RU2083707C1 - Method of processing of wastes of bismuth alloys - Google Patents
Method of processing of wastes of bismuth alloys Download PDFInfo
- Publication number
- RU2083707C1 RU2083707C1 RU94006916A RU94006916A RU2083707C1 RU 2083707 C1 RU2083707 C1 RU 2083707C1 RU 94006916 A RU94006916 A RU 94006916A RU 94006916 A RU94006916 A RU 94006916A RU 2083707 C1 RU2083707 C1 RU 2083707C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- melt
- cadmium
- bismuth
- tin
- flux
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к получению цветных металлов. The invention relates to the production of non-ferrous metals.
Известен способ рафинирования расплавленного висмута обработкой элементарной серы (Основы металлургии, т.5, 1968, стр. 582). A known method of refining molten bismuth by processing elemental sulfur (Fundamentals of metallurgy, t.5, 1968, p. 582).
Ближайшим по технической сущности и достигаемому результату является способ рафинирования висмута от примесей обработкой расплава элементарной серой в присутствии соли щелочного металла и с последующей обработкой съемов щелочью (а.с. СССР 357248, кл. C 22 B 3/06, 1972). The closest in technical essence and the achieved result is a method of refining bismuth from impurities by treating the melt with elemental sulfur in the presence of an alkali metal salt and then treating the strips with alkali (AS USSR 357248, class C 22 B 3/06, 1972).
Недостатком этого способа является недостаточное извлечение олова и висмута в готовый сплав, а также недостаточное качество получаемого металла, так как металл после рафинирования содержит 0,1-0,3% кадмия. The disadvantage of this method is the insufficient extraction of tin and bismuth in the finished alloy, as well as the insufficient quality of the resulting metal, since the metal after refining contains 0.1-0.3% cadmium.
Техническим результатом, достигаемым при реализации способа, является повышение извлечения готового сплава и повышение качества металла по содержанию кадмия. The technical result achieved by the implementation of the method is to increase the extraction of the finished alloy and improve the quality of the metal in the cadmium content.
Способ осуществляют следующим образом: отходы расплавляют и при температуре 280-350oC вмешивают элементарную серу с расходом 0,4-0,7 кг на 1 кг меди, а затем расплав перед отделением дроссов обрабатывают в течение 0,5-1 ч при температуре 380-450oC хлористым свинцом из расчета 3,1-3,8 кг на 1 кг кадмия в отходах сплава.The method is as follows: the waste is melted and elemental sulfur is mixed at a temperature of 280-350 o C with a flow rate of 0.4-0.7 kg per 1 kg of copper, and then the melt is treated for 0.5-1 hours at a temperature before separation 380-450 o C lead chloride at the rate of 3.1-3.8 kg per 1 kg of cadmium in the waste alloy.
Образовавшиеся сухие дроссы обрабатывают при температуре 280-380oC флюсом едким натром с расходом 0,8-1,2% от веса расплава с добавкой 10-17% соды от веса флюса.The resulting dry dross is treated at a temperature of 280-380 o C with sodium hydroxide flux with a flow rate of 0.8-1.2% by weight of the melt with the addition of 10-17% soda by weight of the flux.
После обработки серой расплав обрабатывают хлористым свинцом, взятым с расходом 3,1-3,8 кг на 1 кг кадмия в загрузке. При этом кадмий переходит в медистые дроссы в виде хлоридов CdCl2•PbCl2, при этом очищается окисленная поверхность корольков висмутового сплава, вовлеченного в медистые дроссы, и происходит слияние корольков в сплав. Тем самым повышается очистка сплава и снижение выхода висмута в дроссы.After treatment with sulfur, the melt is treated with lead chloride taken at a rate of 3.1-3.8 kg per 1 kg of cadmium in the load. In this case, cadmium passes into copper drosses in the form of CdCl 2 • PbCl 2 chlorides, while the oxidized surface of the kings of the bismuth alloy involved in the copper drosses is cleaned, and the kings merge into the alloy. This increases the purification of the alloy and a decrease in the output of bismuth into drosses.
При расходе хлористого свинца ниже 3,1 кг на 1 кг кадмия в отходах сплава приходится повторять операцию, тем самым снижается извлечение ценных компонентов. При расходе хлористого свинца выше 3,8 кг на 1 кг кадмия в отходах сплава повышается переход олова в дроссы, тем самым также снижается извлечение ценных компонентов. Другим существенным отличительным признаком является обработка дроссов перед их удалением флюсом, состоящим из едкого натра с добавкой 10-17% соды от веса флюса. При этом происходит восстановление образовавшегося сульфида висмута при более низких температурах 380-450oC.When lead chloride consumption is below 3.1 kg per 1 kg of cadmium in the alloy waste, the operation has to be repeated, thereby reducing the extraction of valuable components. When lead chloride consumption is higher than 3.8 kg per 1 kg of cadmium in the alloy waste, the conversion of tin to dross increases, and the extraction of valuable components is also reduced. Another significant distinguishing feature is the treatment of drosses before their removal with a flux consisting of caustic soda with the addition of 10-17% soda by weight of the flux. When this occurs, the recovery of the formed bismuth sulfide at lower temperatures 380-450 o C.
Это позволяет снизить выход висмута в дроссы. При повышении или понижении расхода соды повышается тугоплавкость флюсового расплава, повышается выход олова в дроссы и тем самым снижается извлечение ценных компонентов. This allows you to reduce the output of bismuth in dross. With an increase or decrease in the consumption of soda, the refractoriness of the flux melt increases, the yield of tin to drosses increases, and thereby the extraction of valuable components decreases.
Пример 1. Партию 3000 г сплава, содержащего 49,8% висмута, 17,8% олова, 32% свинца, 0,2% меди, 0,1% кадмия расплавляют в рафинировочном котле. Example 1. A batch of 3000 g of an alloy containing 49.8% bismuth, 17.8% tin, 32% lead, 0.2% copper, 0.1% cadmium is melted in a refining boiler.
В полученный расплав вмешивают 4 г элементарной серы (с расходом 0,68 кг/кг) при температуре 280-350oC, затем после образования съемов при температуре 380oC вмешивают в течение 1 ч 9,3 г хлористого свинца (с расходом 3,1 кг на 1 кг кадмия в отходах сплава). После этого в расплав вмешивают флюс (с расходом 1,2% от веса расплава), состоящий из 22 г едкого натра и 2,4 г соды (10,0% от веса флюса) и в течение 0,5 ч перемешивают при t 350oC. С помощью центрифуги отделяют 132 г дроссов (выход 4,39%), содержащих 6,8% висмута, 29,4% олова. Получают 2875 г сплава, содержащего 51,5% висмута, 16,4% олова, 31,0% свинца, 0,01% меди, 0,01% кадмия. Извлечение висмута 99,2% олова 91,9%
Пример 2. Партию 3000 г сплава, содержащего 49,8% висмута, 17,8% олова, 32% свинца, 0,2% меди, 0,1% кадмия, расплавляют в рафинировочном котле.4 g of elemental sulfur (with a flow rate of 0.68 kg / kg) is interfered with the melt obtained at a temperature of 280-350 o C, then after formation of strips at a temperature of 380 o C 9.3 g of lead chloride are interfered for 1 h (with a flow rate of 3 , 1 kg per 1 kg of cadmium in alloy waste). After that, a flux (at a rate of 1.2% of the weight of the melt), consisting of 22 g of sodium hydroxide and 2.4 g of soda (10.0% of the weight of the flux) is mixed into the melt and stirred at t 350 o C. Using a centrifuge, 132 g of dross are separated (yield 4.39%) containing 6.8% bismuth, 29.4% tin. Get 2875 g of an alloy containing 51.5% bismuth, 16.4% tin, 31.0% lead, 0.01% copper, 0.01% cadmium. Bismuth Recovery 99.2% Tin 91.9%
Example 2. A batch of 3000 g of an alloy containing 49.8% bismuth, 17.8% tin, 32% lead, 0.2% copper, 0.1% cadmium, is melted in a refining boiler.
В полученный раствор вмешивают 4,1 г элементарной серы, (с расходом 0,68 кг на 1 кг) при температуре 280-350oC. Затем после образования съемов при температуре 380oC вмешивают в течение 1 ч 11,4 г хлористого свинца (с расходом 3,8 кг на кг кадмия в отходах сплава). После этого в расплав вмешивают флюс (с расходом 1% от веса расплава), состоящий из 30 г едкого натра и 6 г соды (16,9% от веса флюса) и в течение 0,5 ч перемешивают при t 350oC. С помощью центрифуги отделяют 195 г дроссов (выход 6,5%), содержащих 3,8% висмута, 29,1% олова, 2,9% меди, 1,4% кадмия. Получают 2827 г сплава, содержащего 52,5% висмута, 16,1% олова, 30,4% свинца, 0,01% меди, 0,01 кадмия. Извлечение висмута 99,4% олова 88,5%
Пример 3. Партию 3000 г сплава, содержащего 49,8 висмута, 17,8% олова, 32% свинца, 0,2% меди, 0,1% кадмия, распаляют в рафинировочном котле.In the resulting solution, 4.1 g of elemental sulfur are interfered (with a flow rate of 0.68 kg per 1 kg) at a temperature of 280-350 o C. Then, after the formation of samples at a temperature of 380 o C, 11.4 g of lead chloride are interfered for 1 h (with a consumption of 3.8 kg per kg of cadmium in alloy waste). After that, a flux (with a flow rate of 1% by weight of the melt) consisting of 30 g of sodium hydroxide and 6 g of soda (16.9% of the weight of the flux) is mixed into the melt and stirred at t 350 o C. Using a centrifuge, 195 g of drosses (yield 6.5%) containing 3.8% bismuth, 29.1% tin, 2.9% copper, 1.4% cadmium are separated. Get 2827 g of an alloy containing 52.5% bismuth, 16.1% tin, 30.4% lead, 0.01% copper, 0.01 cadmium. Bismuth Recovery 99.4% Tin 88.5%
Example 3. A batch of 3000 g of an alloy containing 49.8 bismuth, 17.8% tin, 32% lead, 0.2% copper, 0.1% cadmium, is heated in a refining boiler.
В полученный расплав вмешивают 4,1 г элементарной серы (с расходом 0,68 кг/кг) при температуре 280-350oC, затем после образования съемов при температуре 380oC вмешивают в течение 1 ч 7,2 г хлористого свинца (с расходом 2,4 кг на 1 кг кадмия в отходах сплава). После этого в расплав вмешивают флюс (с расходом 0,8% от веса расплава), состоящий из 21 г едкого натра и 26 г соды (11% от веса флюса) и в течение 0,5 ч перемешивают при t 350oC. С помощью центрифуги отделяют 252 г дроссов (выход 8,4%), содержащих 29,1% висмута, 23,4% олова, 2,27% меди, 1,07% кадмия. Получают 2753 г сплава, содержащего 51,6% висмута, 16,4% олова, 31,0% свинца, 0,01% меди, 0,01% кадмия. Извлечение висмута 95,0% олова 88,6%
Пример 4. Партию 3000 г сплава, содержащего 49,8% висмута, 17,8% олова, 32% свинца, 0,2% меди, 0,1% кадмия, расплавляют в рафинировочном котле.4.1 g of elemental sulfur (with a flow rate of 0.68 kg / kg) is interfered with the melt at a temperature of 280-350 o C, then after formation of strips at a temperature of 380 o C, 7.2 g of lead chloride are interfered for 1 h (s 2.4 kg per 1 kg of cadmium in alloy waste). After that, a flux (with a flow rate of 0.8% by weight of the melt) consisting of 21 g of caustic soda and 26 g of soda (11% of the weight of the flux) is mixed into the melt and stirred at t 350 o C. For 0.5 h Using a centrifuge, 252 g of drosses (yield 8.4%) containing 29.1% bismuth, 23.4% tin, 2.27% copper, 1.07% cadmium are separated. Obtain 2753 g of an alloy containing 51.6% bismuth, 16.4% tin, 31.0% lead, 0.01% copper, 0.01% cadmium. Bismuth recovery 95.0% tin 88.6%
Example 4. A batch of 3000 g of an alloy containing 49.8% bismuth, 17.8% tin, 32% lead, 0.2% copper, 0.1% cadmium, is melted in a refining boiler.
В полученный расплав вмешивают 4,1 г элементарной серы (с расходом 0,68 кг на 1 кг меди) при температуре 280-350oC, затем после образования съемов при температуре 380oC вмешивают в течение 1 ч 12 г хлористого свинца (с расходом 4,0 кг на кг кадмия в отходах сплава). После этого в расплав вмешивают флюс с расходом 1,2% от веса расплава, состоящий из 30 г едкого натра и 6 г соды (16,7% от веса флюса) и в течение 0,5 ч перемешивают) при t 350oC. С помощью центрифуги отделяют 266 кг дроссов (выход 8,85%), содержащих 38,8% висмута, 29,9% олова, 2,15% меди, 1,03% кадмия. Получают 2756 г сплава, содержащего 52,6% висмута, 16,0% олова, 30,9% свинца, 0,01% меди, 0,01% кадмия. Извлечение висмута 97,0% олова 86,1%
Пример 5. Партию 140 кг сплава, содержащего 49,8% висмута, 17,8% олова, 32% свинца, 0,2% меди, 0,01% кадмия, расплавляют в рафинировочном котле. В полученный расплав вмешивают 0,13 кг элементарной серы (с расходом 0,45 кг/кг меди) при температуре 280-350oC, затем после образования съемов при температуре 450oC вмешивают в течение 1 ч 0,48 кг хлористого свинца (с расходом 3,4 кг на 1 кг кадмия в отходах сплава). После этого в расплав вмешивают флюс с расходом 1,0% от веса расплава, состоящий из 0,96 кг едкого натра и 0,16 кг соды (14% от веса флюса), и в течение 0,5 ч перемешивают при t 350oC. С помощью центрифуги отделяют 5,22 кг дроссов, (выход 3,7%), содержащих 13,4% висмута, 21,5% олова, 5,1% меди, 2,43% кадмия, получают 135 кг сплава, содержащего 51,1% висмута, 17,50 олова, 30,9% свинца, 0,01% меди, 0,01% кадмия. Извлечение висмута 98,9% олова 95,1%4.1 g of elemental sulfur (with a flow rate of 0.68 kg per 1 kg of copper) is interfered with the melt at a temperature of 280-350 o C, then, after formation of strips at a temperature of 380 o C, 12 g of lead chloride are interfered for 1 h (s 4.0 kg per kg of cadmium in alloy waste). After that, the flux is mixed into the melt at a rate of 1.2% of the weight of the melt, consisting of 30 g of sodium hydroxide and 6 g of soda (16.7% of the weight of the flux) and stirred for 0.5 h) at t 350 o C. A centrifuge separates 266 kg of dross (yield 8.85%) containing 38.8% bismuth, 29.9% tin, 2.15% copper, 1.03% cadmium. Obtain 2756 g of an alloy containing 52.6% bismuth, 16.0% tin, 30.9% lead, 0.01% copper, 0.01% cadmium. Bismuth recovery 97.0% tin 86.1%
Example 5. A batch of 140 kg of an alloy containing 49.8% bismuth, 17.8% tin, 32% lead, 0.2% copper, 0.01% cadmium, is melted in a refining boiler. 0.13 kg of elemental sulfur (with a flow rate of 0.45 kg / kg of copper) is interfered with the obtained melt at a temperature of 280-350 o C, then after formation of strips at a temperature of 450 o C 0.48 kg of lead chloride is interfered for 1 h ( with a consumption of 3.4 kg per 1 kg of cadmium in alloy waste). After that, the flux is mixed into the melt with a flow rate of 1.0% by weight of the melt, consisting of 0.96 kg of caustic soda and 0.16 kg of soda (14% by weight of the flux), and stirred for 0.5 h at t 350 o C. Using a centrifuge, 5.22 kg of dross, (yield 3.7%), containing 13.4% bismuth, 21.5% tin, 5.1% copper, 2.43% cadmium, are separated, 135 kg of alloy are obtained, containing 51.1% bismuth, 17.50 tin, 30.9% lead, 0.01% copper, 0.01% cadmium. Bismuth recovery 98.9% tin 95.1%
Claims (1)
Едкий натр Остальное
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обработку расплава хлористым свинцом осуществляют при его расходе 3,1 3,8 кг/кг кадмия в отходах сплава при 380 450oС.Soda 10 17
Caustic soda Else
2. The method according to p. 1, characterized in that the treatment of the melt with lead chloride is carried out at a flow rate of 3.1 3.8 kg / kg of cadmium in the waste alloy at 380 450 o C.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94006916A RU2083707C1 (en) | 1994-02-24 | 1994-02-24 | Method of processing of wastes of bismuth alloys |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94006916A RU2083707C1 (en) | 1994-02-24 | 1994-02-24 | Method of processing of wastes of bismuth alloys |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU94006916A RU94006916A (en) | 1995-12-10 |
| RU2083707C1 true RU2083707C1 (en) | 1997-07-10 |
Family
ID=20152957
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94006916A RU2083707C1 (en) | 1994-02-24 | 1994-02-24 | Method of processing of wastes of bismuth alloys |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2083707C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2514766C2 (en) * | 2012-06-05 | 2014-05-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт неорганической химии Сибирского отделения Российской академии наук (ИНХ СО РАН) | Method of bismuth treatment |
-
1994
- 1994-02-24 RU RU94006916A patent/RU2083707C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 357248, кл. C 22 B 30/06, 1972. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2514766C2 (en) * | 2012-06-05 | 2014-05-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт неорганической химии Сибирского отделения Российской академии наук (ИНХ СО РАН) | Method of bismuth treatment |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN108118157A (en) | Wiring board burns the recovery method of cigarette ash pretreatment and bromine | |
| CN101328539A (en) | Oxidation oven ash hydrometallurgical leaching process | |
| CN110512077A (en) | A kind of method of lead anode slurry high efficiente callback gold and silver bismuth antimony tellurium | |
| US3929597A (en) | Production of lead and silver from their sulfides | |
| CA1057506A (en) | Method of producing metallic lead and silver from their sulfides | |
| RU2083707C1 (en) | Method of processing of wastes of bismuth alloys | |
| JPS575829A (en) | Separating and recovering method for tin in lead refining process | |
| CN107779607B (en) | A kind of method of the high arsenic smoke dust low cost dearsenification of Copper making | |
| US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| JP2001279344A (en) | Method for recovering tin | |
| US2131072A (en) | Silver recovery | |
| CA1214648A (en) | Separation of elemental lead from blast furnace bullion | |
| JP4155177B2 (en) | Method for recovering silver from silver-lead-containing materials | |
| US4488950A (en) | Heavy metal separation from copper-bearing wastes | |
| JP2587814B2 (en) | Method for treating concentrate from copper converter | |
| JP4155176B2 (en) | Method for recovering silver from silver-lead-containing materials | |
| RU2131474C1 (en) | Method of lead recovery from lead-containing raw materials | |
| KR101486668B1 (en) | Recovery of metalic tin from waste materials by aqueous extraction | |
| RU2098502C1 (en) | Method for processing lead-containing dusts | |
| CN1167833A (en) | Integrated recovery of Pb and Sn as valuable metal from chloride slag | |
| US2097560A (en) | Lead and lead alloys | |
| JP3906350B2 (en) | Recovery method of thallium from sponge cadmium | |
| JPS6154847B2 (en) | ||
| RU2096506C1 (en) | Method of recovering silver from materials containing silver chloride, gold and platinum group metal admixtures | |
| SU137261A1 (en) | A method of processing lead dust and lead deboning |