environment. Under these conditions, the concentration of vanadium in the equilibrium solution will always be minimal, and an increase in the concentration of iron in acidic solution will not be so adverse. At present, vanadium-containing converter slags with a higher content of manganese compounds in comparison with previously processed slags are involved in acid processing. A significant part of sulfuric acid is spent on opening manganese and iron-containing compounds, the intensity and completeness of opening of the components depends on many factors, the main of which is the pH treatment of pulp.

В предлагаемом способе вскрытие полезного компонента и его извлечение на анионит, перемещаемый противотоком водной пульпе, ведут в условиях, при которых железо еще не переводится в раствор рН 1,8-2,0, а ванадий с достаточной полнотой переходит в жидкую фазу и концентрируется на сорбенте. Подготовку ванадиевой водной пульпы из окисленного шлака или шлама ведут от рН 11,5-7,5 до рН 4,5-4,0 обработкой кислым промывным раствором или серной кислотой, а противоточную сорбцию и выщелачивание ванадия при рН 4,5-1,8. Вывод насыщенного анионита из пульпы осуществляют при рН 4,5-4,0, ввод отрегенерированного анионита на сорбцию осуществляют при рН 2,0-1,8. Ионообменное извлечение ванадия на анионит снижает концентрацию полезного компонента в жидкой фазе и приводит к дополнительному переводу полезного компонента из окисленного шлака или шлама в раствор.In the proposed method, the opening of the beneficial component and its extraction on the anion exchange resin, moved countercurrent to the aqueous pulp, is carried out under conditions in which the iron is not yet converted into a solution of pH 1.8-2.0, and vanadium passes into the liquid phase with sufficient completeness and concentrates on sorbent. Preparation of vanadium water pulp from oxidized slag or sludge is carried out from pH 11.5-7.5 to pH 4.5-4.0 by treatment with an acid wash solution or sulfuric acid, and countercurrent sorption and leaching of vanadium at pH 4.5-1, 8. The withdrawal of saturated anion exchange resin from the pulp is carried out at a pH of 4.5-4.0, the introduction of the regenerated anion exchange resin for sorption is carried out at a pH of 2.0-1.8. The ion-exchange extraction of vanadium to anion exchange resin reduces the concentration of the useful component in the liquid phase and leads to an additional transfer of the useful component from oxidized slag or sludge to the solution.

Операцию подготовки водной пульпы целесообразно проводить на узле измельчения и сгущения до рН 4,5-4,0, а кислотную обработку в сорбционных колоннах при рН 4,5-1,8. Наиболее предпочтительным в предлагаемом способе является проведение сорбции при высоких рН в головных, по ходу пульпы, аппаратах с достижением максимального насыщения сорбента ванадием и последующим снижением рН к хвостовому аппарату, что позволяет добиться достаточной полноты вскрытия полезного компонента и исключает возможность осаждения труднорастворимых солей ванадия, а пульпу после хвостового аппарата фильтруют. Кислый маточник, содержащий марганец, отправляют на установку озонирования для выделения химического диоксида марганца (ХДМ), а шлам на фильтре промывают 3%-ным раствором серной кислоты, находящимся в обороте, и используют по назначению. Регулирование рН сорбции в заданных оптимальных пределах на каскаде колонн может обеспечиваться как подачей серной кислоты, так и вводом в пульпу кислого отрегенерированного анионита, что определяется интенсивностью обращения анионита в системе сорбция-десорбция - перезарядка. Совмещение процессов выщелачивания и сорбции осуществляется в аппаратах анионитной обработки, где в каждом аппарате поддерживается постоянно заданный рН.The operation of preparing water pulp is advisable to carry out at the site of grinding and thickening to pH 4.5-4.0, and acid treatment in sorption columns at pH 4.5-1.8. The most preferred in the proposed method is to carry out sorption at high pH in the head, along the pulp, apparatuses with achieving maximum saturation of the sorbent with vanadium and a subsequent decrease in pH to the tail unit, which allows to achieve sufficient completeness of opening of the useful component and eliminates the possibility of precipitation of insoluble vanadium salts, and the pulp after the tail unit is filtered. The acidic mother liquor containing manganese is sent to an ozonation unit to recover chemical manganese dioxide (CDM), and the filter sludge is washed with a 3% sulfuric acid solution in circulation and used as intended. Regulation of the pH of sorption within the specified optimal limits on the cascade of columns can be achieved both by supplying sulfuric acid and introducing into the pulp an acid regenerated anion exchange resin, which is determined by the rate of anion exchange in the sorption-desorption – recharge system. The combination of leaching and sorption processes is carried out in anion exchange treatment apparatuses, where a constant pH is maintained in each apparatus.

Таким образом, в предлагаемом способе наиболее важными и контролируемыми параметрами являются рН пульпы для стабилизации соединений ванадия в растворе, а также поддержание необходимого рН в головном и хвостовом по ходу пульпы аппаратах ионитной обработки, первый из них определяет насыщение анионита, а второй полноту извлечения ванадия из шлама или шлака и суммарный расход реагента.Thus, in the proposed method, the most important and controlled parameters are the pH of the pulp to stabilize the vanadium compounds in the solution, as well as maintaining the required pH in the head and tail along the pulp of the ion treatment apparatus, the first of which determines the saturation of anion exchange resin, and the second determines the completeness of vanadium extraction from sludge or slag and the total consumption of the reagent.

Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.

Процесс подготовки водной пульпы ведут на измельченном шлаке или шламе крупностью 0,1 мм 100% при Т:Ж=1:1,5 и рН 11,5-7,5 и обработкой кислотой до Т:Ж=1:2 и рН 4,5-4,0. Исходные значения рН окисленной ванадиевой водной пульпы зависят от содержания в исходном сырье реакционного агента, поступающего на стадию окислительного обжига. Анионитную обработку проводят высокоосновным анионитом по противоточной многоступенчатой схеме, время нахождения пульпы и анионита на каждой стадии составляет 1-2 часа, содержание сорбента поддерживают 5-15% от объема пульпы. Противоточное многоступенчатое сорбционное выщелачивание ванадия с вводом отрегенерированного анионита, выводом насыщенного анионита осуществляют в интервале рН 1,8-4,5. Отделение анионита осуществляют на дренажных сетках с промывкой от пульпы насыщенного анионита при содержании 350-650 кг V2O5 на последней стадии 1%-ным раствором серной кислоты. Десорбцию ванадия с насыщенного анионита (регенерацию) осуществляют раствором NH4NO3 150-200 г/л при рН 7,5-8,5 в твердофазном, а при рН 4,5-5,5 в жидкофазном режиме, первые объемы элюата, содержащие (NH4)2SO4 используются на узле перезарядки, выход элюатов составляет 4,0-5,0 объема на объем анионита, дополнительно перезарядку проводят раствором 1% H2SO4 объем на объем анионита, с последующей подачей отрегенерированного анионита на сорбцию ванадия.The process of preparing water pulp is carried out on crushed slag or sludge with a particle size of 0.1 mm 100% at T: W = 1: 1.5 and pH 11.5-7.5 and treatment with acid to T: W = 1: 2 and pH 4 5-4.0. The initial pH values of the oxidized vanadium water pulp depend on the content of the reaction agent in the feedstock entering the stage of oxidative calcination. Anion exchange treatment is carried out with highly basic anion exchange resin according to a countercurrent multistage scheme, the residence time of the pulp and anion exchange resin at each stage is 1-2 hours, the sorbent content is maintained at 5-15% of the pulp volume. Countercurrent multistage sorption leaching of vanadium with the introduction of regenerated anion exchange resin, the withdrawal of saturated anion exchange resin is carried out in the range of pH 1.8-4.5. The separation of anion exchange resin is carried out on drainage nets with washing from the pulp of saturated anion exchange resin with a content of 350-650 kg of V 2 O 5 at the last stage with a 1% solution of sulfuric acid. The desorption of vanadium from saturated anion exchange resin (regeneration) is carried out with a solution of NH 4 NO 3 150-200 g / l at pH 7.5-8.5 in solid phase, and at pH 4.5-5.5 in liquid phase mode, the first volumes of eluate, containing (NH 4 ) 2 SO 4 are used at the recharge site, the eluate yield is 4.0-5.0 volume per volume of anion exchange resin, additionally recharging is carried out with a solution of 1% H 2 SO 4 volume per volume of anion exchange resin, followed by supply of regenerated anion exchange resin to sorption vanadium.

Пример 1.Example 1

Взят окисленный шлак 100 г с содержанием 13% V2O5, распульпован в воде при Т:Ж=1:2 и рН 8,5, затем в окисленную водную пульпу ввели серную кислоту до рН 4,5-4,0 и загрузили в сульфатной форме анионит Амберсеп 920 по объему из расчета 10% на объем пульпы. После этого с интервалом в 1 час снижали рН пульпы до 4,0; 3,5; 3,0; 2,5; 1,8 при перемешивании. Анионит из головной колонки отмывался от пульпы на дренажной сетке и направлялся на десорбцию ванадия, а пульпу из хвостовой колонки с рН 1,8 фильтровали и промывали водой. Маточный раствор содержал 0,05 г/л V2O5 и 0,2 г/л Fe, нерастворимый осадок - шлам 76 г содержал 1,6% V2O5. Извлечение ванадия составило 90,0%. После десорбции содержание V2O5 - 98,5%.Oxidized slag 100 g with a content of 13% V 2 O 5 was taken, pulp in water at T: W = 1: 2 and pH 8.5, then sulfuric acid was introduced into the oxidized aqueous pulp to pH 4.5-4.0 and loaded in sulphate form the anion exchange resin Ambersep 920 by volume at the rate of 10% per pulp volume. After that, with an interval of 1 hour, the pH of the pulp was reduced to 4.0; 3.5; 3.0; 2.5; 1.8 with stirring. Anionite from the head column was washed from the pulp on the drainage grid and sent to the desorption of vanadium, and the pulp from the tail column with a pH of 1.8 was filtered and washed with water. The mother liquor contained 0.05 g / l V 2 O 5 and 0.2 g / l Fe, insoluble sediment - sludge 76 g contained 1.6% V 2 O 5 . Vanadium recovery was 90.0%. After desorption, the V 2 O 5 content is 98.5%.

Пример 2.Example 2

Взято шлама 100 г с содержанием 3,0% V2О5, распульпован в воде при Т:Ж=1:2 и рН 9,5, затем в окисленную водную пульпу ввели серную кислоту до рН 4,5-4,0 и загрузили в сульфатной форме анионит Амберсеп 920 по объему из расчета 7% на объем пульпы. После этого с интервалом в 1 час снижали рН пульпы до 4,0; 3,5; 3,0; 2,5; 1,8 при перемешивании. Анионит из головной колонки отмывался от пульпы на дренажной сетке и направлялся на десорбцию ванадия, а пульпу из хвостовой колонки с рН 1,8 фильтровали и промывали водой. Маточный раствор содержал 0,03 г/л V2O5 и 0,1 г/л Fe, нерастворимый осадок - шлам 85 г содержал 1,15% V2O5. Извлечение ванадия составило 71,0%. После десорбции содержание V2O5 - 98,0%. Полученные данные (см. табл.1, 2) показывают, что извлечение ванадия по предлагаемому способу имеет более высокую степень (до 80% из шламов и до 90% из шлаков) по сравнению с известным способом. Одновременно предлагаемый способ позволит сократить расход серной кислоты до 750 кг/т V2O5. Обоснование граничных значений параметров предлагаемого способа представлено на чертеже и таблицах 2, 3. На чертеже показана зависимость содержания железа в растворе от рН обработки шлака или шлама. Полученная кривая показывает, что в области рН 2,0-1,8 степень перевода железа в раствор минимальная, при снижении рН кислотной обработки до 1,8 подавляющая часть железа остается в твердом, дальнейшее уменьшение рН приводит к переходу его в жидкую фазу пульпы, что, в свою очередь, вызывает восстановление ванадия, который не сорбируется на анионите. Таким образом, представленная графическая зависимость показывает, что минимальным граничным значением рН обработки шлака или шлама является 1,8, что поддерживается также и показателями, полученными при моделировании схемы противоточной многоступенчатой кислотно-анионитной обработки пульпы. Представленные данные в табл.2 показывают, что извлечение ванадия из окисленного шлама подтверждает высокие результаты в заданных пределах рН. Из данных табл.3 область граничных значений рН вывода насыщенного анионита определена в пределах рН 4,5-4,0, содержание железа и марганца на сорбенте соответственно не превышает 0,1 и 10,0 кг/т анионита, насыщение его ванадием составляет соответственно 350-650 кг/т. Повышение рН до 5,0, равно как и снижение его на данной стадии до 1,0, приводит к уменьшению концентрации ванадия на сорбенте и в последнем случае к повышению содержания железа на анионите.Sludge 100 g with a content of 3.0% V 2 O 5 was taken, pulp in water at T: W = 1: 2 and pH 9.5, then sulfuric acid was introduced into the oxidized aqueous pulp to pH 4.5-4.0 and loaded in sulphate form the Ambersep 920 anion exchanger by volume based on 7% per pulp volume. After that, with an interval of 1 hour, the pH of the pulp was reduced to 4.0; 3.5; 3.0; 2.5; 1.8 with stirring. Anionite from the head column was washed from the pulp on the drainage grid and sent to the desorption of vanadium, and the pulp from the tail column with a pH of 1.8 was filtered and washed with water. The mother liquor contained 0.03 g / l V 2 O 5 and 0.1 g / l Fe, insoluble sediment - sludge 85 g contained 1.15% V 2 O 5 . Vanadium recovery was 71.0%. After desorption, the V 2 O 5 content is 98.0%. The data obtained (see table 1, 2) show that the extraction of vanadium by the proposed method has a higher degree (up to 80% from sludge and up to 90% from slag) in comparison with the known method. At the same time, the proposed method will reduce the consumption of sulfuric acid to 750 kg / t V 2 O 5 . The rationale for the boundary values of the parameters of the proposed method is presented in the drawing and tables 2, 3. The drawing shows the dependence of the iron content in the solution on the pH of the processing of slag or sludge. The obtained curve shows that in the range of pH 2.0-1.8, the degree of conversion of iron into solution is minimal, with a decrease in the pH of the acid treatment to 1.8, the overwhelming majority of iron remains solid, a further decrease in pH leads to its transition into the liquid phase of the pulp, which, in turn, causes the restoration of vanadium, which is not adsorbed on anion exchange resin. Thus, the presented graphical dependence shows that the minimum boundary value of the pH of the processing of slag or sludge is 1.8, which is also supported by the indicators obtained by modeling the scheme of countercurrent multistage acid-anion exchange treatment of pulp. The data presented in table 2 show that the extraction of vanadium from oxidized sludge confirms high results in the specified pH range. From the data in Table 3, the region of the boundary pH values of the output of saturated anion exchange resin is determined within the range of 4.5–4.0, the content of iron and manganese on the sorbent, respectively, does not exceed 0.1 and 10.0 kg / t of anion exchange resin, its saturation with vanadium is, respectively 350-650 kg / t. Raising the pH to 5.0, as well as lowering it to 1.0 at this stage, leads to a decrease in the concentration of vanadium on the sorbent and, in the latter case, to an increase in the iron content on the anion exchange resin.

Таким образом, показано, что область проведения процесса сорбции ванадия, совмещенного с выщелачиванием его из твердой фазы, находится в пределах значений рН 4,5-1,8, нижняя ее граница определяется минимальным значением рН 1,8, при понижении которого начинается интенсивный переход железа в раствор, соответственно, повышение расхода серной кислоты и увеличение концентрации сульфат-ионов в растворе, верхняя граница определяется оптимальным насыщением сорбента с наименьшим содержанием на нем железа, выше рН 4,5 концентрация ванадия на анионите снижается. Для процесса подготовки окисленной ванадиевой пульпы без присутствия анионита область рН определена в пределах 4,5-4,0, верхнее граничное значение приводит к снижению сорбции из-за образования несорбируемого супрамолекулярного соединения ванадия, минимальное значение рН выщелачивания входит в вышеназванную область предельного высокого сорбционного извлечения. Пределы значений рН пульпы при выводе насыщенного сорбента и вводе отрегенерированного анионита входят в область рН совмещенного процесса 4,5-1,8, их значения соответственно составляют 4,5-4,0 и 2,0-1,8. Насыщенный сорбент промывается 1%-ным раствором серной кислоты для вымывания продуктивного раствора и снятия примесей железа и марганца. Повышение или снижение кислотности приводит к вымыванию ванадия из анионита. Для сохранения структуры анионита десорбция проводится NH4NO3 в пределах 150-200 г/л. Нижний предел определяется неэффективностью десорбции ванадия с насыщенного анионита, а верхний - экономией расхода реагентов. Десорбция в твердофазном и жидкофазном режиме заканчивается кристаллизацией метаванадата аммония, при термическом разложении которого получается чистый оксид ванадия (более 99% V2O5). Жидкофазная десорбция приводит к получению более чистого оксида ванадия. Результаты твердофазной и жидко-фазной десорбции ванадия с ионита представлены в табл.4, из которой видны высокая степень десорбции 98,7% и высокое качество метаванадата аммония за счет селективности сорбционного процесса.Thus, it was shown that the region of the process of vanadium sorption, combined with its leaching from the solid phase, is in the range of pH 4.5-1.8, its lower boundary is determined by the minimum pH of 1.8, at which decrease an intensive transition begins iron in the solution, respectively, an increase in the consumption of sulfuric acid and an increase in the concentration of sulfate ions in the solution, the upper limit is determined by the optimal saturation of the sorbent with the lowest iron content on it, higher than pH 4.5, the concentration of vanadium on the anion exchange resin declining. For the preparation of oxidized vanadium pulp without the presence of anion exchange resin, the pH range is determined in the range of 4.5–4.0, the upper boundary value leads to a decrease in sorption due to the formation of an unsorbable supramolecular vanadium compound, the minimum leaching pH is in the above region of the highest high sorption recovery . The limits of pulp pH during the removal of a saturated sorbent and the introduction of regenerated anion exchange resin enter the pH range of the combined process 4.5–1.8; their values, respectively, are 4.5–4.0 and 2.0–1.8. The saturated sorbent is washed with a 1% solution of sulfuric acid to wash out the productive solution and remove impurities of iron and manganese. An increase or decrease in acidity leads to leaching of vanadium from anion exchange resin. To maintain the structure of the anion exchange resin, desorption is carried out by NH 4 NO 3 in the range of 150-200 g / l. The lower limit is determined by the inefficiency of desorption of vanadium from saturated anion exchange resin, and the upper limit is determined by the reagent consumption saving. Desorption in the solid-phase and liquid-phase modes ends with the crystallization of ammonium metavanadate, which, upon thermal decomposition, produces pure vanadium oxide (more than 99% V 2 O 5 ). Liquid phase desorption results in a purer vanadium oxide. The results of solid-phase and liquid-phase desorption of vanadium from ion exchanger are presented in Table 4, from which a high degree of desorption of 98.7% and high quality of ammonium metavanadate are visible due to the selectivity of the sorption process.

Результаты выщелачивания ванадия из водной пульпы шлака, совмещенной с противоточной сорбцией на анионите в интервале рН 4,5-1,8. The results of leaching of vanadium from aqueous slag pulp combined with countercurrent sorption on anion exchange resin in the range of pH 4.5-1.8.

Условия опытов: Т:Ж=1:2, время - 60 мин, температура = 60°С, анионит - 15% объемных.Test conditions: T: W = 1: 2, time - 60 min, temperature = 60 ° C, anion exchange resin - 15% volume.

Таблица 1Table 1 КолонныColumns Шлак 16,8% V2O5, в растворе 11,3 г/л V2O5 Slag 16.8% V 2 O 5 , in solution 11.3 g / l V 2 O 5 Извлечение V2O5%V 2 O Recovery 5 % Расход H2SO4 кг/т V2O5 Consumption H 2 SO 4 kg / t V 2 O 5 № п/пNo. p / p ХарактеристикаCharacteristic рНpH Содержание V2O5 The content of V 2 O 5 раствор, г/лsolution, g / l шлам, %sludge,% анионит, мг/гanion exchanger, mg / g 1one головнаяhead 4,54,5 5,175.17 5,965.96 650,0650,0 60,360.3 -- 22 промеж.interm. 4,04.0 4,034.03 4,74.7 498,0498.0 63,763.7 300,0300,0 33 промеж.interm. 3,53,5 0,590.59 3,23.2 465,0465.0 71,071.0 400,0400,0 4four промеж.interm. 3,03.0 0,370.37 1,81.8 430,0430.0 75,275,2 525,0525.0 55 промеж.interm. 2,52.5 0,080.08 1,21,2 350,0350,0 81,581.5 540,0540.0 66 хвостоваяtail 1,81.8 0,740.74 1,01,0 120,0120.0 90,790.7 750,0750.0

Результаты выщелачивания ванадия из водной пульпы шлама, совмещенной с противоточной сорбцией на анионите в интервале рН 4,5-1,8. The results of leaching of vanadium from aqueous slurry pulp combined with countercurrent sorption on anion exchange resin in the pH range 4.5-1.8.

Условия опытов: Т:Ж=1:2, время - 60 мин, температура = 60°С, анионит - 5-10% объемных.Test conditions: T: W = 1: 2, time - 60 min, temperature = 60 ° C, anion exchange resin - 5-10% by volume.

Таблица 2table 2 КолонныColumns Шлам 3,4% V2O5, в растворе 4,0 г/л V2O5 Sludge 3.4% V 2 O 5 , in solution 4.0 g / l V 2 O 5 Извлечение V2O5%V 2 O Recovery 5 % Расход H2SO4 кг/т V2O5 Consumption H 2 SO 4 kg / t V 2 O 5 № п/пNo. p / p ХарактеристикаCharacteristic рНpH Содержание V2O5 The content of V 2 O 5 раствор, г/лsolution, g / l шлам, %sludge,% анионит, мг/гanion exchanger, mg / g 1one головнаяhead 4,54,5 4,04.0 3,03.0 350,0350,0 15,015.0 100,0100.0 22 промеж.interm. 4,04.0 3,33.3 2,42,4 270,0270,0 20,020,0 250,0250,0 33 промеж.interm. 3,53,5 2,02.0 2,02.0 250,0250,0 30,030,0 300,0300,0 4four промеж.interm. 3,03.0 0,90.9 1,71.7 190,0190.0 45,045.0 450,0450,0 55 промеж.interm. 2,52.5 0,20.2 1,51,5 145,0145.0 50,050,0 600,0600,0 66 хвостоваяtail 1,81.8 0,30.3 1,051.05 100,0100.0 80,080.0 750,0750.0

Таблица 3Table 3 Зависимость насыщения сорбента ванадием, железом и марганцем от рН кислотно-анионитной обработкиThe dependence of the saturation of the sorbent with vanadium, iron and manganese on the pH of the acid-anion exchange resin рН кислотно-анионитной обработкиpH of an acid anion exchange resin 5,05,0 4,54,5 4,04.0 3,53,5 3,03.0 2,52.5 2,02.0 1,51,5 1,01,0 Содержание V2О5 на сорбенте, кг/тThe content of V 2 About 5 on the sorbent, kg / t 480480 520520 600600 650650 580580 500500 350350 160160 30thirty Содержание Fe на сорбенте, кг/тThe content of Fe on the sorbent, kg / t менее 0,1less than 0.1 менее 0,1less than 0.1 менее 0,1less than 0.1 0,10.1 0,10.1 0,10.1 0,10.1 1,51,5 10,110.1 Содержание МnО на сорбенте, кг/тMnO content on the sorbent, kg / t 1,01,0 2,12.1 5,25.2 7,17.1 8,08.0 9,09.0 10,510.5 13,213,2 14,114.1

Результаты твердофазной и жидкофазной десорбции с анионитаResults of solid-phase and liquid-phase desorption from anion exchange resin Таблица 4Table 4 Тип десорбцииDesorption Type Насыщенный анионитSaturated Anion Exchanger ДесорбатDesorbat Пульпа метаванадата аммонияAmmonium Metavanadate Pulp Маточный растворStock solution Метаванадат аммонияAmmonium Metavanadate Объем млMl volume V2O5 г/кг сух. анионитаV 2 O 5 g / kg dry. anion exchange resin V2O5, гV 2 O 5 , g Объем, млVolume ml V2O5, г/лV 2 O 5 , g / l %% РНPH Объем млMl volume V2O5, г/лV 2 O 5 , g / l рНpH Вес МВА, гWeight MVA, g Содержа-ние V2O5%The content of V 2 O 5 % Выход, %Exit, % ТвердофазнаяSolid phase 100one hundred 350350 17,517.5 200200 82,082.0 93,593.5 7,57.5 200200 1,051.05 8,28.2 23,2323,23 75,575,5 99,199.1 100one hundred 650650 27,527.5 200200 129,0129.0 94,294.2 8,58.5 200200 1,511.51 8,58.5 36,1036.10 76,676.6 99,399.3 ЖидкофазнаяLiquid phase 100one hundred 350350 17,517.5 10001000 15,815.8 90,090.0 4,54,5 10001000 1,501,50 8,58.5 23,1023.10 77,277,2 98,298.2 100one hundred 650650 27,527.5 10001000 25,425,4 92,492.4 5,55.5 10001000 1,621,62 8,08.0 35,135.1 77,677.6 98,798.7

Claims (2)

1. Способ переработки ванадийсодержащего сырья, включающий приготовление из сырья водной пульпы, введение в нее серной кислоты и анионита для выщелачивания и извлечения ванадия сорбцией из пульпы, вывод насыщенного анионита, его промывку, десорбцию ванадия из анионита и ввод отрегенерированного анионита на стадию выщелачивания и сорбции, отличающийся тем, что водную ванадиевую пульпу готовят из ванадийсодержащего сырья, в качестве которого используют окисленные шлак или шлам при рН 11,5-7,5, введение серной кислоты в приготовленную водную пульпу осуществляют при Т:Ж=1:2 и до рН 4,5-4,0, а извлечение ванадия из пульпы ведут противоточной сорбцией при рН 4,5-1,8 с последующей промывкой насыщенного ионита на дренаже, вывод насыщенного анионита осуществляют при рН 4,5-4,0, а при вводе отрегенерированного анионита поддерживают в пульпе рН 2,0-1,8.1. A method of processing vanadium-containing raw materials, including the preparation of aqueous pulp from the raw materials, introducing sulfuric acid and anion exchange resin into it to leach and extract vanadium by sorption from the pulp, withdrawing saturated anion exchange resin, washing it, desorbing vanadium from anion exchange resin and introducing regenerated anion exchange resin to the leaching and sorption stage characterized in that the aqueous vanadium pulp is prepared from vanadium-containing raw materials, which are used as oxidized slag or sludge at pH 11.5-7.5, the introduction of sulfuric acid in the prepared aqueous the pulp is carried out at T: L = 1: 2 and to a pH of 4.5-4.0, and vanadium is extracted from the pulp by countercurrent sorption at a pH of 4.5-1.8, followed by washing of the saturated ion exchanger in the drainage, and the conclusion of the saturated anion exchanger is carried out at pH 4.5-4.0, and when introducing regenerated anion exchange resin, pH 2.0-1.8 is maintained in the pulp. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что промывку насыщенного анионита осуществляют при содержании в анионите 350-650 кг V2O5 на тонну анионита 1%-ным раствором серной кислоты, а десорбцию ведут нитратом аммония 150-200 г/л при рН 7,5-8,5 в твердофазном режиме или при рН 4,5-5,5 в жидкофазном режиме. 2. The method according to claim 1, characterized in that the washing of the saturated anion exchange resin is carried out when the anion exchange resin contains 350-650 kg of V 2 O 5 per ton of anion exchange resin with 1% sulfuric acid solution, and desorption is carried out with ammonium nitrate 150-200 g / l at a pH of 7.5-8.5 in solid-phase mode or at pH 4.5-5.5 in a liquid-phase mode.
RU2010107984/02A 2010-03-05 2010-03-05 Procedure for processing vanadium containing raw material RU2437946C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010107984/02A RU2437946C2 (en) 2010-03-05 2010-03-05 Procedure for processing vanadium containing raw material

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010107984/02A RU2437946C2 (en) 2010-03-05 2010-03-05 Procedure for processing vanadium containing raw material

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2010107984A RU2010107984A (en) 2011-09-10
RU2437946C2 true RU2437946C2 (en) 2011-12-27

Family

ID=44757337

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2010107984/02A RU2437946C2 (en) 2010-03-05 2010-03-05 Procedure for processing vanadium containing raw material

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2437946C2 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2726540C1 (en) * 2018-10-25 2020-07-14 Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко., Лтд. Method of extracting vanadium and chromium from vanadium-chromium slag

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115011818A (en) * 2022-06-15 2022-09-06 上海寰泰绿钒科技有限公司 Method for extracting vanadium from stone coal

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2726540C1 (en) * 2018-10-25 2020-07-14 Паньган Груп Паньчжихуа Айрон Энд Стил Рисёч Инститьют Ко., Лтд. Method of extracting vanadium and chromium from vanadium-chromium slag

Also Published As

Publication number Publication date
RU2010107984A (en) 2011-09-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109518005B (en) Production method of battery-grade cobalt sulfate crystal
CN100420761C (en) Method for extracting rhenium from eluate of flue ash generated by baking enriched ore of molybdenum
CN100572286C (en) Utilize arsenic-containing waste water to prepare the method for white arsenic
CN109355515B (en) Method for extracting vanadium by calcified vanadium extraction tailings
RU2736539C1 (en) Method of producing vanadium oxide of a battery grade
EP3495518B1 (en) Production of a scandium-containing concentrate and subsequent extraction of high-purity scandium oxide therefrom
CN107954474B (en) Method for producing vanadium product and basic chromium sulfate by using vanadium-chromium solution
CN105695738A (en) Deironing method for vanadium-bearing stone coal lixivium
RU2477327C1 (en) Complex processing method of carbon-silicic black-shale ores
EP4077751A1 (en) Recovery of vanadium from slag materials
CN101386909A (en) Method for extracting rare-earth from ardealite
JPH0556288B2 (en)
CN106868325B (en) A kind of method that hydrochloric acid leaching ilmenite produces scandium-enriched in rich-titanium material process
WO2020237312A1 (en) Recovery of titanium products from titanomagnetite ores
RU2547369C2 (en) Complex processing method of residues of domanic formations
RU2437946C2 (en) Procedure for processing vanadium containing raw material
WO2016201456A1 (en) Method for comprehensive black-shale ore processing
RU2245936C1 (en) Method for vanadium recovery
CN101376521A (en) Method for removing high concentration iron impurity in copper-contained sludge copper sulfate leaching liquid
RU2263722C1 (en) Method for processing of vanadium-containing slags
CN1261107A (en) Defluorination process for preparing cerium from bastraesite ore
SU982362A1 (en) Method of extracting molybdenum
RU2398902C1 (en) Procedure for hydro-metallurgical treatment of rhenium containing molybdenum concentrate
CN106507780B (en) The technique that organic solvent extractionprocess extracts vanadium
AU2007356815A1 (en) Single stage purification for uranium refining

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20140306