RU2748451C1 - Способ электролитического получения висмута - Google Patents

Способ электролитического получения висмута Download PDF

Info

Publication number
RU2748451C1
RU2748451C1 RU2020139083A RU2020139083A RU2748451C1 RU 2748451 C1 RU2748451 C1 RU 2748451C1 RU 2020139083 A RU2020139083 A RU 2020139083A RU 2020139083 A RU2020139083 A RU 2020139083A RU 2748451 C1 RU2748451 C1 RU 2748451C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
bismuth
lead
cathode
anode
electrolytic
Prior art date
Application number
RU2020139083A
Other languages
English (en)
Inventor
Павел Александрович Архипов
Юлия Ринатовна Халимуллина
Юрий Павлович Зайков
Анна Сергеевна Холкина
Сергей Александрович Краюхин
Алексей Анатольевич Королев
Константин Леонидович Тимофеев
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук
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 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук
Priority to RU2020139083A priority Critical patent/RU2748451C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2748451C1 publication Critical patent/RU2748451C1/ru

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/22Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of metals not provided for in groups C25C1/02 - C25C1/20
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C3/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts
    • C25C3/34Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts of metals not provided for in groups C25C3/02 - C25C3/32
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C5/00Electrolytic production, recovery or refining of metal powders or porous metal masses
    • C25C5/04Electrolytic production, recovery or refining of metal powders or porous metal masses from melts
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C7/00Constructional parts, or assemblies thereof, of cells; Servicing or operating of cells
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к получению висмута электролитическим способом. Способ включает электролитическое разделение металлов в расплаве галогенидов солей с использованием жидкометаллических катода и анода из висмутистого свинца. В качестве жидкометаллического катода используют металлический свинец. Электролитическое разделение ведут с применением пористой керамической диафрагмы, обеспечивающей одинаковое межполюсное расстояние между электродами, равное 1,0 см, пропитанной расплавом галогенидов, в качестве которого используют эквимолярную смесь хлоридов калия и свинца. Пористая диафрагма препятствует смешиванию анодного и катодного металлов. Процесс ведут при катодной плотности тока, равной анодной плотности тока в интервале от 0,5 до 1,5 А/см2, и температуре 480-530°С. Способ позволяет снизить удельный расход электроэнергии с сохранением скорости процесса получения висмута и устойчивой работой электролизера в технологическом режиме. 1 табл.

Description

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к получению висмута электролитическим способом.
Известен способ электролитического выделения висмута из висмутистого свинца в расплавленных электролитах (А.О. Теут, В.В. Клименко Технология получения товарного висмута из промпродуктов свинцового производства. Цветная металлургия, 2012, № 5, с. 31-36) [1]. Сущность известного способа основано на том, что висмут является более электроположительным металлом, чем свинец, медь и серебро. Благодаря более электроположительному потенциалу висмута, он остается на аноде, в то время как на катоде при напряжении на электролизной ванне 6—12 В и плотности тока 0,5 А/см2 в первую очередь выделяется свинец.
В процессе очистки висмута периодически загружают исходный висмутистый свинец на анод и удаляют из электролизера через сливное отверстие накопившийся в катодной емкости черновой свинец до достижения концентрации висмута на аноде до 30—35%. На втором этапе электролиза при пониженных напряжении и силе тока продолжают очищать висмут. Электролит содержит хлорид свинца, хлорид цинка и хлорид щелочного металла. Данный способ характеризуется низкой производительностью процесса из-за малой плотности тока, а также требует применения дорогостоящего реагента ZnCl2 и дополнительных энергозатрат в связи с необходимостью предварительной подготовки электролита. Кроме того, уменьшение высокое значение напряжения на электродах значительно удорожает процесс получения висмута.
Известен способ электролитического получения висмута из сплава, содержащего свинец, олово и висмут (RU 2471893, опубл. 10.01.2013г.) [2]. Электролитическое получение свинца осуществляют в расплаве галогенидов солей с использованием жидкометаллических катода и анода. В анод загружается сплав, содержащий 3-10% висмута, 3-6% олова, остальное - свинец. В катодную ванну загружается электролит, содержащий: 80-70% хлорида цинка, 15-8% калия хлористого, 15-10% натрия хлористого, остальной - хлористый свинец. При этом процесс электролиза ведут при катодной плотности тока от 0,2 до 0,8 А/см2 и температуре 360 - 450 ºС. При включении постоянного электрического тока олово и свинец из анодного сплава переходят в солевой расплав. Катионы олова и свинца разряжаются на стенке катодной ванны в виде металлов. Операции загрузки сплава, содержащего свинец, олово, висмут в анод повторяют до получения сплава с содержанием 65-79% висмута. Далее загрузку сырья прекращают и ведут электролиз до получения анодного сплава с содержанием 99% висмута, 0,12% олова, 0,15% свинца. Полученный на катоде свинец содержал олово - 5,4%; свинец - 94,5%; висмут - 0,04%. Применение в известном способе 80-70% хлорида цинка осложняет процесс из-за гиргоскопичности этого соединения. Авторам пришлось вмешивать хлористый аммоний в электролит для предотвращения образования шламов губки цинка и гидролиза хлористого цинка от окисления с поверхности. Кроме того, подачу хлористого аммония в электролит осуществляют с помощью воздуха под избыточным давлением. Это усложняет процесс производства висмута и приводит к дополнительным затратам на расходуемые реагенты.
Задача предлагаемого изобретения заключается в электролитическом получении висмута, без применения дорогостоящих реагентов, снижение удельного расхода электроэнергии и обеспечении надежности работы электролизера.
Для достижения поставленной задачи проводят электролитическое получение висмута в расплаве галогенидов солей с использованием жидкометаллических катода и анода. При этом процесс электролиза ведут с применением пористой керамической диафрагмы, пропитанной расплавом галогенидов солей, состоящим из эквимолярной смеси хлоридов калия и свинца. Процесс ведут при одинаковой катодной и анодной плотности тока от 0,5 до 1,5 А/см2, и температуре 450-530 ºС.
Сущность способа заключается в следующем. Расплавленный висмутистый свинец помещают в анодную часть электролизера, металлический свинец – в катодную часть, отделённую от анодной части пористой диафрагмой, пропитанной электролитом. Диафрагма, изготовленная плазменным напылением порошка корундовой керамики, имеет механическую прочность, исключающую смешивание висмутистого свинца и катодного свинца. Диафрагма имеет заданную, не превышающую 30% объемную пористость, проницаемую для расплавленного солевого электролита, но непроницаемую для выделившегося катодного свинца. При включении постоянного электрического тока поверхность висмутистого свинца на одной стороне диафрагмы приобретает положительный заряд, поверхность катодного свинца с другой стороны диафрагмы, отрицательный заряд. Под воздействием электрического тока на аноде происходит растворение свинца до катионов Pb2+, которые переходят в солевой расплав, находящийся в порах диафрагмы и осаждаются на отрицательно заряженной поверхности катодного свинца. Выделившийся жидкий свинец заполняет катодное пространство. Уровни анодного и катодного металлов выравниваются, а так как выделение свинца происходит на поверхности катодного металла контактирующего с электролитом диафрагмы, то площади рабочих поверхностей анода и катода равны. Межэлектродное расстояние равно толщине диафрагмы (не более 1 см). Таким образом, в отличие от способов [1], снижение расхода электроэнергии достигается за счет компактного расположения жидкометаллических электродов по обе стороны диафрагмы с сохранением высокой скорости процесса. Использование диафрагмы, изготовленной плазменным напылением порошка корундовой керамики, устраняет неравномерность массообмена в процессе рафинирования. Это позволяет применять более широкий интервал плотности тока по сравнению со способом (до 1,5 А/см2) [2]. Исходя из этого, заявляемый интервал величин анодной и катодной плотности тока выбран в зависимости от концентрации электроположительного компонента сплава. Чем меньше концентрации металлов-примесей, тем выше будет значение плотности тока. Соответственно, при увеличении концентрации металлов-примесей необходимо уменьшить плотность тока. Рекомендуемый интервал плотности тока обусловлен с одной стороны скоростью процесса, с другой – концентрацией висмута в анодном сплаве. Ниже iа = iк = 0,5 А/см2 будет низкая производительность процесса, выше iа = iк = 1,5 А/см2 – можно превысить величину предельного диффузионного тока, в результате чего висмут будет переходить в катодный свинец. Температурный интервал процесса электролитического получения висмута от 480 до 530 ºС, превышает температуру плавления электролита не более чем на 100 ºС, что позволяет минимизировать испарение расплава.
Новый технический результат, достигаемый заявленным решением, заключается в снижение удельного расхода электроэнергии с сохранением скорости процесса получения висмута и устойчивой работой электролизера в технологическом режиме.
Способ апробирован в лабораторном электролизере и иллюстрируется примером практического применения. Электролитическое получение висмута осуществляли в электролизере, имеющем алундовый контейнер. Во внутреннее пространство алундового контейнера помещена ёмкость, изготовленная плазменным напылением порошка корундовой керамики, разделяющая пространство на анодную и катодную части. Анодный и катодный металлы имели контакт с электролитом, расположенным в порах керамической ёмкости. Подвод тока к электродам осуществляется графитовыми стержнями. Загрузка, выгрузка металла и отбор проб для химического анализа осуществляется с таким расчетом, чтобы уровни анодного и катодного металлы были равны.
Реализация заявляемого способа в электролизере предполагает последовательное выполнение следующих действий:
- начальная загрузка висмутистого свинца и катодного металла;
- установка ёмкости из пористой керамики;
- наплавление электролита;
- установка уровней анодного и катодного металлов;
- загрузка висмутистого свинца;
- выгрузка катодного металла;
- отбор проб.
Опытные испытания способа проводили с токовой нагрузкой до 8 А в течение 107 часов в расплаве из хлоридов калия и свинца при непрерывном контроле режимов процесса рафинирования.
Технологические параметры осуществления способа:
- плотность тока…………………………………… от 0,5 до 1,5 А/см2;
- напряжение на электродах……………от 0,5 до 1,9 В;
- токовая нагрузка ……………………………от 3 до 8 А;
- температура процесса ……………………от 480 до 530 °С.
Состав висмутистого свинца, мас. %: свинец от 92,0до 94,0; висмут от 6,0 до 8,0; сурьма от 0,01 до 0,02. Результаты процесса электрорафинирования, включая химический состав исходных материалов и продуктов электрорафинирования приведены в таблице.
Как видно из данных таблицы, полученный висмут содержал 99,5 мас.% висмута, на катоде свинец содержал в мас.%: 0,005 Ag; <0,037 Bi; <0,0002As; 0,0001 Sn; 0,0005 Sb, что соответствует требованиям марки 3С3 по ГОСТ 3778-98. Удельный расход электроэнергии по свинцу составил 0,615 кВт⋅ч/кг свинца, а расчетное значение по способу [1] – 3,71 кВт⋅ч/кг свинца, таким образом, достигнуто уменьшение удельного расхода электроэнергии в несколько раз.

Claims (1)

  1. Способ электролитического получения висмута, включающий электролитическое разделение металлов в расплаве галогенидов солей с использованием жидкометаллических катода и анода из висмутистого свинца, отличающийся тем, что в качестве жидкометаллического катода используют металлический свинец, при этом электролитическое разделение ведут с применением пористой керамической диафрагмы, обеспечивающей одинаковое межполюсное расстояние между электродами, равное 1,0 см, пропитанной расплавом галогенидов, в качестве которого используют эквимолярную смесь хлоридов калия и свинца, причем пористая диафрагма препятствует смешиванию анодного и катодного металлов, при этом процесс ведут при катодной плотности тока, равной анодной плотности тока в интервале от 0,5 до 1,5 А/см2, и температуре 480-530°С.
RU2020139083A 2020-11-30 2020-11-30 Способ электролитического получения висмута RU2748451C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2020139083A RU2748451C1 (ru) 2020-11-30 2020-11-30 Способ электролитического получения висмута

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2020139083A RU2748451C1 (ru) 2020-11-30 2020-11-30 Способ электролитического получения висмута

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2748451C1 true RU2748451C1 (ru) 2021-05-25

Family

ID=76034075

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2020139083A RU2748451C1 (ru) 2020-11-30 2020-11-30 Способ электролитического получения висмута

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2748451C1 (ru)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU651602A1 (ru) * 1977-09-26 1980-01-05 Институт общей и неорганической химии АН Украинской ССР Способ получени порошка висмута электролизом
SU872604A1 (ru) * 1980-02-25 1981-10-15 Институт общей и неорганической химии АН УССР Электролизна ванна дл рафинировани т желых металлов в расплавленных средах
US4853094A (en) * 1987-04-01 1989-08-01 Shell Internationale Research Maatschappij B.V. Process for the electrolytic production of metals from a fused salt melt with a liquid cathode
RU2049158C1 (ru) * 1992-08-14 1995-11-27 Институт химии Дальневосточного отделения РАН Способ отделения висмута от свинца
CN108149020B (zh) * 2018-01-12 2019-06-07 四川大学 利用锌阳极泥废渣制备铋的工艺

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU651602A1 (ru) * 1977-09-26 1980-01-05 Институт общей и неорганической химии АН Украинской ССР Способ получени порошка висмута электролизом
SU872604A1 (ru) * 1980-02-25 1981-10-15 Институт общей и неорганической химии АН УССР Электролизна ванна дл рафинировани т желых металлов в расплавленных средах
US4853094A (en) * 1987-04-01 1989-08-01 Shell Internationale Research Maatschappij B.V. Process for the electrolytic production of metals from a fused salt melt with a liquid cathode
RU2049158C1 (ru) * 1992-08-14 1995-11-27 Институт химии Дальневосточного отделения РАН Способ отделения висмута от свинца
CN108149020B (zh) * 2018-01-12 2019-06-07 四川大学 利用锌阳极泥废渣制备铋的工艺

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US5024737A (en) Process for producing a reactive metal-magnesium alloy
EP0114085B1 (en) Molten salt electrowinning method, anode and manufacture thereof
JP2001508130A (ja) 金属抽出法及び装置、並びにそれに関連するセンサー装置
CN1070243C (zh) 镁及其合金的电解生产法
US2919234A (en) Electrolytic production of aluminum
Omel’chuk Electrorefining of heavy nonferrous metals in molten electrolytes
RU2748451C1 (ru) Способ электролитического получения висмута
US4885073A (en) Activated carbon anode including lithium
RU2274680C2 (ru) Способ получения металлов электролизом расплавленных солей
RU2423557C2 (ru) Способ получения высоко- и нанодисперсного порошка металлов или сплавов
RO132597A2 (ro) Procedeu de recuperare a metalelor preţioase din deşeuri electrice şi electronice prin dizolvare anodică în lichide ionice
US3616438A (en) Production of aluminum and aluminum alloys from aluminum chloride
RU2576409C1 (ru) Способ тонкослойного электролитического получения свинца
Schwarz et al. Electrorefining of aluminium scrap from chloride melts
RU2487199C2 (ru) Способ электролитического получения свинца
US2507096A (en) Process for the electrolytic refining or lead or lead alloys containing bismuth
US2810682A (en) Process for electrolytically producing silver powder
US12003002B2 (en) Power generation apparatus and power generation method
RU2522920C1 (ru) Электролизер для тонкослойного электролитического рафинирования металлического свинца
RU2299278C2 (ru) Способ нанесения смачиваемого покрытия подины алюминиевого электролизера
US4483752A (en) Valve metal electrodeposition onto graphite
RU2678627C1 (ru) Способ переработки отработанных катализаторов, содержащих благородные металлы и рений
US2665244A (en) Refining aluminum electrolytically
RU2716726C1 (ru) Способ нанесения защитного покрытия на катоды электролизера для получения алюминия
Smirnov et al. Electrochemical reduction of As (III) in acid media