SU198658A1 - ПЛТЕ.ЧТМО- .Г1. хйчш: /! • LIBRARY1 ^ A - Google Patents

ПЛТЕ.ЧТМО- .Г1. хйчш: /! • LIBRARY1 ^ A

Info

Publication number
SU198658A1
SU198658A1 SU1090583A SU1090583A SU198658A1 SU 198658 A1 SU198658 A1 SU 198658A1 SU 1090583 A SU1090583 A SU 1090583A SU 1090583 A SU1090583 A SU 1090583A SU 198658 A1 SU198658 A1 SU 198658A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
antimony
solution
leaching
matte
чтмо
Prior art date
Application number
SU1090583A
Other languages
Russian (ru)
Original Assignee
А. А. Розловский, Л. И. Гамалий , С. Горова
Publication of SU198658A1 publication Critical patent/SU198658A1/en

Links

Description

Известен способ переработки сурьм ного штейна путем выщелачивани  раствором сернистого натри  и щелочи с последующим выделением сурьмы из раствора гидролизом, цементацией или электролизом.There is a known method of processing antimony matte by leaching with a solution of sodium sulfide and alkali, followed by separation of antimony from solution by hydrolysis, cementation or electrolysis.

Особенность предложенного способа состоит в том, что в раствор дл  выщелачивани  добавл ют элементарную серу. Это повышает извлечение из штейна металлической сурьмы И способствует повышению общего извлечени  сурьмы в раствор. Практически в сурьм ных штейнах значительна  часть сурьмы (60.о/о относительных и более) содержитс  в металлической форме, в виде запутавшихс  корольков . При выщелачивании таких штейнов металлическа  сурьма не извлекаетс , и общее извлечение сурьмы весьма низко. Металлическа  сурьма может быть успешно извлечена из штейна путем добавки к сульфидно-щелочному раствору элементарной серы, окисл ющей металлическую сурьму с переводом ее Б раствор в форме тио- или тиооксисоли. Сера добавл етс  в раствор в количестве 1-8 кг на I кг содержащейс  в штейне металлической сурьмы. Оптимальные услови  выщелачивани  сурьм ного штейна, содержащего значительную часть сурьмы в металлической форме, следующие: температура 100-105°С, отношение Ж:Т(4-6):1, продолжительность выщелачивани  1-3 час.A feature of the proposed method is that elemental sulfur is added to the leaching solution. This enhances the removal of metallic antimony from the matte and contributes to the overall recovery of antimony into the solution. Practically in antimony mattes, a significant part of antimony (60. o / o relative and more) is contained in metallic form, in the form of entangled corules. When leaching such mattes, antimony metal is not extracted, and the total antimony recovery is very low. Metallic antimony can be successfully extracted from the matte by adding elemental sulfur to the sulfide-alkaline solution, which oxidizes metallic antimony with its transfer to the B solution in the form of thio- or thioxy-salt. Sulfur is added to the solution in the amount of 1-8 kg per I kg of metallic antimony in the matte. The optimal leaching conditions for antimony matte containing a significant portion of antimony in metallic form are as follows: temperature 100-105 ° C, ratio Ж: Т (4-6): 1, leaching time 1-3 h.

Раствор, поступающий на выщелачивание, содержит в г/л: Na2S общ. 80-120, NaOHThe leaching solution contains in g / l: Na2S total. 80-120, NaOH

25-35, добавку элементарной серы 20-40. В этих услови х извлечение сурьмы в раствор достигает 90-95%, и наблюдаетс  прирост содержани  NaOH в растворе на 25-50 г/л. Сульфидно-щелочной раствор дл  выщелачивани  штейна в производственных услови х может быть заменен оборотным электролитом гидроэлектрометаллургической схемы сурьм ного производства, а полученный после выщелачивани  раствор может быть направлен на25-35, the addition of elemental sulfur 20-40. Under these conditions, the extraction of antimony in the solution reaches 90-95%, and an increase in the NaOH content in the solution is observed by 25-50 g / l. The sulphide-alkaline solution for leaching matte under production conditions can be replaced by a circulating electrolyte of the anti-production hydroelectric circuit, and the solution obtained after leaching can be directed to

электролиз совместно со свежим электролитом . В этом случае содержащийс  в растворе после выщелачивани  штейна каустик используетс  дл  сокращени  общего расхода реагентов в гидроэлектрометаллургической схеме.electrolysis with fresh electrolyte. In this case, the caustic matte contained in the solution after leaching is used to reduce the total consumption of reagents in the hydroelectrometallurgical circuit.

Предмет изобретени Subject invention

Способ переработки сурьм ного штейна путем вышелачивани  раствором сернистого натри  и щелочи с последуюшим выделением сурьмы из раствора, отличающийс  тем, что, с целью повышени  извлечени  сурьмы из штейна, к раствору дл  выщелачивани  добавл ют элементарную серу.A method of processing antimony matte by leaching with a solution of sodium sulfide and alkali, followed by separation of antimony from a solution, characterized in that elemental sulfur is added to the leaching solution in order to increase the recovery of antimony from matte.

SU1090583A ПЛТЕ.ЧТМО- .Г1. хйчш: /! • LIBRARY1 ^ A SU198658A1 (en)

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU198658A1 true SU198658A1 (en)

Family

ID=

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CA2798302C (en) Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag
CN102851497B (en) Method for treating arsenic-containing material
BG62180B1 (en) Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores
CN101818262A (en) Method for removing chlorine from solution of zinc sulfate
CN103857811A (en) Method for recovering metals from material containing them
CN108359805A (en) A kind of method of Whote-wet method processing tin copper ashes
CN112063850B (en) Method for recovering valuable metals after alkaline leaching and dehalogenation of circuit board smelting smoke dust
SU1241998A3 (en) Method of extracting zinc,copper and cadmium from roasted product
CN103409635B (en) Technology for enrichment of valuable metals in tin anode slurry
CN101648700B (en) Method for separating and recycling sulfur, iron and selenium from selenic acid mud
CN104743526A (en) Refining process of crude selenium
SU198658A1 (en) ПЛТЕ.ЧТМО- .Г1. хйчш: /! • LIBRARY1 ^ A
CN101768668B (en) Method for comprehensive recovery of lead and tin from alkaline refining slag of lead
CN106276821A (en) A kind of separation and recovery selenium and method of tellurium from acid mud
CA1083826A (en) Process for extracting silver from residues containing silver and lead
CN104726718A (en) Method for producing high-purity discandium trioxide from alkali fusion separated anode slime/silver separating residue by use of total wet process
CN106591586A (en) Method for recovering multiple kinds of metal from flue dust in copper smelting
US2331395A (en) Electrolytic recovery of metals
CA1190047A (en) Method of concentrating silver from anode slime
Bratt et al. Production of lead via ammoniacal ammonium sulfate leaching
EA007523B1 (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
JPH09263408A (en) Separation of arsenic from arsenic sulfide-containing smelting intermediate product
JP5513627B2 (en) Method for producing basic lead carbonate
RU2750672C1 (en) Method of synthesis of cadmium oxide
CN105886782A (en) Method for recycling valuable metal in silver residue by using full-wet method