SU159291A1 - - Google Patents

Info

Publication number
SU159291A1
SU159291A1 SU813592A SU813592A SU159291A1 SU 159291 A1 SU159291 A1 SU 159291A1 SU 813592 A SU813592 A SU 813592A SU 813592 A SU813592 A SU 813592A SU 159291 A1 SU159291 A1 SU 159291A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
bismuth
coal
carnallite
solution
chloride
Prior art date
Application number
SU813592A
Other languages
Russian (ru)
Publication of SU159291A1 publication Critical patent/SU159291A1/ru

Links

Description

Известны способы извлечени  металлов из сульфидных полиметаллических промпродуктов с применением хлорирующего обжига.Methods are known for recovering metals from sulphide polymetallic middlings with the use of chlorinating roasting.

Особенность предлагаемого способа в том, что обжиг провод т при температуре 400- 450° С в присутствии карналлита и угл , что дает возможпость селективно отгон ть в газовую фазу хлорид висмута, улавливаемый затем раствором соды.The peculiarity of the proposed method is that the calcination is carried out at a temperature of 400-450 ° C in the presence of carnallite and coal, which makes it possible to selectively distil bismuth chloride into the gas phase, which is then trapped by soda solution.

Висмутсодержащий сульфидный промпродукт смешивают с карналлитом и углем и обжигают в трубчатой печи при температуре 400-450° С.Bismuth-containing sulfide middlings are mixed with carnallite and coal and burned in a tube furnace at a temperature of 400-450 ° C.

В процессе обжига образуютс  хлориды меди, цинка и висмута.During the burning process, copper, zinc and bismuth chlorides are formed.

Хлорид висмута, обладающий высокой упругостью паров, селективно отгон етс  в газовую фазу на 90-92о/о, после чего улавливаетс  40%-ным раствором соды, в котором висмут осаждаетс  в виде углекислой соли.Bismuth chloride, having a high vapor pressure, is selectively distilled into the gas phase at 90-92 o / o, after which it is captured by a 40% soda solution, in which bismuth precipitates as a carbonate salt.

Оптимальный расход карналлита, в присутствии угл  в шнхте в пределах 3-5о/о, составл ет 10-15%, а без добавки угл  - 60-70% от веса исходного продукта. Остаток от хлорирующего обжига, состо щий из хлоридов меди, цинка и свинца, с целью перевода хлоридов меди и цинка в раствор, выщелачивают водой, а полученный кек - раствором поваренной соли, с целью перевода хлорида свинца в раствор.The optimal consumption of carnallite, in the presence of coal in the range of 3–5 o / o, is 10–15%, and without the addition of coal, 60–70% of the weight of the original product. The remainder of the chlorinating roasting, consisting of copper, zinc and lead chlorides, with the purpose of converting copper and zinc chlorides into solution, is leached with water, and the resulting cake with solution of sodium chloride, with the goal of translating lead chloride into solution.

Из растворов металлы выдел ют известнымн методами.Metals are isolated from solutions by known methods.

Предмет изобретени Subject invention

Способ извлечени  висмута из сульфидных промпродуктов путем хлорирующего обжига, отличающийс  тем, что, с целью селективной отгонки висмута, обжиг провод т при температуре 400-450° С в присутствии карналлита и угл , а хлорид висмута улавливают раствором соды.A method of extracting bismuth from sulphide middlings by chlorinating roasting, characterized in that, in order to selectively distill off bismuth, roasting is carried out at a temperature of 400-450 ° C in the presence of carnallite and coal, and bismuth chloride is captured by soda solution.

SU813592A SU159291A1 (en)

Related Child Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU864170859A Addition SU1410188A2 (en) 1986-12-30 1986-12-30 Salient-pole synchronous electric machine

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU159291A1 true SU159291A1 (en)

Family

ID=

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US20170183790A1 (en) Process for pure aluminum production from aluminum-bearing materials
TWI530567B (en) Process for recovering zinc and/or zinc oxide ii
PL74724B1 (en)
KR20210135479A (en) Lithium recovery and purification
CN108359805A (en) A kind of method of Whote-wet method processing tin copper ashes
SU159291A1 (en)
WO2020132751A1 (en) Method for obtaining antimony trioxide (sb2o3), arsenic trioxide (as2o3) and lead (pb)
AU2005297064B2 (en) Extraction process
ES2632725T3 (en) Recovery of metals from metallurgical wastes by chlorination
NO134916B (en)
CN106893865B (en) From the method for relating to extraction mercury in the sour mud of weight
NO120519B (en)
EA024717B1 (en) Process for zinc oxide production from ore
SU897880A1 (en) Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products
US4428912A (en) Regeneration of chloridizing agent from chlorination residue
US1718378A (en) Method of producing zinc
SU517652A1 (en) Method for processing chlorine auger of solid non-ferrous and related metals
US1858944A (en) Hydrometallurgical treatment of ores
NO125777B (en)
AU2018382228B2 (en) Improved zinc oxide process
US656497A (en) Process of treating zinc-bearing complex ores for recovery of zinc or other metals therefrom.
SU198658A1 (en) ПЛТЕ.ЧТМО- .Г1. хйчш: /! • LIBRARY1 ^ A
SU186687A1 (en)
US1816743A (en) Recovery of metals from ores
GEOFFREY MARTIN et al. SECTION XL THE BROMINE INDUSTRY