RU2254389C1 - Method of electrochemical refining of lead from bismuth - Google Patents

Method of electrochemical refining of lead from bismuth Download PDF

Info

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
Application number
RU2003132576/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
В.С. Чекушин (RU)
В.С. Чекушин
С.П. Бакшеев (RU)
С.П. Бакшеев
Н.В. Олейникова (RU)
Н.В. Олейникова
Original Assignee
Чекушин Владимир Семенович
Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Красноярская государственная академия цветных металлов и золота"
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 Чекушин Владимир Семенович, Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Красноярская государственная академия цветных металлов и золота" filed Critical Чекушин Владимир Семенович
Priority to RU2003132576/02A priority Critical patent/RU2254389C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2254389C1 publication Critical patent/RU2254389C1/en

Links

Images

Abstract

FIELD: lead metallurgy; cleaning of black and secondary lead from bismuth.
SUBSTANCE: proposed method of electrochemical refining of lead from bismuth at cathode polarization of alloy being cleaned with the use of electrolyte of molten caustic soda; bismuth extracted from metal being refined is accumulated in electrolyte-melt of caustic soda followed by separation into self-contained product.
EFFECT: low cost of process for refining stage and self-contained product production stage.
2 dwg, 2 tbl, 1 ex

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:

Figure 00000002
Figure 00000002

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:

Figure 00000003
Figure 00000003

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:

Figure 00000004
Figure 00000004

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 steel boiler 1, immersed in the shaft of the furnace (not shown). In the boiler 1 there is a refined lead-bismuth cathode alloy 2, on the surface of which there is an electrolyte 3 - molten caustic soda. An anode 4 made of porous flake cast iron is immersed in the alkali melt, molten lead 5 is poured into the working space of the anode 4. In the center of the anode 4 there is an opening for the shaft of the mixer 6, mixing the cathode alloy 2 and electrolyte 3.

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:

Figure 00000005
Figure 00000005

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 boiler 1, which is loaded with lead-bismuth alloy 2, on the surface of which there is an electrolyte - sodium hydroxide melt 3. An anode is immersed in the electrolyte - steel a disk 4, which is suspended on the rods 5 to the frame 6. In the center of the anode there is an opening for the shaft of the mixer 7, with which the cathode lead-bismuth alloy 2 is mixed.

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.

Таблица 1
Результаты опытов по обезвисмучиванию свинца (прототип)
Table 1
The results of experiments on de-deoxidation of lead (prototype)
НаименованиеName Продолжительность электролиза, чDuration of electrolysis, h 00 1,51,5 3,53,5 6,06.0 Напряжение, ВVoltage 00 2,352,35 2,312,31 2,32,3 Удельный расход электроэнергии, кВт-ч/кгSpecific energy consumption, kWh / kg 00 0,740.74 1,061.06 1,441.44 Содержание висмута в катодном сплаве,%The content of bismuth in the cathode alloy,% 0,120.12 0,0350,035 0,010.01 0,0020.002 Содержание висмута в анодном сплаве, % (при анодном выходе по току 100%)The bismuth content in the anode alloy,% (at anode current output of 100%) 0,120.12 1,61,6 2,22.2 2,252.25

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.

Таблица 2
Результаты опытов по обезвисмучиванию свинца (предлагаемый способ)
table 2
The results of experiments on decontamination lead (the proposed method)
НаименованиеName Продолжительность электролиза, чDuration of electrolysis, h 00 1,51,5 3,53,5 6,06.0 Напряжение, ВVoltage 00 2,032.03 2,02.0 2,02.0 Удельный расход электроэнергии, кВт·ч/кгSpecific energy consumption, kW · h / kg 00 0,640.64 0,920.92 1,251.25 Содержание висмута в катодном сплаве, %The content of bismuth in the cathode alloy,% 0,110.11 0,0310,031 0,00850.0085 0,00060,0006 Содержание висмута в самостоятельном концентрате (после выщелачивания в воде),%The content of bismuth in an independent concentrate (after leaching in water),% 95,395.3

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)

Способ электрохимического рафинирования свинца от висмута при катодной поляризации очищаемого сплава с использованием в качестве электролита расплавленного едкого натра, отличающийся тем, что висмут, извлекаемый из рафинируемого металла, накапливают в электролите - расплаве едкого натра - с последующим выделением в самостоятельный продукт.The method of electrochemical refining of lead from bismuth during the cathodic polarization of a purified alloy using molten sodium hydroxide as an electrolyte, characterized in that bismuth extracted from refined metal is accumulated in an electrolyte - sodium hydroxide melt - with subsequent isolation into an independent product.
RU2003132576/02A 2003-11-06 2003-11-06 Method of electrochemical refining of lead from bismuth RU2254389C1 (en)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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