RU2441083C1 - Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации - Google Patents

Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации Download PDF

Info

Publication number
RU2441083C1
RU2441083C1 RU2010121753A RU2010121753A RU2441083C1 RU 2441083 C1 RU2441083 C1 RU 2441083C1 RU 2010121753 A RU2010121753 A RU 2010121753A RU 2010121753 A RU2010121753 A RU 2010121753A RU 2441083 C1 RU2441083 C1 RU 2441083C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
fluidized bed
stage
furnace
vanadium slag
Prior art date
Application number
RU2010121753A
Other languages
English (en)
Inventor
И Пэн (Cn)
И Пэн
Ипин ЧЖОУ (CN)
Ипин ЧЖОУ
Шэню ЧЖУ (CN)
Шэню ЧЖУ
Фань ЧЖАН (CN)
Фань Чжан
Чжаохуэй СУНЬ (CN)
Чжаохуэй СУНЬ
Цзин ВАН (CN)
Цзин Ван
Original Assignee
Паньган Груп Стил Ванадиум Энд Титаниум Ко., Лтд.
Паньган Груп Ко., Лтд
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 Паньган Груп Стил Ванадиум Энд Титаниум Ко., Лтд., Паньган Груп Ко., Лтд filed Critical Паньган Груп Стил Ванадиум Энд Титаниум Ко., Лтд.
Application granted granted Critical
Publication of RU2441083C1 publication Critical patent/RU2441083C1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • C22B1/10Roasting processes in fluidised form
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00Obtaining refractory metals
    • C22B34/20Obtaining niobium, tantalum or vanadium
    • C22B34/22Obtaining vanadium
    • 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

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)
  • Furnace Details (AREA)

Abstract

Группа изобретений относится к получению ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации. Способ получения ванадиевых продуктов включает получение ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция, имеющих массовое соотношение CaO/V2O5 от 0,5 до 1,4, обжиг полученных ванадиевых шлаков в печи с псевдоожиженным слоем с температурой в печи 850-950°С.Обжиг ведут при средней продолжительности нахождения в печи ванадиевых шлаков 30-150 минут. Затем проводят выщелачивание обожженного клинкера в растворе серной кислоты и получение ванадиевых шлаков из выщелачивающего раствора. Технический результат заключаются в высокой эффективности производства, низких энергозатратах, высокой производительности оборудования, простой реализации массового производства. 15 з.п. ф-лы, 2 табл.

Description

Область техники
Изобретение относится к способу получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации и относится к процессам выделения ванадия.
Уровень техники
Ванадиевые шлаки - это вид обогащенных ванадием материалов, которые выделяют из горячих металлов, содержащих ванадий, с использованием газов, содержащих кислород, таких как кислород или воздух, обогащенный кислородом. В обычных ванадиевых шлаках ванадий присутствует в составе феррованадиевых шпинелей в трехвалентной форме, химическая формула феррованадия может быть представлена как FeO·V2O3, причем в силикатной фазе присутствует небольшое количество кальция.
Обычные ванадиевые шлаки подразделяют на 7 категорий по содержанию пентоксида ванадия. Химический состав обычных ванадиевых шлаков должен отвечать данным, приведенным в таблице 1.
Таблица 1
Категория Химический состав, %
V2O5 SiO2 Р СаО/V2O5
Сорт 1 Сорт 2 Сорт 3 Сорт 1 Сорт 2 Сорт 3 Сорт 1 Сорт 2 Сорт 3
FZ9 8,0-10,0
FZ11 10,0-12,0
FZ13 12,0-14,0
FZ15 14,0-16,0 16,0 20,0 24,0 0,13 0,30 0,50 0,11 0,16 0,22
FZ17 16,0-18,0
FZ19 18,0-20,0
FZ21 >20,0
Из таблицы 1 видно, что стандарт для обычных ванадиевых шлаков имеет строгие требования по содержанию СаО, а соотношение СаО/V2О5 в ванадиевых шлаках первого сорта должно быть не более 0,11, а третьего сорта - не более 0,22.
Обычно для производства ванадиевых продуктов, таких как продукты оксида ванадия, феррованадия, нитрида ванадия, из обычных ванадиевых шлаков используют способ выделения ванадия посредством обжига с натрием и выщелачивания водой ванадиевых шлаков. Например, Pangang Group Company Ltd. и Сhеnggаng Group в Китае, Нижнетагильский и Чусовской металлургические заводы в России, Highveld Steel и Vanadium Corp.Ltd. в Южной Африке, Steel Mining Limited в Новой Зеландии и т.д., используют этот способ. Этот способ обычно включает следующие операции: равномерное перемешивание измельченных ванадиевых шлаков с натриевой солью, такой как Na2СО3, добавление полученной смеси во вращающуюся печь для обжига или в многоподовую печь, постепенное нагревание от низкой температуры, составляющей 200°С, до 760-850°С и обжиг в течение 2-5 часов. Обожженный продукт, который называют спекшимся или прокаленным продуктом (клинкером), выгружают из печи, растворяют и выщелачивают водой для того, чтобы растворимый ванадат натрия перешел в раствор для последующего получения ванадиевых продуктов.
Другой способ обжига с известью с использованием серной кислоты используется на ОАО «Ванадий-Тула» в России. Этот способ включает следующие операции: обжиг известьсодержащего вещества в качестве добавки и измельченных ванадиевых шлаков во вращающейся печи для обжига или в многоподовой печи, постепенное нагревание от низкой температуры, составляющей 200-300°С, до 880-950°С, выдерживание при 880-950°С в течение 1-3 часов, выгрузку смеси из печи с получением так называемого прокаленного обожженного клинкера. В этом клинкере ванадий присутствует в виде ванадата кальция или ванадата кальция-магния, которые переводят в раствор путем растворения и выщелачивания серной кислотой для последующего получения ванадиевых продуктов. Этот способ с использованием обжига с известью и серной кислоты является более предпочтительным по сравнению со способом обжига с натрием, поскольку сточные воды можно более легко очистить для соответствия национальному стандарту. Поскольку в способе обжига с известью используется известьсодержащее вещество в качестве добавки, содержание СаО в ванадиевых шлаках жестко не регламентируется и может достигать 4,5-5,5%. На ОАО «Ванадий-Тула» в России требуется, чтобы соотношение СаО/V2О5 составляло 0,7-0,75, а температура обжига была 800-860°С (заявка на патент РФ 97113072/02), также требуется добавлять необходимое количество извести, а осадок выщелачивают серной кислотой.
Все заводы по производству ванадия в мире используют вращающиеся печи для обжига или многоподовые печи в качестве оборудования для обжига, независимо от того, какой способ применяют - обжиг с натрием и с водой или с кальцием и с серной кислотой, ни один из заводов не использует для обжига ванадиевых шлаков метод флюидизации (псевдоожижения) и оборудование для него, поскольку добавки (натриевые соли или кальциевые соли), которые являются необходимыми в обоих описанных способах, при флюидизации сильно отличаются в отношении механических свойств от свойств ванадиевых шлаков, и сырьевые материалы для получения ванадия невозможно равномерно перемешать с добавками для их взаимодействия в печи с псевдоожиженным слоем, поскольку наблюдается сегрегация и получается недостаточный обжиг по сравнению с обжигом во вращающейся печи для обжига или в многоподовой печи. Поэтому для обжига обычно используются вращающиеся печи для обжига или многоподовые печи. Ранее проводили изучение методов обжига смеси титаномагнетита ванадия и хлорида натрия с использованием оборудования с псевдоожиженным слоем, однако эти методы приводили к существенной сегрегации и очень низкому результату, поэтому эти методы не применяются на производстве.
По причинам, описанным выше, в настоящее время отсутствуют публикации по производству ванадиевых продуктов путем обжига ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция с использованием печей с псевдоожиженным слоем.
Печь с псевдоожиженным слоем имеет очень высокую эффективность по теплопереносу, равномерно смешивает частицы и имеет относительно равномерное температурное поле. Поэтому печь с псевдоожиженным слоем имеет преимущества, которые заключаются в коротком времени реакции, адекватном контакте между материалами и кислородом, низких энергозатратах, высокой эффективности производства, высокой емкости оборудования при сравнении с вращающейся печью для обжига, многоподовой печью и шахтной печью того же объема.
Проблема, которую требуется решить при осуществлении обжига, заключается в обеспечении равномерного смешивания сырья, содержащего ванадий, и добавок. При получении ванадиевых шлаков из горячего металла, содержащего ванадий, добавляют достаточное количество извести, в результате получают ванадиевые шлаки, обогащенные кальцием, которые называются ванадиевыми шлаками с высоким содержанием кальция. Большая часть ванадия в ванадиевых шлаках с высоким содержанием кальция все еще присутствует в составе шпинелей феррованадия, а кальций главным образом содержится в силикатной фазе. Обжиг в печи с псевдоожиженным слоем ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция является существенной инновацией в методике выделения ванадия.
Сущность изобретения
Проблема, которую решает изобретение, заключается в преодолении недостатков высокого энергопотребления, низкой эффективности, низкой емкости оборудования и т.д. при получении ванадиевых продуктов из ванадиевых шлаков согласно уровню техники. Изобретение предлагает эффективный энергосберегающий способ получения ванадиевых продуктов с хорошим окислительным эффектом. Изобретение характеризуется тем, что в качестве сырья берут ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция, при этом не добавляют никаких добавок для обжига в псевдоожиженном слое, равномерно смешивают и должным образом обжигают материал в печи с псевдоожиженным слоем, в процессе чего происходит равномерная реакция, при которой ванадий превращается в ванадат кальция и ванадат кальция-магния, что представляет собой существенную инновацию в методике выделения ванадия.
Изобретение реализуется по следующей схеме:
а) готовят ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция, где массовое соотношение CaO/V2O5 составляет 0,5-1,4 (что означает 0,5≤СаО/V2O5≤0,7 и 0,7<СаО/V2O5≤1,4), предпочтительно 0,66-1,3 (что означает 0,66≤СаО/V2O5≤0,7 и 0,7<СаО/V2O5≤1,3), более предпочтительно 0,8-1,19;
b) осуществляют обжиг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция в печи с псевдоожиженным слоем, при котором средняя температура составляет 850°С-950°С (предпочтительно 880°С-940°С) и средняя продолжительность нахождения в печи составляет 30-150 минут (предпочтительно 50-120 минут) с получением обожженного клинкера;
причем в печь с псевдоожиженным слоем можно подавать избыточное количество воздуха или воздуха, обогащенного кислородом, для улучшения окисления. Например, каменноугольный газ, природный газ и нефтяное топливо сжигают, затем смешивают с воздухом и подают в печь с псевдоожиженным слоем для нагревания материала, обеспечивая достаточную окислительную атмосферу в печи, для окисления четырехвалентного ванадия до пятивалентного ванадия, и получают ванадат;
с) осуществляют выщелачивание обожженного клинкера в растворе серной кислоты и затем получают ванадиевые продукты из этого раствора.
Кроме того, для более легкого окисления шпинелей феррованадия ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция из стадии «а» измельчают до размеров частиц менее 0,125 мм, причем более 95% частиц имеют диаметр менее 0,1 мм.
Выщелачивание на стадии «с» можно реализовать по следующей схеме: к обожженному клинкеру добавляют воду в 1-4 раза больше по массе, чем масса клинкера, с получением суспензии, затем добавляют 10-65%-ный (предпочтительно 32-65%) раствор серной кислоты для доведения рН суспензии для выщелачивания и поддерживают значение рН в диапазоне 2,8-3,3 при 30-60°С в течение 30-90 минут во время выщелачивания.
Полезные эффекты изобретения следующие.
1. Ванадиевые шлаки смешиваются очень равномерно и быстро в печи с псевдоожиженным слоем, в результате достигается очень хорошая массо- и теплопередача, что очевидно снижает время обжига и снижает энергопотребление, стоимость производства на стадии обжига.
2. Поскольку в качестве оборудования для обжига используют печь с псевдоожиженным слоем с газом в качестве подвижного носителя, в нее можно подавать избыточное количество воздуха или воздуха, обогащенного кислородом, для улучшения окисления, сокращения времени обжига и снижения энергопотребления.
3. Емкость печи с псевдоожиженным слоем в 6-10 раз выше, чем емкость вращающейся печи для обжига и многоподовой печи того же объема, следовательно, использование печи с псевдоожиженным слоем существенно повышает производительность одного места оборудования, снижает инвестиции на оборудование, улучшает производственною мощность и экономические показатели предприятия.
4. Вращающаяся печь для обжига, многоподовая печь и шахтная печь либо их основная часть требуют наличия перемещающего механизма, а печь с псевдоожиженным слоем использует в качестве носителя газ, причем только материал перемещается в этом оборудовании, поэтому оно требует меньше движущихся механизмов, в результате существенно снижается количество поломок и упрощается обслуживание этого оборудования, что вносит положительный вклад в организацию и осуществление производства.
Подробное описание изобретения
Ниже изобретение дополнительно проиллюстрировано в следующих примерах. Примеры представлены исключительно в качестве иллюстрации и не ограничивают изобретение.
Пример 1. Влияние массового соотношения CaO/V2O5 ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция на превращение ванадия и эффективность выщелачивания.
400 кг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция (массовые соотношения CaO/V2O5 показаны в таблице 2) измельчали до размеров частиц менее 0,125 мм, и 95% частиц имели диаметр менее 0,1 мм.
Эти ванадиевые шлаки загружали в Ф100×2500 мм печь с псевдоожиженным слоем, в которой загрузка осуществляется сверху, а выгрузка - снизу. Каменноугольный газ сжигали, смешивали с дополнительным количеством воздуха с получением горячего окисляющего воздуха, нагретого до высокой температуры, затем его вводили в печь из нижней части трубопровода печи. Поток горячего воздуха и количество загружаемых ванадиевых шлаков регулировали таким образом, чтобы поддерживать наилучшее состояние перемешивания ванадиевых шлаков в печи, средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляла 900°С и среднее время нахождения ванадиевых шлаков в печи составляло 30 минут. Обожженный клинкер выгружали из отверстия в нижней части печи с псевдоожиженным слоем, быстро охлаждали и измельчали до размеров частиц менее 40 меш, добавляли воду, количество которой превышало количество клинкера по массе в 3 раза для получения суспензии, затем добавляли 65%-ной серной кислоты для доведения значения рН раствора для выщелачивания до 2,8-3,3 при 30-60°С в течение 60 минут в процессе выщелачивания. Осадок фильтровали, промывали и сушили для анализа содержания ванадия и определения эффективности выщелачивания ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция. Результаты представлены в таблице 2.
Таблица 2
СаО/V2О5 Превращение ванадия и эффективность выщелачивания, %
0,52 76,40
0,66 80,03
0,80 89,89
0,91 86,24
0,98 88,15
1,19 84,23
1,36 71,72
2,61 66,55
Из таблицы 2 видно, что эффективность обжига является наилучшей, когда соотношение CaO/V2O5 ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция составляет 0,8-1,19, и эффективность обжига-выщелачивания ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция снижается, когда соотношение СаО/V2О5 составляет менее 0,66 и более 1,19.
Пример 2. Получение V2O5 из ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция
400 кг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция (массовое соотношение CaO/V2O5 0,91 и содержание V2O5 11,54%) измельчали до размеров частиц менее 0,125 мм, и 95% частиц имели диаметр менее 0,1 мм.
Эти ванадиевые шлаки загружали в Ф100×2500 мм печь с псевдоожиженным слоем, в которой загрузка осуществляется сверху, а выгрузка - снизу. Каменноугольный газ сжигали, смешивали с дополнительным количеством воздуха с получением горячего окисляющего воздуха, нагретого до высокой температуры, затем его вводили в печь из нижней части трубопровода печи. Поток горячего воздуха и количество загружаемых ванадиевых шлаков регулировали таким образом, чтобы поддерживать наилучшее состояние перемешивания ванадиевых шлаков в печи, средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляла 900°С и среднее время нахождения ванадиевых шлаков в печи составляло 30 минут.
Обожженный клинкер выгружали из отверстия в нижней части печи с псевдоожиженным слоем, быстро охлаждали и измельчали до размеров частиц менее 40 меш. К клинкеру (200 г) добавляли воду, количество которой превышало количество клинкера по массе в 3 раза для получения суспензии, затем добавляли 65%-ной серной кислоты для доведения значения рН раствора для выщелачивания до 2,8-3,3 при 30-60°С в течение 60 минут в процессе выщелачивания. Осадок фильтровали, промывали и сушили для анализа содержания ванадия и определения эффективности выщелачивания ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция, которая составила 87,19%.
рН фильтрата доводили до 2,0 серной кислотой, затем фильтрат нагревали до кипения, выдерживали 60 минут и фильтровали, осадок промывали, сушили и прокаливали с получением 29,49 г V2O5 с чистотой 94,01%.
Пример 3. Получение V2O5 из ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция.
500 кг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция (массовое соотношение CaO/V2O5 0,66 и содержание V2O5 12,84%) измельчали до размеров частиц менее 0,125 мм, и 95% частиц имели диаметр менее 0,1 мм.
Эти ванадиевые шлаки загружали в Ф100×2500 мм печь с псевдоожиженным слоем, в которой загрузка осуществляется сверху, а выгрузка - снизу. Каменноугольный газ сжигали, смешивали с дополнительным количеством воздуха с получением горячего окисляющего воздуха, нагретого до высокой температуры, затем его вводили в печь из нижней части трубопровода печи. Поток горячего воздуха и количество загружаемых ванадиевых шлаков регулировали таким образом, чтобы поддерживать наилучшее состояние перемешивания ванадиевых шлаков в печи, средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляла 850°С и среднее время нахождения ванадиевых шлаков в печи составляло 150 минут.
Обожженный клинкер выгружали из отверстия в нижней части печи с псевдоожиженным слоем, быстро охлаждали и измельчали до размеров частиц менее 40 меш. К клинкеру (400 г) добавляли воду, количество которой превышало количество клинкера по массе в 4 раза, для получения суспензии, затем добавляли 65%-ной серной кислоты для доведения значения рН раствора для выщелачивания до 2,8-3,3 при 30-60°С в течение 30 минут в процессе выщелачивания. Осадок фильтровали, промывали и сушили для анализа содержания ванадия и определения эффективности выщелачивания ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция, которая составила 84,74%.
рН фильтрата доводили до 2,0 серной кислотой, затем фильтрат нагревали до кипения, выдерживали 60 минут и фильтровали, осадок промывали, сушили и прокаливали с получением 44,57 г V2О5 с чистотой 93,2%.
Пример 4. Получение V2O5 из ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция
300 кг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция (массовое соотношение СаО/V2О5 0,7 и содержание V2O5 12,68%) измельчали до размеров частиц менее 0,1 мм.
Эти ванадиевые шлаки загружали в Ф100×2500 мм печь с псевдоожиженным слоем, в которой загрузка осуществляется сверху, а выгрузка - снизу. Каменноугольный газ сжигали, смешивали с дополнительным количеством воздуха с получением горячего окисляющего воздуха, нагретого до высокой температуры, затем его вводили в печь из нижней части трубопровода печи. Поток горячего воздуха и количество загружаемых ванадиевых шлаков регулировали таким образом, чтобы поддерживать наилучшее состояние перемешивания ванадиевых шлаков в печи, средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляла 930°С и среднее время нахождения ванадиевых шлаков в печи составляло 90 минут.
Обожженный клинкер выгружали из отверстия в нижней части печи с псевдоожиженным слоем, быстро охлаждали и измельчали до размеров частиц менее 40 меш. К клинкеру (200 г) добавляли воду, количество которой превышало количество клинкера по массе в 2 раза, для получения суспензии, затем добавляли 32% серной кислоты для доведения значения рН раствора для выщелачивания до 2,8-3,3 при 30-60°С в течение 30 минут в процессе выщелачивания. Осадок фильтровали, промывали и сушили для анализа содержания ванадия и определения эффективности выщелачивания ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция, которая составила 85,18%.
рН фильтрата доводили до 2,0 серной кислотой, затем фильтрат нагревали до кипения, выдерживали 60 минут и фильтровали, осадок промывали, сушили и прокаливали с получением 21,89 г V2O5 с чистотой 93,65%.

Claims (16)

1. Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации, характеризующийся тем, что включает следующие стадии:
a. получение ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция, имеющих массовое соотношение CaO/V2O5 не менее 0,5 и не более 0,7;
b. обжиг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция в печи с псевдоожиженным слоем с получением обожженного клинкера; и
c. выщелачивание обожженного клинкера в растворе серной кислоты и получение ванадиевых продуктов из выщелачивающего раствора.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что на стадии «а» используют ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция, имеющие массовое соотношение CaO/V2O5 не менее 0,66 и не более 0,7.
3. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что на стадии «а» перед загрузкой в печь с псевдоожиженным слоем ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция измельчают до размера частиц менее 0,125 мм, причем более 95% частиц имеют диаметр менее 0,1 мм.
4. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что на стадии «b» средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляет 850-950°С, и средняя продолжительность нахождения в печи ванадиевых шлаков составляет 30-150 мин.
5. Способ по п.4, отличающийся тем, что на стадии «b» средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляет 880-940°С, и средняя продолжительность нахождения в печи ванадиевых шлаков составляет 50-120 мин.
6. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что на стадии «b» сжигают каменноугольный газ, природный газ и нефтяное топливо, затем смешивают с воздухом и подают в печь с псевдоожиженным слоем для нагревания материала при обеспечении достаточной окислительной атмосферы в печи.
7. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что на стадии «с» к обожженному клинкеру добавляют воду с получением суспензии, затем добавляют 10-65%-ный раствор серной кислоты для доведения рН раствора для выщелачивания и поддерживают значение рН в диапазоне 2,8-3,3 при температуре 30-60°С в течение 30-90 мин во время выщелачивания, и получают V2O5 из выщелачивающего раствора.
8. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что на стадии «с» для доведения рН раствора используют концентрацию серной кислоты 32-65%.
9. Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации, характеризующийся тем, что включает следующие стадии:
a. получение ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция, имеющих массовое соотношение CaO/V2O5 не менее 0,7 и не более 1,4;
b. обжиг ванадиевых шлаков с высоким содержанием кальция в печи с псевдоожиженным слоем с получением обожженного клинкера; и
c. выщелачивание обожженного клинкера в растворе серной кислоты и получение ванадиевых шлаков из выщелачивающего раствора.
10. Способ по п.9, отличающийся тем, что на стадии «а» используют ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция, имеющие массовое соотношение CaO/V2O5 не менее 0,7 и не более 1,3.
11. Способ по любому из пп.9 и 10, отличающийся тем, что на стадии «а» перед загрузкой в печь с псевдоожиженным слоем ванадиевые шлаки с высоким содержанием кальция измельчают до размера частиц менее 0,125 мм, причем более 95% частиц имеют диаметр менее 0,1 мм.
12. Способ по любому из пп.9 и 10, отличающийся тем, что на стадии «b» средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляет 850-950°С, и средняя продолжительность нахождения в печи ванадиевых шлаков составляет 30-150 мин.
13. Способ по п.12, отличающийся тем, что на стадии «b» средняя температура в печи с псевдоожиженным слоем составляет 880-940°С, и средняя продолжительность нахождения в печи ванадиевых шлаков составляет 50-120 мин.
14. Способ по любому из пп.9 и 10, отличающийся тем, что на стадии «b» сжигают каменноугольный газ, природный газ и нефтяное топливо, затем смешивают с воздухом и подают в печь с псевдоожиженным слоем для нагревания материала при обеспечении достаточной окислительной атмосферы в печи.
15. Способ по любому из пп.9 и 10, отличающийся тем, что на стадии «с» к обожженному клинкеру добавляют воду с получением суспензии, затем добавляют 10-65%-ный раствор серной кислоты для доведения рН раствора для выщелачивания и поддерживают значение рН в диапазоне 2,8-3,3 при температуре 30-60°С в течение 30-90 мин во время выщелачивания, и получают V2O5 из выщелачивающего раствора.
16. Способ по любому из пп.9 и 10, отличающийся тем, что на стадии «с» для доведения рН раствора используют концентрацию серной кислоты 32-65%.
RU2010121753A 2007-11-26 2008-10-21 Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации RU2441083C1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN200710202682A CN100582257C (zh) 2007-11-26 2007-11-26 一种流态化设备焙烧高钙钒渣的方法
CN200710202682.4 2007-11-26

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2441083C1 true RU2441083C1 (ru) 2012-01-27

Family

ID=39946088

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2010121753A RU2441083C1 (ru) 2007-11-26 2008-10-21 Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации

Country Status (5)

Country Link
CN (1) CN100582257C (ru)
NZ (1) NZ586447A (ru)
RU (1) RU2441083C1 (ru)
WO (1) WO2009071006A1 (ru)
ZA (1) ZA201002349B (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2730820C1 (ru) * 2018-11-30 2020-08-26 Паньган Груп Рисёч Инститьют Ко., Лтд. Способ извлечения ванадия противоточным кислотным выщелачиванием клинкера от кальцинирующего обжига

Families Citing this family (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100582257C (zh) * 2007-11-26 2010-01-20 攀枝花钢铁(集团)公司 一种流态化设备焙烧高钙钒渣的方法
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
CN103058279B (zh) * 2012-12-17 2014-09-03 攀钢集团攀枝花钢钒有限公司 一种流态化制取五氧化二钒的方法
CN103667710B (zh) * 2013-12-04 2015-06-17 四川省川威集团有限公司 高钙钒渣清洁生产五氧化二钒工艺
CN103993161B (zh) * 2014-05-21 2016-11-16 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种含钒物料的两段式钙化焙烧的方法
CN104694761A (zh) * 2015-02-17 2015-06-10 河北钢铁股份有限公司承德分公司 一种钒渣钠化焙烧提钒工艺钒液提钒的方法
CN112143892B (zh) * 2020-10-08 2022-03-22 湖南众鑫新材料科技股份有限公司 一种处理钒氮合金产品氧化的方法
CN113930609B (zh) * 2021-09-29 2023-06-23 重庆大学 流化床煅烧石煤提钒及综合利用方法
CN114249306A (zh) * 2021-12-06 2022-03-29 武汉科技大学 一种基于富钒液的氮化钒及其制备方法
CN116273046B (zh) * 2023-04-11 2024-04-12 郑州中科新兴产业技术研究院 用于催化环己烷氧化反应的提钒尾渣处理方法

Family Cites Families (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3656936A (en) * 1970-10-14 1972-04-18 Oil Shale Corp Vanadium recovery process
JPS58151328A (ja) * 1982-03-01 1983-09-08 ザ・ユニバ−シイテイ・オブ・コンセプシヨン バナジウム含有スラグ及び類似物からのバナジウム採取方法
CN1004481B (zh) * 1986-09-26 1989-06-14 乌拉尔黑色金属科学研究院 五氧化二钒的生产方法
RU2160786C1 (ru) * 1999-11-11 2000-12-20 Институт металлургии и материаловедения им. А.А. Байкова РАН Способ извлечения ванадия из высокоизвестковых шлаков
RU2193072C1 (ru) * 2001-11-28 2002-11-20 Открытое акционерное общество "Ванадий-Тула" Способ извлечения ванадия
RU2245936C1 (ru) * 2003-06-02 2005-02-10 Сирина Татьяна Петровна Способ извлечения ванадия
CN1782108A (zh) * 2004-11-30 2006-06-07 戴许斌 石煤复合钙化焙烧—低酸浸取—特种离子交换制钒方法
CN1724387A (zh) * 2005-06-22 2006-01-25 株洲市湘麒科技开发有限公司 从石煤钒矿中提取五氧化二钒的方法
CN100469909C (zh) * 2007-06-12 2009-03-18 中南大学 一种钼钒多金属冶金物料分解方法
CN100582257C (zh) * 2007-11-26 2010-01-20 攀枝花钢铁(集团)公司 一种流态化设备焙烧高钙钒渣的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Тезисы докладов III Всесоюзного совещания в г.Качканаре 19-21 июня 1979, часть 1, Свердловск, 1979, с.79, 91. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2730820C1 (ru) * 2018-11-30 2020-08-26 Паньган Груп Рисёч Инститьют Ко., Лтд. Способ извлечения ванадия противоточным кислотным выщелачиванием клинкера от кальцинирующего обжига

Also Published As

Publication number Publication date
CN100582257C (zh) 2010-01-20
CN101245410A (zh) 2008-08-20
ZA201002349B (en) 2011-06-29
NZ586447A (en) 2011-10-28
WO2009071006A1 (fr) 2009-06-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2441083C1 (ru) Способ получения ванадиевых продуктов с использованием метода флюидизации
WO2021197258A1 (zh) 一种由低阶煤制造的氧化球团粘结剂及其制备方法和应用
CN101215005A (zh) 利用钒渣生产五氧化二钒的方法
CN105886786B (zh) 一种强化转炉钒渣钙化提钒的方法
CN111719054B (zh) 一种石煤钒矿的氧化破晶焙烧综合利用方法
CN111304464B (zh) 一种石煤钒矿多段焙烧强化拌酸熟化提钒的方法
CN1057130C (zh) 一种从石煤钒矿中提取五氧化二钒的方法
CN109402380B (zh) 一种从钒渣中提钒的方法
CN107090551A (zh) 一种钒钛磁铁矿的直接提钒的方法
CN111304465B (zh) 一种含钒石煤脱碳-破晶焙烧强化酸浸提钒的方法
WO2013011521A1 (en) A method for direct reduction of oxidized chromite ore fines composite agglomerates in a tunnel kiln using carbonaceous reductant for production of reduced chromite product/ agglomerates applicable in ferrochrome or charge chrome production.
CN101913652B (zh) 含钒石煤原生矿提取五氧化二钒的焙烧方法
CN107793049B (zh) 一种利用双梁窑煅烧石灰石的节能生产工艺
CN103421924B (zh) 一种红土矿流态化还原方法
CN103276195B (zh) 一种石煤钒矿竖炉焙烧方法及系统
CN103266230B (zh) 一种含钒石煤竖炉富氧焙烧系统和方法
CN110527825A (zh) 基于电磁感应的磁铁矿无碳烧结方法
CN115043433B (zh) 一种含油催化剂的处理工艺
CN114605092A (zh) 一种氧化钙的低碳节能制作工艺及氧化钙产品
CN112359231B (zh) 热态钒渣直接钙化提钒的方法
CN113005284A (zh) 一种含钛海砂在烧结矿生产中的应用方法
CN212476810U (zh) 钒钛磁铁精矿的冶炼系统
CN110894572B (zh) 一种用于降低高硅磁铁精矿球团焙烧温度的添加剂及其应用方法
CN109112292B (zh) 含钒石煤与重晶石焙烧联产硫化钡及五价钒渣的方法
CN112209644B (zh) 一种利用高硫煤为除铬剂生产硅酸水泥熟料的方法