RU2164539C1 - Method of vanadium production - Google Patents
Method of vanadium production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2164539C1 RU2164539C1 RU2000117339A RU2000117339A RU2164539C1 RU 2164539 C1 RU2164539 C1 RU 2164539C1 RU 2000117339 A RU2000117339 A RU 2000117339A RU 2000117339 A RU2000117339 A RU 2000117339A RU 2164539 C1 RU2164539 C1 RU 2164539C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- electron beam
- electrolytic refining
- carried out
- melting
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии тугоплавких металлов, в частности к металлургии ванадия, и может быть использовано для получения ванадия с чистотой, необходимой для получения высокочистых сплавов на основе ванадия. The invention relates to the metallurgy of refractory metals, in particular to the metallurgy of vanadium, and can be used to produce vanadium with the purity necessary to obtain high-purity vanadium-based alloys.
Известен способ получения ванадия, включающий алюминотермическое восстановление пятиокиси ванадия с получением чернового ванадия, содержащего, мас. %: ванадий - 94,0; алюминий - 2,0; железо - 0,3; кремний - 0,35; кислород - 1,0 и последующее его электролитическое рафинирование. (См. Научные труды Гиредмета, 1975, вып. 68, с. 124-127). A known method of producing vanadium, including aluminothermic reduction of vanadium pentoxide to obtain rough vanadium containing, by weight. %: vanadium - 94.0; aluminum - 2.0; iron - 0.3; silicon - 0.35; oxygen - 1.0 and its subsequent electrolytic refining. (See Scientific Works of Giredmet, 1975, issue 68, pp. 124-127).
Способ реализован в промышленности. Куски алюмотермического ванадия помещают в анодную корзину из молибдена и затем в расплав хлоридов с последующим анодным растворением и катодным выделением рафинированного ванадия. Перед анодным растворением осуществляют очистной цикл, заключающийся в проведении при электрических нагрузках, в ~10 раз меньших чем рабочие нагрузки процесса анодного растворения. При этом происходит рафинирование электролита и очистка анодного металла от поверхностных загрязнений. The method is implemented in industry. Pieces of aluminothermic vanadium are placed in an anode basket of molybdenum and then in a chloride melt, followed by anodic dissolution and cathodic separation of refined vanadium. Before anodic dissolution, a purification cycle is carried out, which consists in conducting at electric loads ~ 10 times less than the working loads of the anodic dissolution process. In this case, the electrolyte is refined and the anode metal is purified from surface contaminants.
Способ имеет следующие недостатки. The method has the following disadvantages.
При анодном растворении чернового ванадия происходит шламообразование, частицы шлама осаждаются на поверхности анодного металла, пассивируя его поверхность. В результате после растворения 25-30% анодного металла начинает снижаться катодная плотность тока, процесс рафинирования замедляется и прямое извлечение ванадия не превышает 60%. When anodic dissolution of rough vanadium occurs, sludge formation occurs, sludge particles precipitate on the surface of the anode metal, passivating its surface. As a result, after the dissolution of 25-30% of the anode metal, the cathodic current density begins to decrease, the refining process slows down and the direct extraction of vanadium does not exceed 60%.
После выработки 35-40% анодного металла процесс прекращают, электролизер охлаждают, внутреннюю поверхность отмывают водой, затем анодную корзину и анодный нерастворившийся ванадий вынимают и очищают от шлама. Далее электролизер загружают заново и снова начинают процесс электрорафинирования. After generating 35-40% of the anode metal, the process is stopped, the electrolyzer is cooled, the inner surface is washed with water, then the anode basket and the anode insoluble vanadium are removed and cleaned of sludge. Next, the electrolyzer is reloaded and the electrorefining process begins again.
Процесс выгрузки остатков анодного металла и загрузки новой порции чрезвычайно трудоемкий, и способ в целом характеризуется низким прямым извлечением, длительностью и невысокой производительностью. The process of unloading the remains of the anode metal and loading a new portion is extremely time-consuming, and the method as a whole is characterized by low direct extraction, duration and low productivity.
Так, например, при осуществлении процесса на промышленном электролизере достигнуты следующие результаты. So, for example, when implementing the process on an industrial electrolyzer, the following results were achieved.
Масса загружаемого алюминотермического ванадия - 1000 кг (V > 94%). The mass of the loaded aluminothermic vanadium is 1000 kg (V> 94%).
Время проведения процесса - 90 дней, включая:
- загрузку анодного металла и электролита в подготовленный электролизер,
- разогрев электролизера,
- проведение очистных циклов,
- рафинирование анодного металла с получением катодного осадка в режиме периодической выгрузки,
- охлаждение электролизера;
Время проведения разборки электролизера и подготовки к следующей кампании - 18 дней, включая:
- отмывку никелевой реторты от остатков электролита,
- извлечение молибденовой корзины,
- извлечение остатков анодного металла.The process takes 90 days, including:
- loading the anode metal and electrolyte in the prepared cell,
- heating of the electrolyzer,
- carrying out treatment cycles,
- refining the anode metal to obtain a cathode deposit in the periodic discharge mode,
- cooling of the electrolyzer;
The time for disassembling the cell and preparing for the next campaign is 18 days, including:
- washing the Nickel retort from the remnants of the electrolyte,
- extraction of the molybdenum basket,
- extraction of the remains of the anode metal.
Электролитическое рафинирование осуществляется при следующих параметрах:
- рабочий ток - 200-1000 А;
- анодная плотность тока - 0,01 - 0,1 A/см2;
- удельная производительность - 0,23 кг/ч;
- выход по току - не более 70%.Electrolytic refining is carried out with the following parameters:
- working current - 200-1000 A;
- anode current density - 0.01 - 0.1 A / cm 2 ;
- specific productivity - 0.23 kg / h;
- current efficiency - not more than 70%.
В результате проведения процесса прямой выход в годное составляет ~ 50%, а сквозное извлечение - 60,5%. As a result of the process, direct yield is ~ 50%, and through recovery is 60.5%.
Известен способ получения ванадия, включающий алюминотермическое восстановление ванадиевого сырья, вакуумно-дуговую плавку чернового ванадия, прокат в полосу плавленного ванадия и электролитическое рафинирование ванадия в виде полос в расплаве хлоридов (cм. А.С.Гончаренко "Электрохимия ванадия и его соединений". - М.: Металлургия, 1969, с. 153-156). A known method of producing vanadium, including aluminothermic reduction of vanadium raw materials, vacuum arc smelting of rough vanadium, rolling into a strip of fused vanadium and electrolytic refining of vanadium in the form of strips in a chloride melt (see A. S. Goncharenko "Electrochemistry of vanadium and its compounds." M .: Metallurgy, 1969, p. 153-156).
Способ создан и реализован только в лабораторном масштабе. The method was created and implemented only on a laboratory scale.
Способ принят за прототип. The method adopted for the prototype.
Недостатком способа является низкая производительность процесса рафинирования, сложность и трудоемкость процесса подготовки анодов, связанная с прокатом в полосы. The disadvantage of this method is the low productivity of the refining process, the complexity and complexity of the process of preparing the anodes associated with rolling in strips.
В связи с большим содержанием газовых примесей (кислород, азот, углерод) в ванадии, полученном дуговой плавкой, последний практически не поддается процессу пластической деформации, и выход в годное не превышает 20-25%. Кроме того, при деформации без нагрева ванадиевая заготовка растрескивается, нагрев же приводит к сильному окислению поверхности и, как следствие, к потере металла. Due to the high content of gas impurities (oxygen, nitrogen, carbon) in vanadium obtained by arc melting, the latter practically does not lend itself to plastic deformation, and the yield does not exceed 20-25%. In addition, upon deformation without heating, the vanadium billet cracks, while heating leads to strong oxidation of the surface and, as a result, to the loss of metal.
Способ не может быть использован в промышленности. The method cannot be used in industry.
Техническим результатом заявленного изобретения является повышение качества ванадия и его выхода, упрощение способ аза счет снижения количества операций, возможность проведения электрорафинирования при высокой производительности за счет высокой скорости анодного растворения и сохранения ее постоянной в течение всего рафинировочного цикла, повышение производительности процесса в целом. The technical result of the claimed invention is to improve the quality of vanadium and its output, simplifying the basics by reducing the number of operations, the possibility of electrorefining at high productivity due to the high speed of anode dissolution and keeping it constant throughout the entire refining cycle, increasing the productivity of the process as a whole.
Технический результат достигается тем, что в способе получения ванадия, включающем алюмотермическое восстановление ванадийсодержащего сырья, плавку восстановленного ванадия и электролитическое рафинирование в расплаве хлоридов, согласно изобретению плавку проводят в электронно-лучевых печах и электролитическому рафинированию подвергают полученные после переплава слитки с использованием их в качестве растворимого анода, электролитическое рафинирование ведут с постоянной скоростью и удельной производительностью 0,5 - 0,6 кг катодного металла в час. Кроме того, плавку осуществляют двойным электронно-лучевым переплавом при скорости 8-10 кг/ч и вакууме 1·10-4 мм рт. ст.The technical result is achieved in that in a method for producing vanadium, which includes aluminothermic reduction of vanadium-containing raw materials, melting of reduced vanadium and electrolytic refining in a chloride melt, according to the invention, the melting is carried out in electron beam furnaces and the ingots obtained after remelting are subjected to electrolytic refining using them as soluble anode, electrolytic refining is carried out with a constant speed and specific productivity of 0.5 - 0.6 kg cathode of metal per hour. In addition, melting is carried out by double electron beam remelting at a speed of 8-10 kg / h and a vacuum of 1 · 10 -4 mm RT. Art.
Сущность способ заключается в новой совокупности операций подготовки анодов для электролитического рафинирования и режимов осуществления электрохимического процесса растворения и осаждения, а также режимов электронно-лучевой плавки слитков ванадия. The essence of the method lies in a new set of operations for preparing anodes for electrolytic refining and modes of implementation of the electrochemical process of dissolution and deposition, as well as modes of electron beam melting of vanadium ingots.
Использование в качестве растворимых анодов слитков, полученных электронно-лучевой плавкой, позволяет в 2 раза увеличить скорость переработки одной и той же массы загружаемого анодного металла при обеспечении 90-95% его растворения. The use of ingots obtained by electron beam melting as soluble anodes allows a 2-fold increase in the processing rate of the same mass of the loaded anode metal while providing 90-95% of its dissolution.
Осуществление процесса электролитического рафинирования при заявленных параметрах удельной производительности обеспечивает существенное сокращение времени проведения всего технологического цикла и получение плотного катодного осадка. The implementation of the process of electrolytic refining with the declared parameters of specific productivity provides a significant reduction in the time of the entire technological cycle and obtaining a dense cathode deposit.
Сочетание процессов электронно-лучевой плавки чернового металла и электрохимического рафинирования слитков позволяет повысить чистоту ванадия по кислороду, никелю, железу, снизить суммарное содержание примесей при повышении содержания ванадия с 99,7% до 99,85%, повысить прямое извлечение ванадия с 60% до 90% и увеличить в 1,5-2 раза производительность цикла рафинирования. The combination of electron beam melting of crude metal and electrochemical refining of ingots allows one to increase the purity of vanadium in oxygen, nickel, and iron, to reduce the total impurity content with an increase in the content of vanadium from 99.7% to 99.85%, and to increase the direct extraction of vanadium from 60% to 90% and increase the refining cycle productivity by 1.5-2 times.
Обоснование параметров режимов
Проведение двойного электронно-лучевого переплава при скорости 8-10 кг/ч и вакууме 1·10-4 мм рт.ст. обеспечивает эффективное удаление от примесей, содержание которых составит: железа менее 0,1% никеля менее 0,01%, хрома менее 0,01%, алюминия менее 0,2% и минимальную потерю ванадия с возгонами.Justification of mode parameters
Carrying out double electron beam remelting at a speed of 8-10 kg / h and a vacuum of 1 · 10 -4 mm Hg provides effective removal from impurities, the content of which will be: iron less than 0.1% nickel less than 0.01%, chromium less than 0.01%, aluminum less than 0.2% and a minimum loss of vanadium with sublimates.
При скорости плавки, меньшей чем 8 кг/ч, проведении тройного переплава и вакууме ниже чем 1·10-4 мм рт.ст., уменьшаются выход в годное, увеличивается потери металла в виде возгонов. При повышении остаточного давления, например, выше чем 5·10-4 мм рт.ст., работа электронной пушки характеризуется большим количеством электрических пробоев, наступает режим катодного замыкания.When the melting speed is less than 8 kg / h, conducting triple remelting and the vacuum is lower than 1 · 10 -4 mm Hg, the yield decreases, the loss of metal in the form of sublimates increases. With an increase in residual pressure, for example, higher than 5 · 10 -4 mm Hg, the operation of the electron gun is characterized by a large number of electrical breakdowns, and a cathodic circuit occurs.
При скорости плавки выше 10 кг/ч, проведении одинарного переплава и вакууме выше чем 1·10-4 мм рт.ст. ухудшается качество выплавляемого металла (резко повышается содержание газовых примесей и примесей металлов), тратится больше времени на вакуумирование печи, возрастают непроизводительные затраты времени и энергии.When the melting speed is higher than 10 kg / h, conducting a single remelting and vacuum is higher than 1 · 10 -4 mm RT.article the quality of the smelted metal deteriorates (the content of gas impurities and metal impurities sharply increases), more time is spent on evacuating the furnace, and the unproductive expenditures of time and energy increase.
Увеличение количества примесей в слитках ведет к увеличению потерь ванадия с возгонами, снижается выход в готовую продукцию. An increase in the amount of impurities in ingots leads to an increase in losses of vanadium with sublimates, and the yield in the finished product decreases.
Осуществление электролитического рафинирования при удельной производительности 0,5 - 0,6 кг/ч катодного металла позволяет достичь удаления примесей до содержания в катодном металле железа менее 0,05%, никеля менее 0,01%, хрома 0,01%, алюминия 0,01%, кремния 0.01%, кислорода менее 0,05%, азота менее 0,01%, и при этом предотвращает выделение на катоде хлора, железа, никеля. Кроме того, ванадий выделяется на катоде в виде крупнокристаллического осадка, с хорошим сцеплением его с поверхностью катода, предотвращающим осыпание металла на дно ванны, снижается внедрение в структуру осадка электролита и существенно упрощается процедура отмывки катодного осадка. Carrying out electrolytic refining at a specific productivity of 0.5 - 0.6 kg / h of cathode metal allows to achieve the removal of impurities to the content in the cathode metal of iron less than 0.05%, nickel less than 0.01%, chromium 0.01%, aluminum 0, 01%, silicon 0.01%, oxygen less than 0.05%, nitrogen less than 0.01%, and at the same time prevents the release of chlorine, iron, nickel at the cathode. In addition, vanadium is released on the cathode in the form of a coarse-grained precipitate, with good adhesion to the cathode surface, which prevents metal from falling to the bottom of the bath, the introduction of electrolyte into the precipitate structure is reduced, and the procedure for washing the cathode precipitate is substantially simplified.
При осуществлении электролитического рафинирования с удельной производительностью менее 0,5 кг/ч катодного металла увеличивается время процесса, повышается расход электроэнергии и ванадий на катоде осаждается в виде плотного покрытия, что затрудняет процедуру срезания катодного осадка механизмом среза. When carrying out electrolytic refining with a specific productivity of less than 0.5 kg / h of cathode metal, the process time increases, the energy consumption increases, and vanadium is deposited on the cathode in the form of a dense coating, which complicates the procedure for cutting the cathode deposit by the shearing mechanism.
Увеличение удельной производительности выше 0,6 кг/ч катодного металла приводит к получению мелкокристаллического осадка, плохому сцеплению с катодом и частичному осыпанию ванадия на дно электролизера и его потерям. An increase in the specific productivity above 0.6 kg / h of the cathode metal leads to the formation of a fine crystalline precipitate, poor adhesion to the cathode, and partial shedding of vanadium to the bottom of the cell and its losses.
Пример осуществления способа. An example implementation of the method.
Черновой ванадий (V > 94,0%), полученный алюминотермическим восстановлением пятиокиси ванадия, подвергали двойному электронно-лучевому переплаву в промышленных электронно-лучевых печах. Электронно-лучевой переплав осуществляли со скоростью 8-10 кг/ч и вакууме 1·10-4 мм рт.ст. Полученные слитки ванадия загружали в анодную корзину и помещали в ванну расплава хлоридов щелочных металлов и осуществляли процесс электролитического рафинирования в промышленном электролизере.Raw vanadium (V> 94.0%) obtained by aluminothermic reduction of vanadium pentoxide was subjected to double electron beam remelting in industrial electron beam furnaces. Electron beam remelting was carried out at a speed of 8-10 kg / h and a vacuum of 1 · 10 -4 mm Hg. The obtained vanadium ingots were loaded into the anode basket and placed in a bath of molten alkali metal chlorides and the electrolytic refining process was carried out in an industrial electrolyzer.
Масса загружаемого металла в виде слитков после электронно-лучевой плавки 1010 кг. The mass of the loaded metal in the form of ingots after electron beam melting is 1010 kg.
Время проведения процесс - 60 дней, включая:
- загрузку анодного металла и электролита в подготовленный электролизер,
- разогрев электролизера,
- проведение очистных циклов,
- рафинирование анодного металла с получением рафинированного катодного осадка в режиме периодической выгрузки,
- охлаждение электролизера.The process takes 60 days, including:
- loading the anode metal and electrolyte in the prepared cell,
- heating of the electrolyzer,
- carrying out treatment cycles,
- refining the anode metal to obtain a refined cathode deposit in the periodic discharge mode,
- cooling of the electrolyzer.
Время проведения разборки электролизера и подготовки к следующей кампании - 2 дня, включая:
- отмывку никелевой реторты от остатков электролита,
- извлечение анодной молибденовой корзины,
- извлечение остатков анодного металла.The time for disassembling the cell and preparing for the next campaign is 2 days, including:
- washing the Nickel retort from the remnants of the electrolyte,
- extraction of the anode molybdenum basket,
- extraction of the remains of the anode metal.
Электролитическое рафинирование осуществляли при следующих параметрах:
- рабочий ток - 300 - 1200 А;
- анодная плотность тока - 0,05 - 0,1 А/см2;
- удельная производительность - 0,55 кг/ч;
- выход по току - 90-95%.Electrolytic refining was carried out with the following parameters:
- working current - 300 - 1200 A;
- anode current density - 0.05 - 0.1 A / cm 2 ;
- specific productivity - 0.55 kg / h;
- current efficiency - 90-95%.
В результате проведения процесса прямой выход в годное составляет 79,2%, а сквозное извлечение - 89,0%. As a result of the process, direct yield is 79.2%, and through recovery is 89.0%.
Содержание ванадия в катодном металле составляет 99,85%. The vanadium content in the cathode metal is 99.85%.
Таким образом, заявленное изобретение позволяет повысить извлечение на ~ 30% и чистоту полученного ванадия, производительность процесса рафинирования в целом в 1,5 - 2 раза, существенно снизить трудоемкость технологии в целом. Thus, the claimed invention allows to increase the extraction by ~ 30% and the purity of the obtained vanadium, the performance of the refining process as a whole by 1.5 - 2 times, significantly reduce the complexity of the technology as a whole.
Кроме того, т.к. при промывке пассивированных анодных кусков образуются стоки, заявленный способ снижает практически в 3 раза количество стоков, что повышает экологическую чистоту технологии. In addition, since when washing passivated anode pieces, effluents are formed, the claimed method reduces the amount of effluents by almost 3 times, which increases the environmental friendliness of the technology.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000117339A RU2164539C1 (en) | 2000-07-04 | 2000-07-04 | Method of vanadium production |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000117339A RU2164539C1 (en) | 2000-07-04 | 2000-07-04 | Method of vanadium production |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2164539C1 true RU2164539C1 (en) | 2001-03-27 |
Family
ID=20237175
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2000117339A RU2164539C1 (en) | 2000-07-04 | 2000-07-04 | Method of vanadium production |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2164539C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2240373C1 (en) * | 2003-06-19 | 2004-11-20 | ОАО "Уралредмет" | High-purity vanadium obtaining method |
| CN110923476A (en) * | 2019-10-30 | 2020-03-27 | 中色（宁夏）东方集团有限公司 | Method for producing high-purity metal vanadium ingot by three-step method |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3425826A (en) * | 1966-03-21 | 1969-02-04 | Atomic Energy Commission | Purification of vanadium and columbium (niobium) |
| DE2115179B2 (en) * | 1971-03-29 | 1976-09-23 | Siemens AG, 1000 Berlin und 8000 München | DEVICE FOR THE ELECTROLYTIC DEPOSITION OF COATINGS MADE OF NIOB, VANADIUM OR TANTALUM OR THEIR ALLOYS |
| DE2715736A1 (en) * | 1976-04-09 | 1977-10-27 | Bethlehem Steel Corp | PROCESS FOR THE REDUCTION OF VANADIUM OXIDES |
| US4610720A (en) * | 1984-05-16 | 1986-09-09 | The United States Of America As Represented By The Department Of Energy | Method for preparing high purity vanadium |
| WO1989010437A1 (en) * | 1988-04-19 | 1989-11-02 | Ginatta Torino Titanium S.P.A. | A method for the electrolytic production of a polyvalent metal and equipment for carrying out the method |
-
2000
- 2000-07-04 RU RU2000117339A patent/RU2164539C1/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3425826A (en) * | 1966-03-21 | 1969-02-04 | Atomic Energy Commission | Purification of vanadium and columbium (niobium) |
| DE2115179B2 (en) * | 1971-03-29 | 1976-09-23 | Siemens AG, 1000 Berlin und 8000 München | DEVICE FOR THE ELECTROLYTIC DEPOSITION OF COATINGS MADE OF NIOB, VANADIUM OR TANTALUM OR THEIR ALLOYS |
| DE2715736A1 (en) * | 1976-04-09 | 1977-10-27 | Bethlehem Steel Corp | PROCESS FOR THE REDUCTION OF VANADIUM OXIDES |
| US4610720A (en) * | 1984-05-16 | 1986-09-09 | The United States Of America As Represented By The Department Of Energy | Method for preparing high purity vanadium |
| WO1989010437A1 (en) * | 1988-04-19 | 1989-11-02 | Ginatta Torino Titanium S.P.A. | A method for the electrolytic production of a polyvalent metal and equipment for carrying out the method |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| ГОНЧАРЕНКО А.С. Электрохимия ванадия и его соединений. - М.: Металлургия, 1969, с.153-156. * |
| Научные труды Гиредмета, 1975, N 68, с.124-127. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2240373C1 (en) * | 2003-06-19 | 2004-11-20 | ОАО "Уралредмет" | High-purity vanadium obtaining method |
| CN110923476A (en) * | 2019-10-30 | 2020-03-27 | 中色（宁夏）东方集团有限公司 | Method for producing high-purity metal vanadium ingot by three-step method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5185068A (en) | Electrolytic production of metals using consumable anodes | |
| CN101528989B (en) | Method for recovering valuable metals from ITO waste | |
| AU4277099A (en) | Removal of oxygen from metal oxides and solid solutions by electrolysis in a fused salt | |
| Gupta | Extractive metallurgy of niobium, tantalum, and vanadium | |
| JP4723106B2 (en) | Method for recovering metallic indium | |
| US20230392273A1 (en) | Method for manufacturing recycled aluminum, manufacturing equipment, manufacturing system, recycled aluminum, and processed aluminum product | |
| WO2016171589A1 (en) | Method for producing aluminium-scandium alloy and reactor for implementing the method | |
| CN111748828B (en) | Method for recycling copper, silver, selenium and tellurium through molten salt electrolysis of copper anode slime | |
| CN120041669B (en) | A method for recovering silver and tungsten from silver-tungsten alloy waste | |
| RU2164539C1 (en) | Method of vanadium production | |
| RU2103391C1 (en) | METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES | |
| CN115948664A (en) | Method for efficiently recycling refined indium from indium phosphide waste | |
| US3098805A (en) | Process for the extraction of relatively pure titanium and of relatively pure zirconium and hafnium | |
| CN115261930B (en) | A method for efficiently separating and recovering indium and tin from ITO waste targets based on molten salt electrochemistry | |
| CN116856010A (en) | Electrochemical recovery method for waste beryllium | |
| Raynes et al. | The Extractive Metallurgy of Zirconium By the Electrolysis of Fused Salts: III. Expanded Scale Process Development of the Electrolytic Production of Zirconium from | |
| JP2012172194A (en) | Electrolytic apparatus and electrowinning method using the same | |
| CN108018465A (en) | A kind of method that aluminothermic reduction ilmenite prepares Al-Ti-Fe alloys in ice crystal ground mass fused salt | |
| Hui et al. | Electrochemical reduction mechanism of Zn2+ in molten NaCl− KCl eutectic | |
| CN116265617A (en) | A kind of method that molten salt electrolysis prepares metal hafnium | |
| CN105063660B (en) | A kind of method that nano-silicon powder is directly prepared in electrorefining processes | |
| US2813068A (en) | Production of titanium by fused salt electrolysis | |
| RU2240373C1 (en) | High-purity vanadium obtaining method | |
| JP3109290B2 (en) | Method for recovering aluminum from foil scrap | |
| SU1721107A1 (en) | Method of processing lithium-containing aluminum alloy production slags |