RU2541244C1 - Bismuth cleaning method - Google Patents
Bismuth cleaning method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2541244C1 RU2541244C1 RU2013141433/02A RU2013141433A RU2541244C1 RU 2541244 C1 RU2541244 C1 RU 2541244C1 RU 2013141433/02 A RU2013141433/02 A RU 2013141433/02A RU 2013141433 A RU2013141433 A RU 2013141433A RU 2541244 C1 RU2541244 C1 RU 2541244C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- bismuth
- melt
- inert gas
- bubbling
- mixture
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии редких элементов, а именно к способам глубокой очистки висмута от примесей хлорированием, в частности от примесей свинца и хлора.The invention relates to the field of metallurgy of rare elements, and in particular to methods for deep purification of bismuth from impurities by chlorination, in particular from impurities of lead and chlorine.
Известен способ очистки висмута хлорированием расплава газообразным хлором, основанный на полном переводе висмута в хлорид. (Нисельсон Л.А., Сажин Н.П., Борисова В.П. и др. Способ рафинирования висмута. Авт. свид. СССР №274918, опуб. 12.11.1971, Бюл. №8).A known method of purification of bismuth by chlorination of the melt with gaseous chlorine, based on the complete conversion of bismuth to chloride. (Niselson L.A., Sazhin N.P., Borisova V.P., et al. Method for refining bismuth. Auth. Certificate. USSR No. 274918, publ. 11/12/1971, Bull. No. 8).
По данному способу черновой висмут повергают хлорированию газообразным хлором с переводом его полностью в трихлорид, затем проводят ректификационную очистку трихлорида в две стадии с последующим восстановлением висмута водородом при температуре 800-900°C и ректификацию полученного металлического висмута в вакууме при 700-900°C.According to this method, rough bismuth is subjected to chlorination with gaseous chlorine with its conversion to trichloride, then distillation of trichloride is carried out in two stages, followed by reduction of bismuth with hydrogen at a temperature of 800-900 ° C and rectification of the obtained bismuth metal in vacuum at 700-900 ° C.
Недостатками этого способа являются: высокая температура процессов, использование для хлорирования сильно токсичного газообразного хлора и взрывоопасной водородной технологии для восстановления висмута до металла, а также сложность процесса очистки, который требует перевода всего висмута в трихлорид и применения сначала двукратной ректификации трихлорида висмута, а затем вакуумной ректификации металлического висмута, полученного восстановлением. При этом процесс характеризуется недоизвлечением висмута на каждой стадии на 10-15%, в том числе и безвозвратными потерями (авт. свид. СССР №274918, опуб. 12.11.1971, Бюл. №8).The disadvantages of this method are: the high temperature of the processes, the use of highly toxic gaseous chlorine for chlorination and explosive hydrogen technology for the recovery of bismuth to metal, as well as the complexity of the cleaning process, which requires the conversion of all bismuth to trichloride and the first use of double rectification of bismuth trichloride, and then vacuum rectification of metallic bismuth obtained by reduction. Moreover, the process is characterized by an under-recovery of bismuth at each stage by 10-15%, including irretrievable losses (ed. Certificate of the USSR No. 274918, publ. 12.11.1971, Bull. No. 8).
Частично недостатки этого способа устраняются при рафинировании чернового висмута хлорированием путем использования более безопасного хлорирующего реагента - четыреххлористого углерода, по авт. свид. СССР №328189, опуб. 02.11.1972, Бюл. №6. По данному способу процесс хлорирования висмута совмещают с дистилляцией и ведут в токе продуктов высокотемпературного пиролиза четыреххлористого углерода при температуре 950-1200°C, а конденсацию висмута осуществляют при 450-500°C.Partially, the disadvantages of this method are eliminated by refining rough bismuth by chlorination using a safer chlorinating reagent - carbon tetrachloride, according to the author. testimonial. USSR No. 328189, publ. 11/02/1972, Bull. No. 6. According to this method, the bismuth chlorination process is combined with distillation and is carried out in a stream of high-temperature pyrolysis products of carbon tetrachloride at a temperature of 950-1200 ° C, and bismuth is condensed at 450-500 ° C.
Недостатком этого способа является высокая температура процесса рафинирования. Кроме того, известный способ пригоден лишь для получения небольших количеств висмута и характеризуется высоким угаром висмута, который составляет 30% (Киргинцев А.Н., Распопин С.И., Селиванов И.М. Способ рафинирования чернового висмута хлорированием. Авт. свид. СССР №328189, опуб. 02.11.1972, Бюл. №6).The disadvantage of this method is the high temperature of the refining process. In addition, the known method is suitable only for producing small amounts of bismuth and is characterized by high bismuth burnout, which is 30% (Kirgintsev A.N., Raspopin S.I., Selivanov I.M. Method for refining rough bismuth by chlorination. Auth. USSR No. 328189, publ. 02.11.1972, Bull. No. 6).
Наиболее близким к предлагаемому по технической сущности и достигаемому результату является способ очистки висмута (Шевцов Ю.В., Новоселов И.И., Бызов Г.П. Способ очистки висмута. Патент RU 2281979, опуб. 20.05.2006, Бюл. №23), по которому процесс проводят в три стадии, а именно: сначала проводят электрорафинирование висмута в растворе соляной кислоты с получением катодной висмутовой губки, затем полученную висмутовую губку расплавляют в атмосфере хлористого водорода при 350-400°C, после чего для удаления остатков хлоридов, в том числе хлоридов примесей, расплав висмута дополнительно подвергают пирометаллургической обработке при температуре 600-700°C и барботированию расплава инертным газом при пониженном давлении в реакторе.The closest to the proposed technical essence and the achieved result is a method of purification of bismuth (Shevtsov Yu.V., Novoselov II, Byzov GP. Method of purification of bismuth. Patent RU 2281979, publ. 05.20.2006, Bull. No. 23 ), in which the process is carried out in three stages, namely: first, bismuth is electrorefined in hydrochloric acid to obtain a cathode bismuth sponge, then the obtained bismuth sponge is melted in an atmosphere of hydrogen chloride at 350-400 ° C, and then to remove residual chlorides, including chloride impurities, p bismuth aslaw is additionally subjected to pyrometallurgical treatment at a temperature of 600-700 ° C and bubbling of the melt with an inert gas under reduced pressure in the reactor.
Основными недостатками этого известного способа являются многостадийность и высокая трудоемкость процесса рафинирования, который включает как гидрометаллургический передел электрорафинирования, так и пирометаллургическую обработку металлического висмута, что не позволяет проводить процесс рафинирования в одном аппарате. Кроме того, применение электрорафинирования на первой стадии процесса усложняет его, так как требует специального оборудования для электрорафинирования (электролизные ванны, источники тока). При этом необходимо выполнение дополнительных трудоемких операций: отливки анодов из исходного висмута, отливки катодных висмутовых матриц для осаждения висмутовой губки. Все это усложняет процесс и его аппаратурное оформление. Многостадийность также приводит к потерям на каждом переделе, что снижает выход рафинируемого металла, например, вследствие образования существенного количества шлаков на стадии сплавления висмутовой губки с соляной кислотой. Также существенным недостатком способа является недостаточно глубокая очистки висмута от остатков хлоридов.The main disadvantages of this known method are the multi-stage and high complexity of the refining process, which includes both the hydrometallurgical redistribution of electrorefining and the pyrometallurgical treatment of metallic bismuth, which does not allow the refining process in one apparatus. In addition, the use of electrorefining at the first stage of the process complicates it, since it requires special equipment for electrorefining (electrolysis baths, current sources). In this case, it is necessary to perform additional labor-intensive operations: casting anodes from the initial bismuth, casting cathode bismuth matrices to deposit a bismuth sponge. All this complicates the process and its hardware design. Multi-stage also leads to losses at each redistribution, which reduces the yield of refined metal, for example, due to the formation of a significant amount of slag at the stage of fusion of the bismuth sponge with hydrochloric acid. Also a significant disadvantage of this method is the insufficiently deep purification of bismuth from chloride residues.
Для ряда применений высокочистого висмута содержание в нем свинца и хлора жестко регламентировано. Например, в производстве сцинтилляционных кристаллов ортогерманата висмута Bi4Ge3O12 (сокращенно BGO) использование висмута с содержанием хлора >5·10-3 мас.% неприемлемо, так как это приводит к увеличению дефектности кристаллов и к преждевременному выходу из строя из-за коррозии дорогостоящих ростовых платиновых тиглей. Содержание свинца в висмуте >1·10-5 мас.% также нежелательно из-за возможного загрязнения висмута долгоживущими радионуклидами 210Pb, распад которых приводит к увеличению собственного радиоактивного фона кристаллов BGO (Федотов В.А., Новоселов И.И., Макаров И.В., Шавинский Б.М. Способ очистки висмута. Патент RU 2436856, опуб. 20.12.2011, Бюл. №35).For a number of applications of high-purity bismuth, the content of lead and chlorine in it is strictly regulated. For example, in the production of scintillation crystals of bismuth orthogermanate Bi 4 Ge 3 O 12 (abbreviated BGO), the use of bismuth with a chlorine content> 5 · 10 -3 wt.% Is unacceptable, since this leads to an increase in the defectiveness of the crystals and to premature failure for the corrosion of expensive growth platinum crucibles. The lead content in bismuth> 1 · 10 -5 wt.% Is also undesirable because of the possible contamination of bismuth with long-lived 210 Pb radionuclides, the decay of which leads to an increase in the intrinsic radioactive background of BGO crystals (Fedotov V.A., Novoselov I.I., Makarov I.V., Shavinsky B.M. Method for the purification of bismuth (Patent RU 2436856, publ. 12/20/2011, Bull. No. 35).
Задачей заявляемого изобретения является упрощение процесса, а также повышение чистоты продукта.The task of the invention is to simplify the process, as well as increasing the purity of the product.
Техническим результатом изобретения является получение высокочистого висмута с пониженным содержанием свинца и хлора, а также упрощение процесса.The technical result of the invention is to obtain high-purity bismuth with a low content of lead and chlorine, as well as simplifying the process.
Технический результат достигается тем, что в заявленном способе очистки висмута, включающем хлорирование расплава висмута и удаление из расплава хлорсодержащих соединений при барботировании расплава инертным газом, хлорирование ведут барботированем расплава висмута смесью четыреххлористого углерода и инертного газа при 550-600°C с последующим барботированием расплава инертным газом, затем расплав висмута дополнительно барботируют смесью этилового спирта и инертного газа. При этом перед барботированием расплава смесью инертного газа и этилового спирта из расплава предварительно удаляют шлаки рафинирования, барботирование ведут при расходе четыреххлористого углерода 2-4 мл на 1 кг рафинируемого висмута, барботирование смесью этилового спирта и инертного газа ведут при расходе этилового спирта 5-8 мл на 1 кг рафинируемого висмута, расход инертного газа составляет 30-35 л/час.The technical result is achieved by the fact that in the claimed method of purifying bismuth, including chlorination of a bismuth melt and removal of chlorine-containing compounds from the melt by bubbling the melt with inert gas, chlorination is carried out by bubbling the bismuth melt with a mixture of carbon tetrachloride and inert gas at 550-600 ° C, followed by bubbling the melt with inert gas, then the bismuth melt is additionally bubbled with a mixture of ethyl alcohol and inert gas. Moreover, before bubbling the melt with a mixture of inert gas and ethyl alcohol, refining slags are preliminarily removed from the melt, bubbling is carried out at a flow rate of carbon tetrachloride of 2-4 ml per 1 kg of refined bismuth, bubbling with a mixture of ethyl alcohol and inert gas is carried out at a flow rate of ethyl alcohol of 5-8 ml per 1 kg of refined bismuth, the inert gas consumption is 30-35 l / h.
Отличительными от прототипа признаками являются:Distinctive features of the prototype are:
- хлорирование ведут барботированем расплава висмута смесью четыреххлористого углерода и инертного газа при 550-600°C;- chlorination is carried out by bubbling a bismuth melt with a mixture of carbon tetrachloride and inert gas at 550-600 ° C;
- для удаления из расплава висмута хлорсодержащих соединений расплав висмута дополнительно барботируют смесью этилового спирта и инертного газа;- to remove chlorine-containing compounds from the bismuth melt, the bismuth melt is additionally bubbled with a mixture of ethyl alcohol and inert gas;
- перед барботированием расплава смесью инертного газа и этилового спирта из расплава предварительно удаляют шлаки рафинирования, барботирование ведут при расходе четыреххлористого углерода 2-4 мл на 1 кг рафинируемого висмута, барботирование смесью этилового спирта и инертного газа ведут при расходе этилового спирта 5-8 мл на 1 кг рафинируемого висмута, расход инертного газа составляет 30-35 л/час.- before bubbling the melt with a mixture of inert gas and ethyl alcohol, refining slags are preliminarily removed from the melt, bubbling is carried out at a flow rate of carbon tetrachloride of 2-4 ml per 1 kg of refined bismuth, bubbling with a mixture of ethyl alcohol and inert gas is carried out at a flow rate of ethyl alcohol of 5-8 ml per 1 kg of refined bismuth, the inert gas consumption is 30-35 l / h.
Благодаря использованию для хлорирования расплава висмута предлагаемым способом более безопасного хлорирующего реагента - четыреххлористого углерода значительно упрощается по сравнению с прототипом процесс рафинирования, так как исключается трудоемкий гидрометаллургический передел электрорафинирования, что позволяет проводить процесс в одном реакторе. Экспериментально установлено, что ведение процесса хлорирования путем барботирования расплава висмута смесью четыреххлористого углерода и инертного газа при оптимальной температуре 550-600°C обеспечивает эффективную очистку висмута от большинства примесей, в том числе от примеси свинца. Повышение температуры процесса выше 600°C не приводит к значительному улучшению очистки и поэтому энергетически нецелесообразно. При температуре процесса ниже 550°C резко снижается эффективность очистки из-за недостатка образования хлорирующих реагентов - продуктов термического разложения четыреххлористого углерода. Ведение процесса хлорирования предлагаемым способом при расходе четыреххлористого углерода, преимущественно 2-4 мл на 1 кг рафинируемого висмута с расходом инертного газа 30-35 л/час, обеспечивает селективное хлорирование и эффективное удаление примесей, в том числе свинца, при минимальном образовании хлорсодержащих соединений, переходящих в шлаки рафинирования. Заявленный интервал расхода четыреххлористого углерода обусловлен следующим. При расходе <2 мл на 1 кг рафинируемого висмута увеличивается время процесса глубокой очистки от примеси свинца и количество шлаков рафинирования. Увеличение расхода >4 мл на 1 кг рафинируемого висмута существенно не улучшает очистку от примесей, но приводит к заметному увеличению шлаков рафинирования. Расход инертного газа (аргона) был определен для осуществления равномерного барботирования и эффективного перемешивания всего объема расплава висмута, что способствует интенсификации процесса очистки. При расходе <30 л/час барботируется не весь объем расплава, а расход инертного газа >35 л/час не приводит к повышению эффективности очистки, и увеличение расхода инертного газа нецелесообразно.Due to the use of a safer chlorinating reagent, carbon tetrachloride, for the chlorination of bismuth melt by the proposed method, the refinement process is significantly simplified compared to the prototype, since laborious hydrometallurgical redistribution of electrorefining is eliminated, which allows the process to be carried out in one reactor. It was experimentally established that the process of chlorination by sparging a bismuth melt with a mixture of carbon tetrachloride and an inert gas at an optimum temperature of 550-600 ° C provides an effective purification of bismuth from most impurities, including lead impurities. Raising the process temperature above 600 ° C does not lead to a significant improvement in purification and therefore is energetically inappropriate. At a process temperature below 550 ° C, the cleaning efficiency sharply decreases due to the lack of formation of chlorinating agents - the products of thermal decomposition of carbon tetrachloride. The process of chlorination of the proposed method at a flow rate of carbon tetrachloride, mainly 2-4 ml per 1 kg of refined bismuth with an inert gas flow rate of 30-35 l / h, provides selective chlorination and effective removal of impurities, including lead, with minimal formation of chlorine-containing compounds, passing into refining slags. The claimed range of consumption of carbon tetrachloride due to the following. At a flow rate of <2 ml per 1 kg of refined bismuth, the time of the process of deep cleaning of lead impurities and the amount of refining slags increase. An increase in flow rate> 4 ml per 1 kg of refined bismuth does not significantly improve the cleaning of impurities, but leads to a noticeable increase in refining slags. The inert gas (argon) flow rate was determined for uniform bubbling and effective mixing of the entire volume of the bismuth melt, which contributes to the intensification of the cleaning process. At a flow rate of <30 l / h, not the entire volume of the melt is bubbled in, and an inert gas flow> 35 l / h does not increase the cleaning efficiency, and an increase in the flow of inert gas is impractical.
Как показали эксперименты, удаление остатков хлорсодержащих соединений из расплава висмута (как в известном способе) барботированием расплава висмута только одним инертным газом позволяет удалять в основном летучие хлориды, в том числе и хлорид висмута. (см. Таблицу 1). Поэтому после хлорирования через расплав висмута продолжают барботировать аргон, а для более глубокого удаления из расплава висмута хлорсодержащих соединений предлагаемым способом дополнительно проводят барботирование расплава смесью этилового спирта и инертного газа. Благодаря использованию в предлагаемом способе этилового спирта, продукты термического разложения которого, например водород, являются восстановителями, происходит восстановление висмута из его хлорида до металлического висмута по реакции:As experiments have shown, the removal of residues of chlorine-containing compounds from a bismuth melt (as in the known method) by bubbling a bismuth melt with only one inert gas makes it possible to remove mainly volatile chlorides, including bismuth chloride. (see Table 1). Therefore, after chlorination through a bismuth melt, argon is still sparged, and for deeper removal of chlorine-containing compounds from the bismuth melt, the proposed method additionally sparges the melt with a mixture of ethyl alcohol and inert gas. Due to the use of ethanol in the proposed method, the thermal decomposition products of which, for example hydrogen, are reducing agents, bismuth is restored from its chloride to bismuth metal by the reaction:
3H2+2BiCl3=2Bi+6HCl.3H 2 + 2BiCl 3 = 2Bi + 6HCl.
При этом с газообразными продуктами реакции восстановления из реактора при барботировании удаляется только хлор, а висмут остается в расплаве. Поэтому шлаки рафинирования практически не образуются.In this case, with the gaseous products of the reduction reaction, only chlorine is removed from the reactor during bubbling, and bismuth remains in the melt. Therefore, refining slags practically do not form.
Оптимальный расход этилового спирта 5-8 мл на 1 кг рафинируемого висмута определен экспериментально. При расходе этилового спирта <5 мл на 1 кг рафинируемого висмута эффективность очистки от хлора снижается, а при расходе >8 мл на 1 кг рафинируемого висмута очистка от хлора существенно не улучшается.The optimal consumption of ethyl alcohol of 5-8 ml per 1 kg of refined bismuth was determined experimentally. When ethyl alcohol consumption <5 ml per 1 kg of refined bismuth, the chlorine removal efficiency is reduced, and when the flow rate is> 8 ml per 1 kg of refined bismuth, chlorine removal is not significantly improved.
Во избежание восстановления примесей, например свинца, из шлаков рафинирования, оставшихся после хлорирования, шлаки по предлагаемому способу предварительно удаляют перед операцией дополнительной обработки расплава смесью этилового спирта и инертного газа.In order to avoid the recovery of impurities, such as lead, from refining slags remaining after chlorination, the slag according to the proposed method is preliminarily removed before the operation of additional processing of the melt with a mixture of ethyl alcohol and inert gas.
Типичный пример.A typical example.
В кварцевый реактор загружают 110 кг исходного товарного висмута чистотой 99,99%, проводят его расплавление и поддерживают температуру в реакторе 580°C. Затем через 350 мл жидкого четыреххлористого углерода (ЧХУ), содержащегося в колбе, подают аргон из баллона с расходом 30 л/час и осуществляют процесс хлорирования висмута при барботировании расплава смесью ЧХУ и аргона. Через 50 часов ЧХУ в колбе вырабатывается (расход ЧХУ составляет 3,18 мл на 1 кг рафинируемого висмута) и процесс хлорирования прекращается, и через расплав висмута продолжают барботировать аргон еще в течение 90 часов, после чего шлаки рафинирования с поверхности расплава механически удаляют скребком. Далее через расплав висмута с расходом аргона 30 л/час в течение 60 часов барботируют смесь этилового спирта и аргона при расходе этилового спирта 6 мл на 1 кг рафинируемого висмута, после чего очищенный от примесей висмут сливают в кварцевые изложницы. Данные атомно-абсорбционного спектрометрического анализа на содержание примесей свинца и хлора в процессе рафинирования висмута предлагаемым способом представлены в Таблице 1.Into a quartz reactor load 110 kg of the original commodity bismuth with a purity of 99.99%, carry out its melting and maintain the temperature in the reactor 580 ° C. Then, through 350 ml of liquid carbon tetrachloride (CFC) contained in the flask, argon is supplied from the cylinder at a rate of 30 l / h and the bismuth is chlorinated while the melt is sparged with a mixture of CFC and argon. After 50 hours, CFCs are produced in the flask (CFC consumption is 3.18 ml per 1 kg of refined bismuth) and the chlorination process is stopped and argon is bubbled through the bismuth melt for another 90 hours, after which the refining slags are mechanically removed from the melt surface with a scraper. Then, a mixture of ethyl alcohol and argon is bubbled through a bismuth melt with an argon flow rate of 30 l / h for 60 hours at an ethanol flow rate of 6 ml per 1 kg of refined bismuth, after which the bismuth purified from impurities is poured into quartz molds. The data of atomic absorption spectrometric analysis for the content of lead and chlorine impurities in the process of bismuth refining by the proposed method are presented in Table 1.
В Таблице 2 приведено типичное содержание металлических примесей в товарном висмуте чистотой 99,99%, прошедшем очистку предлагаемым способом.Table 2 shows a typical content of metallic impurities in marketable bismuth with a purity of 99.99%, which has been purified by the proposed method.
Из Таблицы 1 и Таблицы 2 видно, что очистка висмута от ряда примесей, в том числе примесей свинца и хлора, предлагаемым способом эффективна и позволяет получать высокочистый висмут, требуемый, например, для производства BGO.From Table 1 and Table 2 it is seen that the purification of bismuth from a number of impurities, including impurities of lead and chlorine, by the proposed method is effective and allows to obtain high-purity bismuth, required, for example, for the production of BGO.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013141433/02A RU2541244C1 (en) | 2013-09-09 | 2013-09-09 | Bismuth cleaning method |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013141433/02A RU2541244C1 (en) | 2013-09-09 | 2013-09-09 | Bismuth cleaning method |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2541244C1 true RU2541244C1 (en) | 2015-02-10 |
Family
ID=53287110
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013141433/02A RU2541244C1 (en) | 2013-09-09 | 2013-09-09 | Bismuth cleaning method |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2541244C1 (en) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5234492A (en) * | 1992-04-14 | 1993-08-10 | Asarco Incorporated | Refining of bismuth |
| RU2051991C1 (en) * | 1992-02-25 | 1996-01-10 | Курганский государственный педагогический институт | Electrolytic bismuth refining method |
| RU2281979C2 (en) * | 2004-12-14 | 2006-08-20 | Институт неорганической химии им. А.В. Николаева Сибирского отделения Российской Академии наук | Method of cleaning bismuth |
| CN101886174A (en) * | 2010-06-23 | 2010-11-17 | 郴州雄风稀贵金属材料股份有限公司 | Process for refining high-purity bismuth from bismuth-containing material generated from anode mud recovery |
| RU2436856C1 (en) * | 2010-07-26 | 2011-12-20 | Учреждение Российской академии наук Институт неорганической химии им. А.В. Николаева Сибирского отделения РАН | Procedure for purification of bismuth |
-
2013
- 2013-09-09 RU RU2013141433/02A patent/RU2541244C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2051991C1 (en) * | 1992-02-25 | 1996-01-10 | Курганский государственный педагогический институт | Electrolytic bismuth refining method |
| US5234492A (en) * | 1992-04-14 | 1993-08-10 | Asarco Incorporated | Refining of bismuth |
| RU2281979C2 (en) * | 2004-12-14 | 2006-08-20 | Институт неорганической химии им. А.В. Николаева Сибирского отделения Российской Академии наук | Method of cleaning bismuth |
| CN101886174A (en) * | 2010-06-23 | 2010-11-17 | 郴州雄风稀贵金属材料股份有限公司 | Process for refining high-purity bismuth from bismuth-containing material generated from anode mud recovery |
| RU2436856C1 (en) * | 2010-07-26 | 2011-12-20 | Учреждение Российской академии наук Институт неорганической химии им. А.В. Николаева Сибирского отделения РАН | Procedure for purification of bismuth |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US8092570B2 (en) | Method for producing titanium metal | |
| EP2618087B1 (en) | Distillation equipment for producing sponge titanium | |
| US4837376A (en) | Process for refining silicon and silicon purified thereby | |
| US8157885B2 (en) | Continuous production of metallic titanium and titanium-based alloys | |
| CN1571866A (en) | Method and apparatus for smelting titanium metal | |
| US7615202B2 (en) | Method for producing high purity silicon | |
| US4738759A (en) | Method for producing calcium or calcium alloys and silicon of high purity | |
| JPS63282287A (en) | Production of matrix alloy of iron and neodymium by electrolysis of oxygen-containing salt in molten fluoride medium | |
| FR2649417A1 (en) | PROCESS FOR OBTAINING URANIUM FROM OXIDE AND USING A CHLORIDE PATH | |
| RU2541244C1 (en) | Bismuth cleaning method | |
| JP2012036498A (en) | Method for manufacturing iridium | |
| Shevtsov et al. | Pb distribution in multistep bismuth refining products | |
| RU2401874C2 (en) | Procedure by volkov for production of chemically active metals and device for implementation of this procedure | |
| US3148131A (en) | Process for the purification of silicon | |
| RU2534323C1 (en) | Metallic cobalt obtaining method | |
| RU2370558C1 (en) | Method of production of high purity cobalt for sputtering targets | |
| US20050139483A1 (en) | Method of purifying metal salt, method of deacidifying titanium material and method of producing the same | |
| RU2386711C1 (en) | Method refining silver-gold alloys | |
| JPH0681051A (en) | Production of metal by reduction reaction of metal halide | |
| JP2001261352A (en) | Method and apparatus for purifying quartz powder | |
| RU2385291C1 (en) | Method of production of high purity crystal silicon (versions) | |
| CN109182781A (en) | A kind of method of smelting for molten aluminum | |
| WO2002070759A1 (en) | Method and apparatus for the production of titanium | |
| JP2003096588A (en) | Method of manufacturing high-purity metal magnesium and method of manufacturing high-purity titanium | |
| CN110079833B (en) | Method for refining high-purity metal vanadium from high-carbon coarse impurity vanadium |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180910 |