RU2793681C2 - Method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese - Google Patents
Method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese Download PDFInfo
- Publication number
- RU2793681C2 RU2793681C2 RU2021127780A RU2021127780A RU2793681C2 RU 2793681 C2 RU2793681 C2 RU 2793681C2 RU 2021127780 A RU2021127780 A RU 2021127780A RU 2021127780 A RU2021127780 A RU 2021127780A RU 2793681 C2 RU2793681 C2 RU 2793681C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- leaching
- primary
- calcium
- slag
- Prior art date
Links
Abstract
Description
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИFIELD OF TECHNOLOGY
Настоящее изобретение относится к области химической технологии и металлургии, и более конкретно оно относится к способу извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца.The present invention relates to the field of chemical engineering and metallurgy, and more specifically, it relates to a method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite.
ПРЕДШЕСТВУЮЩИЙ УРОВЕНЬ ТЕХНИКИPRIOR ART
Ванадий широко используют в металлургии и химической промышленности в качестве важного стратегического элемента. Ванадийсодержащий шлак является наиболее важным сырьевым материалом для извлечения ванадия, который обеспечивает 80% от всех ванадийсодержащих продуктов. Традиционно ванадий извлекают из ванадиевого шлака посредством обжига в присутствии натрия, этот способ используют компании Panzhihua Iron & Steel (Group), Chengsteel и New Zealand Steel. Основной принцип обжига в присутствии натрия состоит в следующем: с использованием Na2CO3 в качестве добавки низковалентный ванадий преобразуют в натриевую соль водорастворимого пятивалентного ванадия посредством высокотемпературного (от 750°С до 850°С) обжига в присутствии натрия, после чего продукт обжига в присутствии натрия непосредственно подвергают водному выщелачиванию с получением ванадийсодержащего продукта выщелачивания, к которому добавляют соль аммония для получения осадка поливанадата аммония, который подвергают восстановительному обжигу с получением продукта в форме оксида ванадия. Процесс обжига в присутствии натрия обеспечивает низкую степень извлечения ванадия со степенью извлечения ванадия после одного обжига, равной примерно 70%, а степень извлечения ванадия при многократном обжиге равна всего 85%; кроме того, из-за высокой температуры обжига (от 750°С до 850°С) и многократного процесса обжига относительно высоким является расход энергии; кроме того, в процессе обжига могут образоваться вредные коррозионные газы, такие как HCl и Cl2, которые будут загрязнять окружающую среду. Кальцинирующий обжиг ванадиевого шлака является чистым способом извлечения ванадия: с использованием известняка в качестве добавки получают оксид ванадия в качестве продукта посредством окислительного обжига, выщелачивания серной кислотой и осаждения ванадия; в процессе производства отсутствуют выбросы вредных газов, сточная вода повторно используется в системе, а хвосты возвращают в доменную печь, что обеспечивает заметные экономические и природоохранные полезные эффекты. Благодаря постоянной технической оптимизации выход ванадия, извлеченного из кальцинированного ванадиевого шлака, может достичь 82%, что по-прежнему значительно ниже, чем в способе обжига в присутствии натрия.Vanadium is widely used in metallurgy and the chemical industry as an important strategic element. Vanadium-containing slag is the most important raw material for vanadium recovery, providing 80% of all vanadium-containing products. Traditionally, vanadium is recovered from vanadium slag by roasting in the presence of sodium, a method used by Panzhihua Iron & Steel (Group), Chengsteel and New Zealand Steel. The basic principle of roasting in the presence of sodium is as follows: using Na 2 CO 3 as an additive, low-valent vanadium is converted into the sodium salt of water-soluble pentavalent vanadium by high-temperature (750°C to 850°C) roasting in the presence of sodium, after which the roasting product in the presence of sodium is directly subjected to aqueous leaching to obtain a vanadium-containing leachate, to which an ammonium salt is added to obtain an ammonium polyvanadate precipitate, which is subjected to reduction roasting to obtain a product in the form of vanadium oxide. The sodium roasting process provides a low vanadium recovery, with a single firing vanadium recovery of about 70% and a multiple firing vanadium recovery of only 85%; in addition, due to the high firing temperature (750°C to 850°C) and the repeated firing process, the energy consumption is relatively high; in addition, harmful corrosive gases such as HCl and Cl 2 may be generated during the roasting process, which will pollute the environment. Vanadium slag calcination is a pure vanadium recovery method: using limestone as an additive, vanadium oxide is obtained as a product through oxidative roasting, sulfuric acid leaching, and vanadium precipitation; there are no emissions of harmful gases during the production process, waste water is reused in the system, and tailings are returned to the blast furnace, which provides significant economic and environmental benefits. Thanks to constant technical optimization, the yield of vanadium extracted from calcined vanadium slag can reach 82%, which is still significantly lower than in the sodium roasting process.
Поэтому очень важно разработать новую систему обжига для обеспечения эффективного и чистого извлечения ванадия из ванадиевого шлака.Therefore, it is very important to develop a new roasting system to ensure efficient and clean extraction of vanadium from vanadium slag.
В патенте CN 109811123 A раскрыт способ извлечения ванадия, который включает следующие стадии: смешивание тонкоизмельченного ванадиевого порошка, добавки, содержащей ионы кальция, и добавки, содержащей ионы магния, с получением однородной смеси, обжиг в высокотемпературной печи с получением композитного клинкера, измельчение клинкера и выполнение кислотного выщелачивания с получением ванадиевого фильтрата. Ванадийсодержащий шлак обжигают с кальциевой и магниевой добавками, что может повысить степень извлечения ванадия до более чем 91% и эффективно повысить выход ванадия.CN 109811123 A discloses a method for extracting vanadium, which includes the following steps: mixing finely divided vanadium powder, an additive containing calcium ions, and an additive containing magnesium ions to obtain a homogeneous mixture, firing in a high-temperature furnace to obtain a composite clinker, grinding the clinker and performing acid leaching to obtain a vanadium filtrate. The vanadium-containing slag is calcined with calcium and magnesium additives, which can increase the vanadium recovery rate to more than 91% and effectively improve the vanadium yield.
Степень выщелачивания ванадия можно эффективно повысить посредством обжига ванадиевого шлака с кальциевой и магниевой добавками. Однако после обжига с магниевыми добавками сульфат магния попадает в ванадийсодержащий продукт выщелачивания в процессе кислотного выщелачивания. После осаждения ванадия значение рН раствора сульфата магния в сточной воде можно повысить более чем до 10 аммиачной водой или жидкой щелочью с получением осадка гидроксида магния и отделить твердое вещество от жидкости перед рециркуляцией сточной воды, полученной после осаждения ванадия. Описанный способ обработки сточной воды требует больших затрат, сопровождается большим расходом аммиака или щелочи, а добавленные ионы аммония или ионы натрия могут оказать неблагоприятные эффекты на циркуляцию сточной воды, что приведет к определенным трудностям в промышленной реализации способа.The degree of leaching of vanadium can be effectively increased by roasting vanadium slag with calcium and magnesium additives. However, after roasting with magnesium additives, magnesium sulfate enters the vanadium-containing leach product in the acid leach process. After the precipitation of vanadium, the pH of the magnesium sulfate solution in the waste water can be raised to more than 10 with ammonia water or liquid alkali to form a precipitate of magnesium hydroxide and separate the solid from the liquid before recycling the waste water obtained after the precipitation of vanadium. The described method of waste water treatment is expensive, accompanied by a large consumption of ammonia or alkali, and the added ammonium ions or sodium ions can have adverse effects on the circulation of waste water, which will lead to certain difficulties in the industrial implementation of the method.
СУЩНОСТЬ ИЗОБРЕТЕНИЯSUMMARY OF THE INVENTION
Технические проблемы, которые необходимо решить посредством настоящего изобретения, являются следующими: в существующем способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака все еще необходимо повысить степень выщелачивания ванадия, а процесс обработки сточной воды, полученной после извлечения ванадия, является сложным и дорогостоящим.The technical problems to be solved by the present invention are as follows: in the existing method for recovering vanadium from vanadium slag, it is still necessary to improve the leaching rate of vanadium, and the process for treating waste water obtained after vanadium recovery is complicated and expensive.
Для решения указанных технических проблем техническое решение по настоящему изобретению состоит в обеспечении способа извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца. Способ включает следующие стадии:To solve these technical problems, the technical solution of the present invention is to provide a method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite. The method includes the following steps:
a. однородное смешивание соединения, содержащего кальций и марганец, в качестве добавки с тонкоизмельченным порошком ванадиевого шлака, обжиг при температуре, лежащей в диапазоне от 750°С до 1000°С, в течение периода времени, лежащего в диапазоне от 30 минут до 240 минут, охлаждение до температуры, лежащей ниже 600°С, выгрузка и охлаждение до комнатной температуры с получением клинкера;a. uniformly mixing the compound containing calcium and manganese as an additive with fine powder of vanadium slag, roasting at a temperature ranging from 750°C to 1000°C for a period of time ranging from 30 minutes to 240 minutes, cooling to a temperature below 600°C, unloading and cooling to room temperature to obtain clinker;
b. выполнение первичного выщелачивания клинкера при температуре, лежащей в диапазоне от 30°С до 60°С, при соотношении жидкости и твердого вещества, равном 2-4:1, и значении рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 3,0, при перемешивании с получением первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов первичного выщелачивания;b. carrying out the primary leaching of the clinker at a temperature ranging from 30°C to 60°C, with a liquid/solid ratio of 2-4:1 and a pH value ranging from 2.5 to 3.0, at mixing to obtain a primary vanadium-containing leach product and primary leach tailings;
c. выполнение вторичного выщелачивания хвостов первичного выщелачивания, при температуре, лежащей в диапазоне от 30°С до 60°С, при соотношении жидкости и твердого вещества, равном 1-3:1, и значении рН, лежащем в диапазоне от 0,5 до 2,0, при перемешивании с получением вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов вторичного выщелачивания; иc. performing a secondary leaching of the primary leach tailings at a temperature ranging from 30°C to 60°C, with a liquid/solid ratio of 1-3:1 and a pH value ranging from 0.5 to 2, 0, with agitation to produce secondary vanadium-containing leachate and secondary leach tailings; And
d. добавление концентрированной серной кислоты к первичному ванадийсодержащему продукту выщелачивания, полученному на стадии b., регулирование значения рН полученного раствора до значения, лежащего в диапазоне от 1,5 до 2,2, нагревание до температуры, лежащей в диапазоне от 80°С до 100°С, выдерживание в течение периода времени, лежащего в диапазоне от 30 минут до 120 минут, фильтрация с получением гидратированного пентоксида ванадия и плавление гидратированного пентоксида ванадия с получением хлопьевидного пентоксида ванадия.d. adding concentrated sulfuric acid to the primary vanadium-containing leaching product obtained in step b., adjusting the pH value of the resulting solution to a value ranging from 1.5 to 2.2, heating to a temperature ranging from 80°C to 100° C, holding for a period of time ranging from 30 minutes to 120 minutes, filtering to obtain hydrated vanadium pentoxide, and melting the hydrated vanadium pentoxide to obtain flocculent vanadium pentoxide.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца соединение, содержащее кальций и магний, на стадии а. содержит по меньшей мере одно из оксида кальция, гидроксида кальция, известняка, оксида марганца, диоксида марганца или карбоната марганца.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, a compound containing calcium and magnesium, at stage a. contains at least one of calcium oxide, calcium hydroxide, limestone, manganese oxide, manganese dioxide or manganese carbonate.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца молярное отношение суммы Са и Mn в соединении, содержащем кальций и магний, к V в тонкоизмельченном порошке ванадиевого шлака на стадии а. равно 0,5-1,5:1, а молярное отношение Са к Mn равно 1-2:1.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, the molar ratio of the sum of Ca and Mn in the compound containing calcium and magnesium to V in fine powder of vanadium slag at stage a. is 0.5-1.5:1, and the molar ratio of Ca to Mn is 1-2:1.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца тонкоизмельченный порошок ванадиевого шлака на стадии а. содержит следующие химические компоненты в масс, процентах: от 10% до 25% V2O5, от 1% до 15% Cr2O3, от 10% до 16% SiO2, от 1% до 5% Al2O3, от 1% до 5% СаО, от 1% до 5% MgO, от 20% до 35% TFe, от 2% до 8% MnO и от 0,01% до 0,15% Р.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, finely divided powder of vanadium slag at stage a. contains the following chemical components in mass, percentage: from 10% to 25% V 2 O 5 , from 1% to 15% Cr 2 O 3 , from 10% to 16% SiO 2 , from 1% to 5% Al 2 O 3 , 1% to 5% CaO, 1% to 5% MgO, 20% to 35% TFe, 2% to 8% MnO, and 0.01% to 0.15% R.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца клинкер во время стадии b. вначале измельчают, и размер частиц измельченного клинкера является таким, что более 95% частиц, предпочтительно - более 98% частиц, могут проходить через сито с ячейками 120 меш.At the same time, in the method of extracting vanadium from vanadium slag by firing with a composite based on calcium and manganese, clinker during stage b. is first crushed and the particle size of the crushed clinker is such that more than 95% of the particles, preferably more than 98% of the particles, can pass through a 120 mesh sieve.
Предпочтительно в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца соотношение жидкости и твердого вещества в первичном ванадийсодержащем продукте выщелачивания равно 2-3:1, а значение его рН лежит в диапазоне от 2,5 до 2,8 на стадии b.Preferably, in a method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite, the ratio of liquid to solid in the primary vanadium-containing leach product is 2-3:1, and its pH value is in the range from 2.5 to 2.8 per stage b.
Предпочтительно в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца соотношение жидкости и твердого вещества во вторичном ванадийсодержащем продукте выщелачивания равно 1-2:1, а значение его рН лежит в диапазоне от 0,5 до 1,5 на стадии с.Preferably, in a method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite, the ratio of liquid to solid in the secondary vanadium-containing leach product is 1-2:1, and its pH value is in the range from 0.5 to 1.5 per stages with.
Предпочтительно в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца значение рН вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания на стадии с. доводят до значения, лежащего в диапазоне от 6 до 9, с использованием активной извести, после чего вторичный ванадийсодержащий продукт выщелачивания возвращают на стадию b. для повторного использования после удаления Mn.Preferably, in a process for recovering vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite, the pH value of the secondary vanadium-containing leachate in step c. adjusted to a value in the range of 6 to 9 using active lime, after which the secondary vanadium-containing leachate is returned to step b. for reuse after removal of Mn.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца рН реакционной смеси на стадии d. лежит в диапазоне от 1,6 до 2,0.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, the pH of the reaction mixture at stage d. lies in the range from 1.6 to 2.0.
По сравнению с предшествующим уровнем техники полезный эффект настоящего изобретения состоит в следующем:Compared with the prior art, the advantageous effect of the present invention is as follows:
Настоящее изобретение обеспечивает способ извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца. Исследования показали, что ванадийсодержащий шлак можно обжигать с добавками нещелочных металлов, таких как кальций, марганец и магний, с получением клинкера, содержащего ванадий, который растворяется при рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 2,8 и от 0,5 до 1,5, и неокисленного ванадия. За счет обжига с композитом на основе кальция и марганца степень выщелачивания ванадия существенно не изменяется при выщелачивании при рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 2,8, но демонстрирует значительное повышение после вторичного выщелачивания ванадиевого шлака при рН, лежащем в диапазоне от 0,5 до 1,5, что в конечном итоге приводит к значительному повышению общей степени выщелачивания ванадия от 86-89% до 94-97%. Вследствие преимуществ простой эксплуатации, компактного потока, легкого процесса обработки сточных вод, полученных после извлечения ванадия, их повторного использования и сокращения затрат способ извлечения ванадия по настоящему изобретению может повысить эффективность производства и является пригодным для популяризации и использования.The present invention provides a method for recovering vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium manganese composite. Studies have shown that vanadium-containing slag can be fired with additions of non-alkali metals such as calcium, manganese and magnesium to produce vanadium-containing clinker that dissolves at a pH ranging from 2.5 to 2.8 and 0.5 to 1.5, and unoxidized vanadium. By firing with the calcium-manganese composite, the vanadium leaching rate does not change significantly when leaching at a pH ranging from 2.5 to 2.8, but shows a significant increase after secondary leaching of vanadium slag at a pH ranging from 0 .5 to 1.5, which ultimately leads to a significant increase in the overall degree of vanadium leaching from 86-89% to 94-97%. Due to the advantages of simple operation, compact flow, easy processing of vanadium recovery wastewater, recycling thereof, and cost reduction, the vanadium recovery method of the present invention can improve production efficiency and is suitable for popularization and use.
СВЕДЕНИЯ, ПОДТВЕРЖДАЮЩИЕ ВОЗМОЖНОСТЬ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ ИЗОБРЕТЕНИЯINFORMATION CONFIRMING THE POSSIBILITY OF IMPLEMENTING THE INVENTION
Настоящее изобретение обеспечивает способ извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца, который включает следующие стадии:The present invention provides a method for recovering vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium manganese composite, which includes the following steps:
a. однородное смешивание соединения, содержащего кальций и марганец, в качестве добавки с тонкоизмельченным порошком ванадиевого шлака, обжиг при температуре, лежащей в диапазоне от 750°С до 1000°С, в течение периода времени, лежащего в диапазоне от 30 минут до 240 минут, охлаждение до температуры, лежащей ниже 600°С, выгрузка и охлаждение до комнатной температуры с получением клинкера;a. uniformly mixing the compound containing calcium and manganese as an additive with fine powder of vanadium slag, roasting at a temperature ranging from 750°C to 1000°C for a period of time ranging from 30 minutes to 240 minutes, cooling to a temperature below 600°C, unloading and cooling to room temperature to obtain clinker;
b. выполнение первичного выщелачивания клинкера при температуре, лежащей в диапазоне от 30°С до 60°С, при соотношении жидкости и твердого вещества, равном 2-4:1, и значении рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 3,0, при перемешивании с получением первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов первичного выщелачивания;b. carrying out the primary leaching of the clinker at a temperature ranging from 30°C to 60°C, with a liquid/solid ratio of 2-4:1 and a pH value ranging from 2.5 to 3.0, at mixing to obtain a primary vanadium-containing leach product and primary leach tailings;
c. выполнение вторичного выщелачивания хвостов, полученных после первичного выщелачивания, при температуре, лежащей в диапазоне от 30°С до 60°С, при соотношении жидкости и твердого вещества, равном 1-3:1, и значении рН, лежащем в диапазоне от 0,5 до 2,0, при перемешивании с получением вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов вторичного выщелачивания; иc. performing a secondary leaching of the tailings obtained after the primary leaching at a temperature ranging from 30°C to 60°C, with a liquid/solid ratio of 1-3:1 and a pH value ranging from 0.5 up to 2.0, with stirring to obtain a secondary vanadium-containing leach product and secondary leach tailings; And
d. добавление концентрированной серной кислоты к первичному ванадийсодержащему продукту выщелачивания, полученному на стадии b., доведение значения рН полученного раствора до значения, лежащего в диапазоне от 1,5 до 2,2, нагревание до температуры, лежащей в диапазоне от 80°С до 100°С, выдерживание в течение периода времени, лежащего в диапазоне от 30 минут до 120 минут, фильтрация с получением гидратированного пентоксида ванадия и плавление гидратированного пентоксида ванадия с получением хлопьевидного пентоксида ванадия.d. adding concentrated sulfuric acid to the primary vanadium-containing leachate obtained in step b., adjusting the pH of the resulting solution to a value ranging from 1.5 to 2.2, heating to a temperature ranging from 80° C. to 100° C, holding for a period of time ranging from 30 minutes to 120 minutes, filtering to obtain hydrated vanadium pentoxide, and melting the hydrated vanadium pentoxide to obtain flocculent vanadium pentoxide.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца соединение, содержащее кальций и магний, на стадии а. содержит по меньшей мере одно из оксида кальция, гидроксида кальция, известняка, оксида марганца, диоксида марганца или карбоната марганца.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, a compound containing calcium and magnesium, at stage a. contains at least one of calcium oxide, calcium hydroxide, limestone, manganese oxide, manganese dioxide or manganese carbonate.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца молярное отношение суммы Са и Mn в соединении, содержащем кальций и магний, к V в тонкоизмельченном порошке ванадиевого шлака на стадии а. равно 0,5-1,5:1, а молярное отношение Са к Mn равно 1-2:1. За счет использования соотношений по настоящему изобретению можно способствовать образованию пированадата (CaMn)2V2O7 после обжига, что облегчает извлечение ванадия во время кислотного выщелачивания.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, the molar ratio of the sum of Ca and Mn in the compound containing calcium and magnesium to V in fine powder of vanadium slag at stage a. is 0.5-1.5:1, and the molar ratio of Ca to Mn is 1-2:1. By using the ratios of the present invention, it is possible to promote the formation of pyrovadate (CaMn) 2 V 2 O 7 after roasting, which facilitates the recovery of vanadium during acid leaching.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца тонкоизмельченный порошок ванадиевого шлака на стадии а. содержит следующие химические компоненты в масс, процентах: от 10% до 25% V2O5, от 1% до 15% Cr2O3, от 10% до 16% SiO2, от 1% до 5% Al2O3, от 1% до 5% СаО, от 1% до 5% MgO, от 20% до 35% TFe, от 2% до 8% MnO и от 0,01% до 0,15% Р.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, finely divided powder of vanadium slag at stage a. contains the following chemical components in mass, percentage: from 10% to 25% V 2 O 5 , from 1% to 15% Cr 2 O 3 , from 10% to 16% SiO 2 , from 1% to 5% Al 2 O 3 , 1% to 5% CaO, 1% to 5% MgO, 20% to 35% TFe, 2% to 8% MnO, and 0.01% to 0.15% R.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца клинкер во время стадии b. вначале измельчают, и размер частиц измельченного клинкера является таким, что более 95% частиц, предпочтительно - более 98% частиц, могут проходить через сито с ячейками 120 меш.At the same time, in the method of extracting vanadium from vanadium slag by firing with a composite based on calcium and manganese, clinker during stage b. is first crushed and the particle size of the crushed clinker is such that more than 95% of the particles, preferably more than 98% of the particles, can pass through a 120 mesh sieve.
Предпочтительно в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца соотношение жидкости и твердого вещества в первичном ванадийсодержащем продукте выщелачивания равно 2-3:1, а значение его рН лежит в диапазоне от 2,5 до 2,8 на стадии b.Preferably, in a method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite, the ratio of liquid to solid in the primary vanadium-containing leach product is 2-3:1, and its pH value is in the range from 2.5 to 2.8 per stage b.
Предпочтительно в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца соотношение жидкости и твердого вещества во вторичном ванадийсодержащем продукте выщелачивания равно 1-2:1, а значение его рН лежит в диапазоне от 0,5 до 1,5 на стадии с.Preferably, in a method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a calcium-manganese composite, the ratio of liquid to solid in the secondary vanadium-containing leach product is 1-2:1, and its pH value is in the range from 0.5 to 1.5 per stages with.
В настоящем изобретении для первичного выщелачивания и вторичного выщелачивания в качестве исходного выщелачивателя используют водопроводную воду. По мере протекания производственного процесса значение рН вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания можно довести до значения, лежащего в диапазоне от 6 до 9, с использованием активной извести, затем вторичный ванадийсодержащий продукт выщелачивания возвращают в процесс первичного выщелачивания в качестве выщелачивателя для первичного выщелачивания после удаления Mn. Предпочтительным способом является смешивание сточной воды, полученной после осаждения ванадия, с обработанным вторичным ванадийсодержащим продуктом выщелачивания в объемном соотношении, равном 1-3:1.In the present invention, for primary leaching and secondary leaching, tap water is used as the initial lixiviant. As the production process progresses, the secondary vanadium-containing leachate can be adjusted to pH in the range of 6 to 9 using active lime, then the secondary vanadium-containing leachate is returned to the primary leach process as a primary leach lixiviant after the removal of Mn. The preferred method is to mix the waste water obtained after the precipitation of vanadium with the treated secondary vanadium-containing leachate in a volume ratio of 1-3:1.
При этом в способе извлечения ванадия из ванадиевого шлака посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца рН реакционной смеси на стадии d. лежит в диапазоне от 1,6 до 2,0.At the same time, in the method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese, the pH of the reaction mixture at stage d. lies in the range from 1.6 to 2.0.
В настоящее время систему кальцинирующего обжига ванадиевого шлака используют в качестве стандартного способа извлечения ванадия, который включает стадии выщелачивания клинкера при рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 2,8, со степенью выщелачивания ванадия, лежащей в диапазоне от 84% до 85%, и остаточным содержанием ванадия, лежащим в диапазоне от 1,3% до 1,6%, и выполнения вторичного выщелачивания при рН, лежащем в диапазоне от 0,5 до 1,5, с остаточным содержанием ванадия, лежащим в диапазоне от 1,0% до 1,3%, и общей степенью выщелачивания ванадия, составляющей всего от 86% до 89%. Настоящее изобретение содержит инновационную стадию обжига с композитом на основе кальция и марганца, включающую стадии выщелачивания клинкера при рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 2,8, со степенью выщелачивания ванадия, лежащей в диапазоне от 85% до 86%, и остаточным содержанием ванадия, лежащим в диапазоне от 1,2% до 1,4%, и выполнения вторичного выщелачивания при рН, лежащем в диапазоне от 0,5 до 1,5, с остаточным содержанием ванадия, лежащим в диапазоне от 0,3% до 0,5%, и общей степенью выщелачивания ванадия, лежащей в диапазоне от 94% до 97%. Исследования показывают, что обжиг с композитом на основе кальция и марганца не оказывает конкретного значимого эффекта на первичное выщелачивание клинкера, но вызывает значительное усиление вторичного выщелачивания. Это преимущественно обусловлено тем, что после обжига ванадиевого шлака часть ванадия можно растворить посредством первичного выщелачивания при рН, лежащем в диапазоне от 2,5 до 2,8, часть ванадия по-прежнему необходимо растворить при низком рН, и некоторое количество ванадия невозможно растворить до его преобразования. Посредством обжига с композитом на основе кальция и марганца по настоящему изобретению можно снизить содержание непреобразованного ванадия в шлаке, и эта часть ванадия преобразуется в ванадий, который можно растворить при низком рН, что приводит к повышению степени выщелачивания при вторичном выщелачивании и в конечном итоге - к эффективному повышению выхода ванадия.At present, the vanadium slag calcination system is used as a standard vanadium recovery method, which includes the steps of clinker leaching at a pH ranging from 2.5 to 2.8, with a vanadium leaching rate ranging from 84% to 85%. , and a residual vanadium content ranging from 1.3% to 1.6%, and performing secondary leaching at a pH ranging from 0.5 to 1.5, with a residual vanadium content ranging from 1, 0% to 1.3%, and an overall vanadium leaching rate of only 86% to 89%. The present invention comprises an innovative calcium manganese composite firing step comprising the steps of leaching the clinker at a pH ranging from 2.5 to 2.8, with a vanadium leaching rate ranging from 85% to 86% and a residual vanadium content ranging from 1.2% to 1.4%, and performing secondary leaching at a pH ranging from 0.5 to 1.5, with a residual vanadium content ranging from 0.3% to 0.5%, and an overall degree of vanadium leaching ranging from 94% to 97%. Studies show that firing with a calcium manganese composite does not have a specific significant effect on the primary leaching of the clinker, but causes a significant increase in the secondary leaching. This is advantageously because after the vanadium slag roasting, part of the vanadium can be dissolved by primary leaching at a pH ranging from 2.5 to 2.8, part of the vanadium still needs to be dissolved at a low pH, and some of the vanadium cannot be dissolved to its transformations. By firing with the calcium manganese composite of the present invention, the unconverted vanadium content of the slag can be reduced, and this portion of the vanadium is converted to vanadium that can be dissolved at low pH, leading to an increase in the secondary leach leaching rate and ultimately to effective increase in the yield of vanadium.
ОПИСАНИЕ ПРИМЕРОВ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ ИЗОБРЕТЕНИЯDESCRIPTION OF EXAMPLES OF CARRYING OUT THE INVENTION
Конкретные варианты осуществления настоящего изобретения будут разъяснены и проиллюстрированы посредством приведенных ниже вариантов осуществления, которые не следует понимать как ограничивающие область правовой защиты настоящего изобретения тем, что описано в этих вариантах осуществления.Specific embodiments of the present invention will be explained and illustrated by means of the following embodiments, which should not be understood as limiting the scope of the present invention to that described in these embodiments.
Ванадийсодержащий шлак, использованный в вариантах осуществления настоящего изобретения, содержит следующие компоненты в мас.%: 19,7% V2O5, 2,6% Cr2O3, 14,4% SiO2, 1,8% Al2O3, 1,5% СаО, 1,8% MgO, 30,5% TFe, 4,3% MnO и 0,03% Р. Размер частиц ванадиево-хромового шлака является таким, что полученный продукт способен проходить через сито с ячейкой 200 меш.Vanadium-containing slag used in embodiments of the present invention contains the following components in wt.%: 19.7% V 2 O 5 , 2.6% Cr 2 O 3 , 14.4% SiO 2 , 1.8% Al 2 O 3 , 1.5% CaO, 1.8% MgO, 30.5% TFe, 4.3% MnO, and 0.03% P. The particle size of the vanadium-chromium slag is such that the resulting product is able to pass through a sieve with a mesh 200 mesh
Пример 1Example 1
Осаждение ванадиевого шлака с использованием способа по настоящему изобретениюDeposition of vanadium slag using the method of the present invention
Добавление известняка и диоксида марганца к 200 г тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака согласно молярному отношению Са к Mn, равному 1:1, и (Са+Mn) к V, равному 1:1, перемешивание с получением однородной смеси, обжиг при 900°С в течение 120 минут, охлаждение до комнатной температуры с получением клинкера и измельчение клинкера до размера, способного проходить через сито с ячейками 120 меш. Взвешивание 100 г клинкера, перемешивание и выщелачивание при 60°С в течение 60 минут при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2:1, и при значении рН, равном 2,8, фильтрация и промывание 200 мл воды с получением первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов первичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 1,28%, а степень первичного выщелачивания ванадия равна 85,8%. Добавление 100 г хвостов первичного выщелачивания к воде при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2:1, перемешивание с получением однородной смеси и выщелачивание в течение 30 минут при рН, равном 1,0, с получением вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов вторичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 0,35%, а общая степень выщелачивания ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения хвостов вторичного выщелачивания равна 96,1%. Выщелачивание клинкера с использованием вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания в качестве выщелачивателя для клинкера и далее с получением поливанадата аммония и сточной воды после осаждения ванадия с использованием первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания при коэффициенте добавления аммония (массовом отношении сульфата аммония к ванадию), равному 1,5, и при значении рН, равном 2,0, кипячение и нагревание в течение 60 минут и осаждение ванадия, причем степень выщелачивания ванадия равна 99,2%, а кальцинирование поливанадата аммония при 500°С в течение 120 минут может позволить получить продукт в форме пентоксида ванадия. Выход ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения продукта в форме пентоксида ванадия равен 92,7%.Adding limestone and manganese dioxide to 200 g of fine powdered vanadium slag according to the molar ratio of Ca to Mn equal to 1:1 and (Ca+Mn) to V equal to 1:1, mixing to obtain a homogeneous mixture, firing at 900°C in for 120 minutes, cooling to room temperature to obtain clinker and grinding the clinker to a size capable of passing through a sieve with cells of 120 mesh. Weighing 100 g of clinker, stirring and leaching at 60°C for 60 minutes at a liquid to solid ratio of 2:1 and a pH of 2.8, filtering and washing with 200 ml of water to obtain a primary vanadium-containing leachate and tailings of primary leaching, and the content of vanadium in the tailings is 1.28%, and the degree of primary leaching of vanadium is 85.8%. Adding 100 g of primary leach tailings to water at a liquid to solid ratio of 2:1, mixing to obtain a homogeneous mixture and leaching for 30 minutes at a pH of 1.0 to obtain a secondary vanadium-containing leachate and secondary leach tails, moreover, the content of vanadium in the tailings is 0.35%, and the overall degree of vanadium leaching from fine powder of vanadium slag to obtain secondary leaching tailings is 96.1%. Clinker leaching using secondary vanadium leachate as clinker lixiviant, and further to produce ammonium polyvanadate and waste water after vanadium precipitation using primary vanadium leachate at an ammonium addition ratio (mass ratio of ammonium sulfate to vanadium) of 1.5, and at a pH value of 2.0, boiling and heating for 60 minutes and precipitation of vanadium, and the leaching rate of vanadium is 99.2%, and calcining ammonium polyvanadate at 500°C for 120 minutes can make it possible to obtain a product in the form of vanadium pentoxide . The output of vanadium from the fine powder of vanadium slag to obtain a product in the form of vanadium pentoxide is 92.7%.
Пример 2Example 2
Осаждение ванадиевого шлака с использованием способа по настоящему изобретениюDeposition of vanadium slag using the method of the present invention
Добавление известняка и диоксида марганца к 200 г тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака согласно молярному отношению Са к Mn, равному 1,5:1, и (Са+Mn) к V, равному 1,25:1, перемешивание с получением однородной смеси, обжиг при 950°С в течение 90 минут, охлаждение до комнатной температуры с получением клинкера и измельчение клинкера до размера, способного проходить через сито с ячейками 120 меш. Взвешивание 100 г клинкера, перемешивание и выщелачивание при 60°С в течение 90 минут при отношении жидкости к твердому веществу, равном 3:1, и при значении рН, равном 2,5, фильтрация и промывание 200 мл воды с получением первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов первичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 1,21%, а степень первичного выщелачивания ванадия равна 86,6%. Добавление 100 г хвостов первичного выщелачивания к воде при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2:1, перемешивание с получением однородной смеси и выщелачивание в течение 30 минут при рН, равном 0,5, с получением вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов вторичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 0,30%, а общая степень выщелачивания ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения хвостов вторичного выщелачивания равна 96,6%. Выщелачивание клинкера с использованием вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания в качестве выщелачивателя для клинкера и далее с получением поливанадата аммония и сточной воды после осаждения ванадия с использованием первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания при коэффициенте добавления аммония (массовом отношении сульфата аммония к ванадию), равном 2,5, и при значении рН, равном 1,8, кипячение и нагревание в течение 60 минут и осаждение ванадия, причем степень выщелачивания ванадия равна 99,3%, а кальцинирование поливанадата аммония при 500°С в течение 120 минут может позволить получить продукт в форме пентоксида ванадия. Выход ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения продукта в форме пентоксида ванадия равен 93,3%.Adding limestone and manganese dioxide to 200 g of fine powder vanadium slag according to the molar ratio of Ca to Mn equal to 1.5:1 and (Ca+Mn) to V equal to 1.25:1, mixing to obtain a homogeneous mixture, firing at 950°C for 90 minutes, cooling to room temperature to obtain clinker and grinding the clinker to a size capable of passing through a sieve with cells of 120 mesh. Weighing 100 g of clinker, mixing and leaching at 60° C. for 90 minutes at a liquid to solid ratio of 3:1 and a pH value of 2.5, filtering and washing with 200 ml of water to obtain a primary vanadium-containing leachate and tailings of primary leaching, and the content of vanadium in the tailings is 1.21%, and the degree of primary leaching of vanadium is 86.6%. Adding 100 g of primary leach tailings to water at a liquid to solid ratio of 2:1, mixing to obtain a homogeneous mixture and leaching for 30 minutes at a pH of 0.5 to obtain a secondary vanadium-containing leach product and secondary leach tails, moreover, the content of vanadium in the tailings is 0.30%, and the overall degree of vanadium leaching from fine powder of vanadium slag to obtain secondary leaching tailings is 96.6%. Clinker leaching using secondary vanadium leachate as clinker lixiviant, and further to produce ammonium polyvanadate and waste water after vanadium precipitation using primary vanadium leachate at an ammonium addition ratio (mass ratio of ammonium sulfate to vanadium) of 2.5, and at a pH value of 1.8, boiling and heating for 60 minutes and precipitation of vanadium, and the leaching rate of vanadium is 99.3%, and calcining ammonium polyvanadate at 500 ° C for 120 minutes can make it possible to obtain a product in the form of vanadium pentoxide . The output of vanadium from the fine powder of vanadium slag to obtain a product in the form of vanadium pentoxide is 93.3%.
Пример 3Example 3
Осаждение ванадиевого шлака с использованием способа по настоящему изобретениюDeposition of vanadium slag using the method of the present invention
Добавление известняка и диоксида марганца к 200 г тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака согласно молярному отношению Са к Mn, равному 2:1, и (Са+Mn) к V, равному 1,5:1, перемешивание с получением однородной смеси, обжиг при 850°С в течение 240 минут, охлаждение до комнатной температуры с получением клинкера и измельчение клинкера до размера, способного проходить через сито с ячейками 120 меш. Взвешивание 100 г клинкера, перемешивание и выщелачивание при 60°С в течение 60 минут при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2:1, и при значении рН, равном 2,5, фильтрация и промывание 200 мл воды с получением первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов первичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 1,35%, а степень первичного выщелачивания ванадия равна 85,0%. Добавление 100 г хвостов первичного выщелачивания к воде при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2:1, перемешивание с получением однородной смеси и выщелачивание в течение 30 минут при рН, равном 1,0, с получением вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов вторичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах после вторичного выщелачивания равно 0,5%, а общая степень выщелачивания ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения хвостов вторичного выщелачивания равна 94,4%. Выщелачивание клинкера с использованием вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания в качестве выщелачивателя для клинкера и далее с получением поливанадата аммония и сточной воды после осаждения ванадия с использованием первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания при значении рН, равном 1,8, кипячение и нагревание в течение 60 минут и осаждение ванадия, причем степень выщелачивания ванадия равна 98,0%, а кальцинирование поливанадата аммония при 500°С в течение 120 минут может позволить получить продукт в форме пентоксида ванадия. Выход ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения продукта в форме пентоксида ванадия равен 91,1%.Adding limestone and manganese dioxide to 200 g of fine powdered vanadium slag according to the molar ratio of Ca to Mn equal to 2:1 and (Ca+Mn) to V equal to 1.5:1, mixing to obtain a homogeneous mixture, firing at 850° C for 240 minutes, cooling to room temperature to obtain clinker and grinding the clinker to a size capable of passing through a 120 mesh sieve. Weighing 100 g of clinker, mixing and leaching at 60° C. for 60 minutes at a liquid to solid ratio of 2:1 and a pH value of 2.5, filtering and washing with 200 ml of water to obtain a primary vanadium-containing leachate and tailings of primary leaching, and the content of vanadium in the tailings is equal to 1.35%, and the degree of primary leaching of vanadium is equal to 85.0%. Adding 100 g of primary leach tailings to water at a liquid to solid ratio of 2:1, mixing to obtain a homogeneous mixture and leaching for 30 minutes at a pH of 1.0 to obtain a secondary vanadium-containing leachate and secondary leach tails, moreover, the content of vanadium in the tailings after secondary leaching is 0.5%, and the overall degree of vanadium leaching from fine powder of vanadium slag to obtain secondary leaching tailings is 94.4%. Clinker leaching using secondary vanadium leachate as clinker lixiviant and further to produce ammonium polyvanadate and waste water after vanadium precipitation using primary vanadium leaching product at pH 1.8, boiling and heating for 60 minutes and vanadium precipitation , wherein the vanadium leaching rate is 98.0%, and calcining ammonium polyvanadate at 500° C. for 120 minutes can produce a product in the form of vanadium pentoxide. The output of vanadium from the fine powder of vanadium slag to obtain a product in the form of vanadium pentoxide is 91.1%.
Сравнительный пример 4Comparative Example 4
Осаждение ванадиевого шлака без использования способа по настоящему изобретениюDeposition of vanadium slag without using the method of the present invention
Добавление известняка к 200 г тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака согласно молярному отношению Са к V, равному 1:1, перемешивание с получением однородной смеси, обжиг при 900°С в течение 120 минут, охлаждение до комнатной температуры с получением клинкера и измельчение клинкера до размера, способного проходить через сито с ячейками 120 меш. Взвешивание 100 г клинкера, перемешивание и выщелачивание при 60°С в течение 60 минут при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2,5:1, и при значении pH, равном 2,8, фильтрация и промывание 200 мл воды с получением первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов первичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 1,48%, а степень первичного выщелачивания ванадия равна 83,6%. Добавление 100 г хвостов первичного выщелачивания к воде при отношении жидкости к твердому веществу, равном 2:1, перемешивание с получением однородной смеси и выщелачивание в течение 30 минут при рН, равном 1,0, с получением вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания и хвостов вторичного выщелачивания, причем содержание ванадия в хвостах равно 1,25%, а общая степень выщелачивания ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения хвостов вторичного выщелачивания равна 86,1%. Выщелачивание клинкера с использованием вторичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания в качестве выщелачивателя для клинкера и далее с получением поливанадата аммония и сточной воды после осаждения ванадия с использованием первичного ванадийсодержащего продукта выщелачивания при коэффициенте добавления аммония (массовому отношению сульфата аммония к ванадию), равном 2,0, и при значении рН, равном 2,0, кипячение и нагревание в течение 60 минут и осаждение ванадия, причем степень выщелачивания ванадия равна 99,5%, а кальцинирование поливанадата аммония при 500°С в течение 120 минут может позволить получить продукт в форме пентоксида ванадия. Выход ванадия из тонкоизмельченного порошка ванадиевого шлака до получения продукта в форме пентоксида ванадия равен 83,1%.Adding limestone to 200 g of fine powdered vanadium slag according to the Ca to V molar ratio of 1:1, stirring to obtain a homogeneous mixture, firing at 900°C for 120 minutes, cooling to room temperature to obtain clinker, and grinding the clinker to a size, capable of passing through a 120 mesh sieve. Weighing 100 g of clinker, mixing and leaching at 60°C for 60 minutes at a liquid to solid ratio of 2.5:1 and a pH of 2.8, filtering and washing with 200 ml of water to obtain a primary vanadium-containing leachate and primary leach tailings, wherein the vanadium content in the tailings is 1.48% and the degree of primary leaching of vanadium is 83.6%. Adding 100 g of primary leach tailings to water at a liquid to solid ratio of 2:1, mixing to obtain a homogeneous mixture and leaching for 30 minutes at a pH of 1.0 to obtain a secondary vanadium-containing leachate and secondary leach tails, moreover, the content of vanadium in the tailings is 1.25%, and the overall degree of vanadium leaching from fine powder of vanadium slag to obtain secondary leaching tailings is 86.1%. Leaching the clinker using the secondary vanadium-containing leachate as the clinker lixiviant, and further to produce ammonium polyvanadate and waste water after vanadium precipitation using the primary vanadium-containing leachate at an ammonium addition ratio (mass ratio of ammonium sulfate to vanadium) of 2.0, and at a pH value of 2.0, boiling and heating for 60 minutes and precipitation of vanadium, and the vanadium leaching rate is 99.5%, and calcining ammonium polyvanadate at 500 ° C for 120 minutes can make it possible to obtain a product in the form of vanadium pentoxide . The output of vanadium from the fine powder of vanadium slag to obtain a product in the form of vanadium pentoxide is 83.1%.
Из примеров и сравнительного примера можно видеть, что способ по настоящему изобретению может значительно повысить общую степень выщелачивания ванадия и обеспечить заметный прогресс.From the examples and the comparative example, it can be seen that the method of the present invention can significantly increase the overall vanadium leaching rate and make a noticeable progress.
Claims (12)
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202011015890.5 | 2020-09-24 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2021127780A RU2021127780A (en) | 2023-03-22 |
| RU2793681C2 true RU2793681C2 (en) | 2023-04-04 |
Family
ID=
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU982360A1 (en) * | 1981-01-26 | 1996-08-20 | Научно-производственное объединение "Тулачермет" | Method for extraction of vanadium of slags and other vanadium-containing materials |
| RU2080402C1 (en) * | 1995-08-01 | 1997-05-27 | Акционерное общество открытого типа "Ванадий-Тулачермет" | Method for recovering vanadium from vanadium-containing materials |
| RU2365649C1 (en) * | 2008-04-30 | 2009-08-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Ариком" | Method of recovery of vanadium from titanium-vanadium slag |
| RU2385353C2 (en) * | 2008-03-19 | 2010-03-27 | Товарищество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное объединение "Ванадий-катализатор" | Method of processing vanadium containing converter slag |
| CN109355514A (en) * | 2018-11-30 | 2019-02-19 | 攀钢集团研究院有限公司 | Vanadium slag low calcium roasting-counter current acid leaching vanadium extraction method |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU982360A1 (en) * | 1981-01-26 | 1996-08-20 | Научно-производственное объединение "Тулачермет" | Method for extraction of vanadium of slags and other vanadium-containing materials |
| RU2080402C1 (en) * | 1995-08-01 | 1997-05-27 | Акционерное общество открытого типа "Ванадий-Тулачермет" | Method for recovering vanadium from vanadium-containing materials |
| RU2385353C2 (en) * | 2008-03-19 | 2010-03-27 | Товарищество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное объединение "Ванадий-катализатор" | Method of processing vanadium containing converter slag |
| RU2365649C1 (en) * | 2008-04-30 | 2009-08-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Ариком" | Method of recovery of vanadium from titanium-vanadium slag |
| CN109355514A (en) * | 2018-11-30 | 2019-02-19 | 攀钢集团研究院有限公司 | Vanadium slag low calcium roasting-counter current acid leaching vanadium extraction method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2743355C1 (en) | Method of extracting vanadium from vanadium slag with high content of calcium and phosphorus | |
| RU2562989C1 (en) | Method of preparing vanadium oxide | |
| RU2726540C1 (en) | Method of extracting vanadium and chromium from vanadium-chromium slag | |
| RU2454369C1 (en) | Method of producing vanadium oxide | |
| RU2456241C2 (en) | Method of producing vanadium oxide through extraction | |
| CN102219257B (en) | Method for preparing vanadium pentoxide | |
| CN110028092A (en) | A method of calcium aluminate is prepared using aluminium ash and carbide slag | |
| RU2736539C1 (en) | Method of producing vanadium oxide of a battery grade | |
| CN102220478B (en) | Preparation method for vanadium pentoxide | |
| WO2015176429A1 (en) | Method for extracting vanadium by leaching vanadium-containing raw material fired clinkers with ammonium bicarbonate solution | |
| CN109355514B (en) | Method for extracting vanadium from vanadium slag by low-calcium roasting-countercurrent acid leaching | |
| CN107586948A (en) | A kind of vanadium slag depth extraction vanadium method | |
| CN100359025C (en) | Method of extracting vanadium pentoxide from vanadium ore | |
| CN115259230B (en) | Impurity removal method for producing trimanganese tetroxide for soft magnetism from electrolytic manganese anode mud by utilizing molten acid leaching | |
| CN112111661A (en) | Method for extracting vanadium by calcium-manganese composite roasting of vanadium slag | |
| CN110016548A (en) | Method for extracting vanadium by roasting and extracting vanadium titanomagnetite concentrate | |
| CN109402380B (en) | Method for extracting vanadium from vanadium slag | |
| CN112410561A (en) | Treatment method for neutralizing gypsum slag in vanadium precipitation wastewater | |
| CN106676273B (en) | A kind of method of low liquid-solid ratio ammonium vanadium extraction | |
| CN102220499B (en) | Roasting-leaching method of fine vanadium slags | |
| CN102220495B (en) | Method for purifying vanadium-precipitating mother liquor | |
| RU2793681C2 (en) | Method for extracting vanadium from vanadium slag by roasting with a composite based on calcium and manganese | |
| CN106882839B (en) | A method for comprehensive utilization of titanium dioxide waste acid | |
| CN109182868B (en) | Low-impurity vanadium-aluminum alloy and preparation method thereof | |
| CN110331297A (en) | The method that vanadium slag short route prepares vanadic anhydride |