SU259384A1 - METHOD FOR REGENERATION OF DISCONTINUED ANTIBRONT SULPHIDE ALKALINE ELECTROLYTE - Google Patents
METHOD FOR REGENERATION OF DISCONTINUED ANTIBRONT SULPHIDE ALKALINE ELECTROLYTEInfo
- Publication number
- SU259384A1 SU259384A1 SU1022164A SU1022164A SU259384A1 SU 259384 A1 SU259384 A1 SU 259384A1 SU 1022164 A SU1022164 A SU 1022164A SU 1022164 A SU1022164 A SU 1022164A SU 259384 A1 SU259384 A1 SU 259384A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- antimony
- regeneration
- sulphide
- electrolyte
- slag
- Prior art date
Links
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 title description 15
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 title description 4
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 title description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 14
- 238000000034 method Methods 0.000 description 8
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 5
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- 229920001021 Polysulfide Polymers 0.000 description 2
- 239000005077 polysulfide Substances 0.000 description 2
- 150000008117 polysulfides Polymers 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KEAYESYHFKHZAL-UHFFFAOYSA-N sodium Chemical compound [Na] KEAYESYHFKHZAL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L thiosulfate(2-) Chemical compound [O-]S([S-])(=O)=O DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000460 iron oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002262 irrigation Effects 0.000 description 1
- 238000003973 irrigation Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L na2so4 Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- YPMOSINXXHVZIL-UHFFFAOYSA-N sulfanylideneantimony Chemical compound [Sb]=S YPMOSINXXHVZIL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
Description
Изобретение относитс к области .производства сурьмы гидрометаллургическими методами с заключительным выделением сурьмы из растворов электролизом.The invention relates to the field of antimony production by hydrometallurgical methods with the final release of antimony from solutions by electrolysis.
Известные п-роцессы характеризуютс низким выходом по току, повышенным расходом электроэнергии и значительным расходом едкого .натри . Низкий выход по току св зан с протеканием в процессе электролиза -побочных процессов, например восстановлени на катоде тиосульфат- и полисульфид-ионов, образующихс в результате анодного окислени сульфидов.Known p-processes are characterized by low current efficiency, increased power consumption and significant caustic consumption of sodium. The low current efficiency is associated with the progress of electrolytic side processes, such as the reduction of cathode with thiosulfate and polysulfide ions resulting from the anodic oxidation of sulfides.
Дл улучшени технико-экономических показателей процесса необходимо регенерировать электролит, вывод из технологического цикла часть накапливающейс в электролите серы и восстанавлива образовавшиес в процессе электролиза тиосульфат, полисульфиды и сульфат натри .To improve the technical and economic performance of the process, it is necessary to regenerate the electrolyte, withdraw from the process cycle some of the sulfur accumulating in the electrolyte and recover the thiosulfate, polysulfides and sodium sulfate formed during the electrolysis process.
Известны способы регенерации отработанного сурьм ного сульфидно-щелочного электролита , в том числе контактированием его с твердыми восстановител ми.Methods are known for the regeneration of spent antimony sulfide alkaline electrolyte, including contacting it with solid reducing agents.
Описываемый способ регенерации более эффективеи и позвол ет снизить, а в отдельных случа х полностью исключить расход едкого натри , а также повысить извлечение сурьмы.The described regeneration method is more efficient and allows reducing and in some cases completely eliminating the consumption of caustic sodium, as well as increasing the recovery of antimony.
Достигаетс это тем, что восстановление отработанного электролита ведут измельченным шлаком сурьм ного производства при темиерагуре 90-100°С и отнощении Ж: Т в пульпе от 5: 1 до 7:1.This is achieved by the fact that the restoration of the spent electrolyte is carried out with crushed slag of antimony production with teramugure of 90-100 ° C and the ratio of F: T in the pulp from 5: 1 to 7: 1.
Отработанный сурьм ный сульфидно-щелочной электролит проще всего обрабатывать (контактировать) измельченным шлаком вThe spent antimony sulphide-alkaline electrolyte is the easiest way to process (contact) crushed slag in
обогреваемых агитаторах, например в стальном реакторе-агитаторе с паровой рубашкой. Предпочтительно примен ть шлак, образующийс нрн пирометаллургических процессах сурьм ного производства, например щлак отражательных или электрических печей.heated agitators, for example in a steel jacket with a steam jacket agitator. Preferably, slag from the pyrometallurgical processes of antimony production, such as slag from reflective or electric furnaces, is used.
До загрузки в реактор шлак .измельчаетс . Рекомендуетс измельчать щлак до частиц размером 0,10-0,15 мм в поперечнике.Before loading into the reactor, the slag is crushed. It is recommended to grind shlak to particles with a size of 0.10-0.15 mm in diameter.
Продолжительность контактировани электролита со шлаком при осуществлении технологического процесса в агитаторах составл ет около 3 час. Отношение лсидкого к твердому , т. е. количество электролита по отношению к количеству шлака, находитс в пределах от 5 : 1 до 7 : 1, а температуру пульиы поддерживают в интервале 90- 100°С. Оптимальные услови : температура 95-The duration of the electrolyte contact with the slag during the implementation of the technological process in agitators is about 3 hours. The ratio of sour to solid, i.e., the amount of electrolyte relative to the amount of slag, is in the range from 5: 1 to 7: 1, and the temperature of the bed is maintained in the range of 90-100 ° C. Optimum conditions: temperature 95-
В результате. такой обработки содержание компонентов в электролите измен етс следЗющим образом (см. таблицу).As a result. In this treatment, the content of components in the electrolyte is varied in the following way (see table).
После агитации пульпа осветл етс , регенерированный электролит указанного состава отдел етс от осадка фильтрацией и возвращаетс на электролиз вместе с богатыми сурьмой растворами, получаемыми на том же предпри тии При вышелачивании сурьм нистых концентратов или других содержащих сурьму продуктов.After agitation, the pulp is clarified, the regenerated electrolyte of the specified composition is separated from the precipitate by filtration and returned to electrolysis together with antimony-rich solutions obtained at the same enterprise. When leaching antimony concentrates or other antimony-containing products.
В ирОЦессе обработки отработанного электролита щлаком происходит не только очисгка и регенераци электролита, но и растворение части сурьмы и щелочей, содержавшихс в щлаке. Таким образом, обеспечиваетс In the Irrigation Process of processing waste electrolyte with slag, not only the electrolyte is cleaned and regenerated, but part of the antimony and alkali contained in the slag are dissolved. Thus,
попутна переработка отвального шлака сincidental processing of waste slag with
извлечением из него части сурьмы и щелочи.extracting from it parts of antimony and alkali.
Обычно шлаки указаиного происхождени Usually, slags of the indicated origin
содержат (в %): 1,5-3,0 сзфьмы, 15-20 патри , 25-30 закиси железа и 40-45 кремнезема, остальное - разные шлакообразующие .компоненты.contain (in%): 1.5-3.0 szfmy, 15-20 pat, 25-30 ferrous oxide and 40-45 silica, the rest is different slag-forming components.
В результате описанной обработки из шлака извлекаетс в раствор до 85% содержавшейс в нем сурьмы. Переходит в раствор и больша часть растворимой щелочи, содержавшейс в шлаке, что снижает расход свелсей щелочи, а иногда и полностью устран ет его.As a result of the described treatment, up to 85% of the antimony contained in it is removed from the slag. It goes into solution and most of the soluble alkali contained in the slag, which reduces the consumption of alkali overhangs, and sometimes completely eliminates it.
Использование регенерированного электролита взамен отработанного повышает выход по току при электролизе и соответственно снижает удельный расход электроэнергии на тонну вырабатываемой сурьмы.The use of regenerated electrolyte instead of spent increases the current efficiency during electrolysis and accordingly reduces the specific energy consumption per ton of produced antimony.
Предмет изобретени Subject invention
Способ регенерации отработанного сурьм ного сульфидно-щелочного электролита контактированием его с твердыми восстановител ми , отличающийс тем, что, с целью повышени извлечени сурьмы и снилсени расхода едкой щелочи, восстановление отработанного электролита ведут измельченным шлаком сурьм ного производства при температуреThe method of regeneration of the spent antimony sulphide-alkaline electrolyte by contacting it with solid reducing agents, characterized in that, in order to increase the recovery of antimony and reduce the consumption of caustic alkali, the restoration of the spent electrolyte is carried out with crushed slag of antimony production at a temperature of
90-100°С и отношений Ж : Т от 5 : 1 до 7: 1,90-100 ° C and relations W: T from 5: 1 to 7: 1,
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU259384A1 true SU259384A1 (en) |
Family
ID=
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4179495A (en) * | 1977-08-25 | 1979-12-18 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method for removing As, or As and Sb and/or Bi from sulfuric acid |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4179495A (en) * | 1977-08-25 | 1979-12-18 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method for removing As, or As and Sb and/or Bi from sulfuric acid |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP2333895B1 (en) | Method for desulphurization of battery paste | |
FR2717188A1 (en) | Process for recovering valuable metals from spent catalyst | |
WO2016157629A1 (en) | Method for manufacturing nickel and cobalt mixed sulfide and nickel oxide ore hydrometallurgical method | |
CN103667720A (en) | Method for recovering zinc, indium, iron, and lead from high-iron zinc oxide mixture smelted with zinc | |
EP0724306B1 (en) | Process for the hydrometallurgical and electrochemical treatment of the active mass of exhausted lead batteries, to obtain electrolytic lead and elemental sulphur | |
CN106676275B (en) | Extraction vanadium method based on discarded slag and acidic and alkaline wastewater | |
CN109971962B (en) | Treatment process for copper, mercury, selenium, lead and gold and silver in copper smelting lead filter cake | |
SU259384A1 (en) | METHOD FOR REGENERATION OF DISCONTINUED ANTIBRONT SULPHIDE ALKALINE ELECTROLYTE | |
CN102690951A (en) | Method for removing lead and antimony from alkaline-leaching dearsenification solution of lead anode slime | |
JP2012513536A (en) | Method for recovering secondary zinc oxide rich in fluoride and chloride | |
JP6550582B1 (en) | Lead manufacturing method and manufacturing equipment | |
JP4540738B1 (en) | Regeneration method of aqueous rust remover | |
CN115323380A (en) | Recovery method of tin stripping waste liquid | |
KR20170060676A (en) | Method for collecting tin from tin sludge | |
JP4264519B2 (en) | Method for reducing metal impurities | |
RU2146720C1 (en) | Method of processing secondary materials | |
US3647686A (en) | Method of treating industrial waste water without contamination of the environment | |
US2017612A (en) | Improvements in hydrometallurgical recovery of lead from ores and other lead bearing materials | |
JP5936421B2 (en) | Method for recovering tin from arsenic-containing solutions | |
JPS6150127B2 (en) | ||
US1448923A (en) | Electrolytic process | |
JP3762060B2 (en) | Method for recovering antimony from sulfides | |
SU50241A1 (en) | The method of producing cyanines | |
JPH10137768A (en) | Impurity removing method from waste acid | |
CN114875242A (en) | Method for improving copper recovery rate from copper-cadmium slag |