RU2164539C1 - Способ получения ванадия - Google Patents
Способ получения ванадия 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
Изобретение относится к металлургии редких тугоплавких металлов, в частности к металлургии ванадия, и может быть использовано для получения ванадия с чистотой, необходимой для получения высокочистых сплавов на основе ванадия. Техническим результатом изобретения является повышение качества ванадия и его выхода, упрощение способа и повышение производительности процесса в целом. Способ получения ванадия включает алюмотермическое восстановление ванадийсодержащего сырья, плавку восстановленного ванадия в электронно-лучевых печах, полученные после переплава слитки подвергают электролитическому рафинированию в расплаве хлоридов 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. 1 з.п.ф-лы.
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.
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).
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.
Способ имеет следующие недостатки.
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%.
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.
Процесс выгрузки остатков анодного металла и загрузки новой порции чрезвычайно трудоемкий, и способ в целом характеризуется низким прямым извлечением, длительностью и невысокой производительностью.
Так, например, при осуществлении процесса на промышленном электролизере достигнуты следующие результаты.
Масса загружаемого алюминотермического ванадия - 1000 кг (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.
- 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.
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%.
- 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%.
В результате проведения процесса прямой выход в годное составляет ~ 50%, а сквозное извлечение - 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).
Способ создан и реализован только в лабораторном масштабе.
Способ принят за прототип.
Недостатком способа является низкая производительность процесса рафинирования, сложность и трудоемкость процесса подготовки анодов, связанная с прокатом в полосы.
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.
Способ не может быть использован в промышленности.
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.
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.
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.
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.
Осуществление процесса электролитического рафинирования при заявленных параметрах удельной производительности обеспечивает существенное сокращение времени проведения всего технологического цикла и получение плотного катодного осадка.
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.
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.
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.
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.
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.
Увеличение количества примесей в слитках ведет к увеличению потерь ванадия с возгонами, снижается выход в готовую продукцию.
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.
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.
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.
Пример осуществления способа.
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.
Масса загружаемого металла в виде слитков после электронно-лучевой плавки 1010 кг.
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.
- 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.
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.
- отмывку никелевой реторты от остатков электролита,
- извлечение анодной молибденовой корзины,
- извлечение остатков анодного металла.
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%.
- 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%.
В результате проведения процесса прямой выход в годное составляет 79,2%, а сквозное извлечение - 89,0%.
Содержание ванадия в катодном металле составляет 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.
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.
Claims (2)
1. Способ получения ванадия, включающий алюминотермическое восстановление ванадийсодержащего сырья, плавку восстановленного ванадия и электролитическое рафинирование в расплаве хлоридов щелочных металлов, отличающийся тем, что 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.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что плавку осуществляют двойным электронно-лучевым переплавом при скорости 8-10 кг/ч и вакууме 1·10-4 мм рт. ст.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000117339A RU2164539C1 (ru) | 2000-07-04 | 2000-07-04 | Способ получения ванадия |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000117339A RU2164539C1 (ru) | 2000-07-04 | 2000-07-04 | Способ получения ванадия |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2164539C1 true RU2164539C1 (ru) | 2001-03-27 |
Family
ID=20237175
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2000117339A RU2164539C1 (ru) | 2000-07-04 | 2000-07-04 | Способ получения ванадия |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2164539C1 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2240373C1 (ru) * | 2003-06-19 | 2004-11-20 | ОАО "Уралредмет" | Способ получения ванадия высокой чистоты |
| CN110923476A (zh) * | 2019-10-30 | 2020-03-27 | 中色(宁夏)东方集团有限公司 | 三步法生产高纯金属钒锭的方法 |
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 (de) * | 1971-03-29 | 1976-09-23 | Siemens AG, 1000 Berlin und 8000 München | Vorrichtung zum elektrolytischen abscheiden von schichten aus niob, vanadium oder tantal oder deren legierungen |
| DE2715736A1 (de) * | 1976-04-09 | 1977-10-27 | Bethlehem Steel Corp | Verfahren zur reduktion von vanadiumoxiden |
| 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/ru 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 (de) * | 1971-03-29 | 1976-09-23 | Siemens AG, 1000 Berlin und 8000 München | Vorrichtung zum elektrolytischen abscheiden von schichten aus niob, vanadium oder tantal oder deren legierungen |
| DE2715736A1 (de) * | 1976-04-09 | 1977-10-27 | Bethlehem Steel Corp | Verfahren zur reduktion von vanadiumoxiden |
| 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 (ru) * | 2003-06-19 | 2004-11-20 | ОАО "Уралредмет" | Способ получения ванадия высокой чистоты |
| CN110923476A (zh) * | 2019-10-30 | 2020-03-27 | 中色(宁夏)东方集团有限公司 | 三步法生产高纯金属钒锭的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5185068A (en) | Electrolytic production of metals using consumable anodes | |
| CN101528989B (zh) | 从ito废料中回收有价金属的方法 | |
| 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 (ja) | 金属インジウムの回収方法 | |
| US20230392273A1 (en) | Method for manufacturing recycled aluminum, manufacturing equipment, manufacturing system, recycled aluminum, and processed aluminum product | |
| WO2016171589A1 (ru) | Способ получения сплава алюминий -скандий и реактор для осуществления способа | |
| CN111748828B (zh) | 一种铜阳极泥熔盐电解回收铜银硒碲的方法 | |
| CN120041669B (zh) | 一种从银钨合金废料中回收银、钨的方法 | |
| RU2164539C1 (ru) | Способ получения ванадия | |
| RU2103391C1 (ru) | Способ получения тугоплавких металлов из рудных концентратов | |
| CN115948664A (zh) | 一种磷化铟废料高效回收精铟的方法 | |
| US3098805A (en) | Process for the extraction of relatively pure titanium and of relatively pure zirconium and hafnium | |
| CN115261930B (zh) | 一种基于熔盐电化学高效分离回收ito废靶中铟和锡的方法 | |
| CN116856010A (zh) | 一种废铍电化学回收的方法 | |
| 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 (ja) | 電解装置およびそれを用いた電解採取方法 | |
| CN108018465A (zh) | 一种冰晶石基熔盐中铝热还原钛铁矿制备Al-Ti-Fe合金的方法 | |
| Hui et al. | Electrochemical reduction mechanism of Zn2+ in molten NaCl− KCl eutectic | |
| CN116265617A (zh) | 一种熔盐电解制备金属铪的方法 | |
| CN105063660B (zh) | 一种电解精炼过程中直接制备纳米硅粉体的方法 | |
| US2813068A (en) | Production of titanium by fused salt electrolysis | |
| RU2240373C1 (ru) | Способ получения ванадия высокой чистоты | |
| JP3109290B2 (ja) | 箔スクラップからのアルミニウム回収方法 | |
| SU1721107A1 (ru) | Способ переработки шлаков производства литийсодержащих алюминиевых сплавов |