[go: up one dir, main page]

RU2164539C1 - Способ получения ванадия - Google Patents

Способ получения ванадия Download PDF

Info

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
Application number
RU2000117339A
Other languages
English (en)
Inventor
А.В. Зелянский
И.П. Паздников
А.Н. Рылов
В.Е. Карцев
Original Assignee
Акционерное общество открытого типа "Уралредмет"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Акционерное общество открытого типа "Уралредмет" filed Critical Акционерное общество открытого типа "Уралредмет"
Priority to RU2000117339A priority Critical patent/RU2164539C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2164539C1 publication Critical patent/RU2164539C1/ru

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.
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%.
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.
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.
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.
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%.
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.
RU2000117339A 2000-07-04 2000-07-04 Способ получения ванадия RU2164539C1 (ru)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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