RU2254389C1 - Method of electrochemical refining of lead from bismuth - Google Patents
Method of electrochemical refining of lead from bismuth Download PDFInfo
- Publication number
- RU2254389C1 RU2254389C1 RU2003132576/02A RU2003132576A RU2254389C1 RU 2254389 C1 RU2254389 C1 RU 2254389C1 RU 2003132576/02 A RU2003132576/02 A RU 2003132576/02A RU 2003132576 A RU2003132576 A RU 2003132576A RU 2254389 C1 RU2254389 C1 RU 2254389C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- bismuth
- lead
- alloy
- electrolyte
- anode
- Prior art date
Links
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии свинца и может быть использовано для очистки чернового и вторичного свинца от висмута.The invention relates to metallurgy of lead and can be used to clean rough and secondary lead from bismuth.
Известен способ (Делимарский Ю.К., Павленко И.Г., Зарубицкий О.Г. Украинский химический журнал. 1967, т.33, стр.863.) электрохимического рафинирования свинца в системе: расплав чернового свинца (анод) - расплав хлоридов (48% PbCl2, 35% КСl, 17% NaCl) - расплав свинца (катод) при температуре 500°С, обеспечивающий удовлетворительную очистку свинца от висмута. Анодный сплав перемешивают в течение всего времени рафинирования. При анодной плотности тока 1,56 А/см2 получен сплав с содержанием висмута 0,001%. Установлено, что содержание в катодном свинце висмута закономерно увеличивается по мере возрастания содержания его в анодном сплаве (по мере обогащения анодного сплава по примесям возрастает вероятность перехода их в электролит и, соответственно, в катодный свинец).The known method (Delimarsky Yu.K., Pavlenko I.G., Zarubitsky O.G. Ukrainian Chemical Journal. 1967, t.33, p.863.) Electrochemical refining of lead in the system: melt of crude lead (anode) - a melt of chlorides (48% PbCl 2 , 35% KCl, 17% NaCl) - lead melt (cathode) at a temperature of 500 ° C, providing satisfactory purification of lead from bismuth. The anode alloy is mixed throughout the refining time. At an anode current density of 1.56 A / cm 2 an alloy with a bismuth content of 0.001% was obtained. It has been established that the content of bismuth in the cathode lead naturally increases as its content in the anode alloy increases (as the anode alloy enriches by impurities, the probability of their transition to electrolyte and, accordingly, to cathode lead increases).
К недостаткам способа относятся:The disadvantages of the method include:
- значительные затраты энергии на рафинирование (2000-2500 кВт·час на тонну свинца);- significant energy costs for refining (2000-2500 kW · h per ton of lead);
- высокая температура плавления выбранного электролита. Известен способ электрохимического рафинирования свинцового сплава от висмута (Делимарский Ю.К., Павленко И.Г., Зарубицкий О.Г. Электрохимическое разделение свинца и висмута в расплавах с участием интерметаллических соединений. Цветные металлы №9, 1963 г.), осуществляемый в системе:- high melting point of the selected electrolyte. A known method of electrochemical refinement of a lead alloy from bismuth (Delimarsky Yu.K., Pavlenko I.G., Zarubitsky O.G. Electrochemical separation of lead and bismuth in melts involving intermetallic compounds. Non-ferrous metals No. 9, 1963), carried out in system:
Все компоненты системы расплавлены, т.к. способ реализуется при температуре 340-350°С. При поляризации катода, представляющего сплав свинца с висмутом, возникают условия для протекания реакций:All components of the system are molten, as the method is implemented at a temperature of 340-350 ° C. With the polarization of the cathode, representing an alloy of lead with bismuth, conditions arise for the reactions:
из которых следует выделить реакцию (2). Восстановленный на поверхности катода металлический натрий вступает во взаимодействие со свинцом с образованием набора интерметаллических соединений {NaPb5, NaPb, Na2Pb, Na5Pb2), которые характеризуются высокой растворимостью в расплавленном свинце, с равномерным распределением в нем.from which reaction (2) should be distinguished. The metal sodium reduced on the cathode surface interacts with lead to form a set of intermetallic compounds (NaPb 5 , NaPb, Na 2 Pb, Na 5 Pb 2 ), which are characterized by high solubility in molten lead, with a uniform distribution in it.
При достижении определенной концентрации натрия в свинцово-висмутовом сплаве (3,5-4%) создаются условия для взаимодействия свинцово-натриевых соединений с присутствующим в расплаве висмутом с образованием интерметаллида Na3Bi. Данное соединение плохо растворимо в свинце, а его температура плавления 775°С. Соединение Na3Bi ликвирует из расплавленного свинца на его поверхность и смывается в щелочной электролит с дальнейшей диссоциацией по схеме:Upon reaching a certain concentration of sodium in the lead-bismuth alloy (3.5-4%), conditions are created for the interaction of lead-sodium compounds with bismuth present in the melt with the formation of the Na 3 Bi intermetallic compound. This compound is poorly soluble in lead, and its melting point is 775 ° C. Compound Na 3 Bi segregates from molten lead onto its surface and is washed off into an alkaline electrolyte with further dissociation according to the scheme:
Способ реализуется на установке (фиг.1), состоящей из стального котла 1, погруженного в шахту печи (на чертеже не показана). В котле 1 находится рафинируемый свинцово-висмутовый катодный сплав 2, на поверхности которого находится электролит 3 - расплавленный едкий натр. В расплав щелочи погружен анод 4, выполненный из пористого чешуйчатого чугуна, в рабочее пространство анода 4 залит расплавленный свинец 5. В центре анода 4 имеется отверстие для вала мешалки 6, перемешивающей катодный сплав 2 и электролит 3.The method is implemented on the installation (figure 1), consisting of a
При поляризации анода, представляющего собой расплавленный свинец, загруженный в анодное пространство, отделенное от электролита пористой перегородкой, протекают реакции:With the polarization of the anode, which is molten lead, loaded into the anode space, separated from the electrolyte by a porous septum, the reactions proceed:
Наряду с реакциями (4) и (5), протекающими на аноде, имеется высокая вероятность протекания реакции (6) - образования на аноде металлического висмута. Получение висмутового продукта на аноде происходит в результате последовательно протекающих процессов:Along with reactions (4) and (5) proceeding at the anode, there is a high probability of the occurrence of reaction (6) - the formation of metallic bismuth on the anode. Obtaining a bismuth product at the anode occurs as a result of successive processes:
- диффузии соединений висмута из электролита через пористую перегорожу к анодному сплаву;- diffusion of bismuth compounds from the electrolyte through porous blocking to the anode alloy;
- образование на аноде металлического висмута (реакция 6);- the formation of bismuth metal on the anode (reaction 6);
- растворение металлического висмута в анодном сплаве.- dissolution of metallic bismuth in the anode alloy.
Способ реализуется при плотностях тока от 0,5 до 2 А/см2.The method is implemented at current densities from 0.5 to 2 A / cm 2 .
К недостаткам способа следует отнести получение низкого качества висмутового продукта (анодный сплав содержит до 15% извлекаемого элемента), а также сложность конструкции анодного узла.The disadvantages of the method include obtaining low quality bismuth product (the anode alloy contains up to 15% of the recoverable element), as well as the complexity of the design of the anode assembly.
В задачу настоящего изобретения входило получение высококачественного висмутового продукта, выделяемого из свинцово-висмутового сплава, с уменьшением эксплуатационных затрат на передел.The objective of the present invention was to obtain a high-quality bismuth product isolated from a lead-bismuth alloy, with reduced operating costs for redistribution.
Для достижения требуемого технического результата в способе электрохимического рафинирования свинца от висмута при катодной поляризации очищаемого сплава с использованием в качестве электролита расплавленного едкого натра, висмут, извлекаемый из рафинируемого металла, накапливается в электролите - расплаве едкого натра и может быть сконцентрирован в самостоятельный продукт.To achieve the desired technical result in the method of electrochemical refining of lead from bismuth during cathodic polarization of the alloy being purified using molten sodium hydroxide as an electrolyte, bismuth extracted from refined metal accumulates in the electrolyte - sodium hydroxide melt and can be concentrated into an independent product.
При реализации предлагаемого способа вероятность катодной реакции (2) остается без изменения. На анодных участках цепи происходит разряд иона висмута (Bi3-) с образованием Bi0 (реакция 6), накапливающегося в щелочном электролите. Вероятность обратного растворения висмута в свинцовом сплаве отсутствует из-за того, что катодный свинец характеризуется высоким содержанием натрия (до 3-4%). Последнее исключает возможность растворения висмута в свинце.When implementing the proposed method, the probability of the cathodic reaction (2) remains unchanged. At the anode sections of the chain, bismuth ion (Bi 3– ) is discharged to form Bi 0 (reaction 6), which accumulates in the alkaline electrolyte. The probability of the reverse dissolution of bismuth in the lead alloy is absent due to the fact that cathode lead is characterized by a high sodium content (up to 3-4%). The latter excludes the possibility of dissolution of bismuth in lead.
Выделившийся на стальном аноде висмут накапливается в электролите в виде взвеси. Его содержание в расплаве может достигать 30% и более. При регенерации электролита выщелачиванием в воде, получен концентрат, содержащий до 95% висмута.Bismuth released on the steel anode accumulates in the electrolyte in the form of a suspension. Its content in the melt can reach 30% or more. During electrolyte regeneration by leaching in water, a concentrate containing up to 95% bismuth is obtained.
Конструкция электролизера значительно упрощается, при этом снижаются эксплуатационные затраты.The design of the cell is greatly simplified, while operating costs are reduced.
Заявляемый способ может быть реализован на установке, схема которой приведена на (фиг.2.) Установка состоит из котла 1, в который загружен свинцово-висмутовый сплав 2, на поверхности которого находится электролит - расплав едкого натра 3. В электролит погружен анод - стальной диск 4, который подвешен на штангах 5 к раме 6. В центре анода имеется отверстие для вала мешалки 7, с помощью которой перемешивается катодный свинцово-висмутовый сплав 2.The inventive method can be implemented on the installation, the scheme of which is shown in (Fig. 2.) The installation consists of a
Способ описан в примерах.The method is described in the examples.
Опыты по прототипу проводили на установке, схема которой приведена на фиг.1. Масса свинцово-висмутового сплава (катод) 2 кг, масса свинцового сплава (анод) 100 г. Результаты опытов приведены в табл.1.The prototype experiments were carried out on the installation, a diagram of which is shown in figure 1. The mass of the lead-bismuth alloy (cathode) is 2 kg, the mass of the lead alloy (anode) is 100 g. The experimental results are shown in Table 1.
Результаты опытов по обезвисмучиванию свинца (прототип)Table 1
The results of experiments on de-deoxidation of lead (prototype)
Опыты по предлагаемому способу проводили на установке, схема которой приведена на фиг.2 Масса свинцово-висмутового сплава (катод) 2 кг. Результаты опытов приведены в табл.2.Experiments on the proposed method were carried out on the installation, the diagram of which is shown in figure 2. The mass of lead-bismuth alloy (cathode) 2 kg The results of the experiments are given in table.2.
Как показали результаты опытной проверки, при использовании заявляемого способа обеспечивается аналогичное прототипу остаточное содержание висмута в рафинированном свинце. После выщелачивания в воде щелочного электролита получили нерастворимый остаток с содержанием висмута 95,3%.As shown by the results of an experimental verification, using the proposed method provides a similar prototype residual bismuth content in refined lead. After leaching an alkaline electrolyte in water, an insoluble residue with a bismuth content of 95.3% was obtained.
Результаты опытов по обезвисмучиванию свинца (предлагаемый способ)table 2
The results of experiments on decontamination lead (the proposed method)
Предлагаемый способ позволяет:The proposed method allows you to:
- извлекать висмут из свинцового сплава в самостоятельный концентрат высокого качества;- extract bismuth from lead alloy into an independent high-quality concentrate;
- упростить конструкцию электролизера;- simplify the design of the cell;
- снизить эксплуатационные затраты как на передел рафинирования, так и на передел получения самостоятельного висмутового продукта.- reduce operating costs both for the redistribution of refining, and for the redistribution of an independent bismuth product.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2003132576/02A RU2254389C1 (en) | 2003-11-06 | 2003-11-06 | Method of electrochemical refining of lead from bismuth |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2003132576/02A RU2254389C1 (en) | 2003-11-06 | 2003-11-06 | Method of electrochemical refining of lead from bismuth |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2254389C1 true RU2254389C1 (en) | 2005-06-20 |
Family
ID=35835807
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2003132576/02A RU2254389C1 (en) | 2003-11-06 | 2003-11-06 | Method of electrochemical refining of lead from bismuth |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2254389C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2692358C1 (en) * | 2018-04-06 | 2019-06-24 | Акционерное общество "АКОМ" | Method of crude lead from bismuth refinement |
RU2736620C2 (en) * | 2020-05-14 | 2020-11-19 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Electrolysis cell for extraction of bismuth from lead alloy in electrolyte of sodium hydroxide |
-
2003
- 2003-11-06 RU RU2003132576/02A patent/RU2254389C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2692358C1 (en) * | 2018-04-06 | 2019-06-24 | Акционерное общество "АКОМ" | Method of crude lead from bismuth refinement |
RU2736620C2 (en) * | 2020-05-14 | 2020-11-19 | Виталий Евгеньевич Дьяков | Electrolysis cell for extraction of bismuth from lead alloy in electrolyte of sodium hydroxide |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101336496B (en) | Recycling method and apparatus for precious material recycling from lithium secondary battery | |
JP6356137B2 (en) | Recovery of lead from mixed oxide materials. | |
US4107007A (en) | Process for the recovery of lead from scrapped lead batteries | |
US4002544A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper | |
NO822958L (en) | PROCEDURE FOR THE RECOVERY OF METAL COMPONENTS FROM LEAD CUMULATORS. | |
EP0551155A1 (en) | Process for recovering zinc and lead from flue dusts from electrical steel works and for recycling said purified metals to the furnace, and installation for implementing said process | |
JP3962855B2 (en) | Recovery method of heavy metals from fly ash | |
JP2007270243A (en) | Dry type refining method for copper | |
RU2254389C1 (en) | Method of electrochemical refining of lead from bismuth | |
CN104746105A (en) | Device and method for separating antimony-containing alloy | |
US5948140A (en) | Method and system for extracting and refining gold from ores | |
RU2146720C1 (en) | Method of processing secondary materials | |
JP2005048210A (en) | Method and apparatus for separating and recovering impurity in molten salt | |
JP3951041B2 (en) | Electrochemical recovery of heavy metals from fly ash | |
GB2548378A (en) | Electrochemical reduction of spent nuclear fuel at high temperatures | |
JP3803858B2 (en) | Electrochemical recovery of heavy metals from fly ash | |
CN111286609A (en) | Method for separating and purifying lead, zinc, cadmium and copper based on ammonium complex system | |
US4139428A (en) | Preparation of alkali metals | |
CN109778230B (en) | Method for electrolytic separation of lead and copper from high-lead copper matte | |
RU2743195C1 (en) | Method of extraction of gold and regeneration of cathodes | |
JP7420001B2 (en) | Method for producing metal cadmium | |
JP2019131838A (en) | METHOD FOR REMOVING SiO2 FROM SLURRY CONTAINING SILVER AND SiO2, AND PURIFICATION METHOD OF SILVER | |
US2521217A (en) | Electrolyzing indium oxide in fused caustic electrolyte | |
EP3868907A1 (en) | Preparation process for recycling of cathode spent pot linings | |
US1842028A (en) | Method of recovering lead-tin alloys |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20111107 |