SU897880A1 - Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products - Google Patents

Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products Download PDF

Info

Publication number
SU897880A1
SU897880A1 SU802900497A SU2900497A SU897880A1 SU 897880 A1 SU897880 A1 SU 897880A1 SU 802900497 A SU802900497 A SU 802900497A SU 2900497 A SU2900497 A SU 2900497A SU 897880 A1 SU897880 A1 SU 897880A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
bismuth
solution
extraction
leaching
hell
Prior art date
Application number
SU802900497A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Михаил Азариевич Медков
Рувен Лейзерович Давидович
Владимир Иванович Закоморный
Евгений Георгиевич Ипполитов
Виталий Михайлович Скориков
Original Assignee
Институт химии Дальневосточного научного центра АН СССР
Институт Общей И Неорганической Химии Им.Н.С.Курнакова Ан Ссср
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 Институт химии Дальневосточного научного центра АН СССР, Институт Общей И Неорганической Химии Им.Н.С.Курнакова Ан Ссср filed Critical Институт химии Дальневосточного научного центра АН СССР
Priority to SU802900497A priority Critical patent/SU897880A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU897880A1 publication Critical patent/SU897880A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

I I

Изобретение относитс  к металлургии висмута и может быть использовано дл  извлечени  висмута из сульфидных промпродуктов,;This invention relates to the metallurgy of bismuth and can be used to extract bismuth from sulfide middlings;

Известен способ переработки висмутсодер жащих сульфидных полиметаллических продуктов , включающий хлорирующий обжиг с улавливанием хлорида висмута раствором соды {11.A method of processing bismuth-containing sulfide polymetallic products is known, including chlorinating roasting with trapping bismuth chloride with a soda solution {11.

Наиболее близким к изобретению по технической сущности и достигаемому результату  вл етс  способ переработки висмутсодержащих сульфидных промпродуктов, включающий сульфатизирующий обжиг и выщелачивание огарка 12.The closest to the invention in technical essence and the achieved result is a method of processing bismuth-containing sulfide middling products, including sulfatizing roasting and leaching of calcine 12.

Однако данный способ обладает недостаточно высоким извлечением висмута. Кроме того , выщелачивание огарка осуществл ют в две стадии.However, this method has not sufficiently high extraction of bismuth. In addition, the calcine is leached in two stages.

Целью изобречени   вл етс  повыщение степени извлечени  висмута и упрощение тфоцесса.The purpose of the invention is to increase the degree of extraction of bismuth and simplify the process.

Поставленна  цель достигаетс  тем,, что согласно способу переработки висмутсодержащих сульфидных промпродуктов, включающееThe goal is achieved by the fact that according to the method of processing bismuth-containing sulfide middlings,

му сульфатизирующий обжиг и выщелачивание огарка, обжш ведут .при 520-580°С, а выщелачивание осуществл ют раствором сернистой кислоты.After sulphating roasting and leaching of the cinder, it was dried at 520-580 ° C, and leaching was carried out with a solution of sulfuric acid.

Процесс осуществл ют следующим образом .The process is carried out as follows.

Claims (2)

Сульфидный продукт содержащнй 0,1 0 .25% Bi, помещают в трубчатую печь, куда подают воздух. Температура обжига 520- 5 80 С. преимущественно 560С, длительность процесса 1,5-2 ч. На выходе из печи газы улавливают водой. Полученныйраствор имеет рН 1,5. После окончани  обжига огарок выщелачивают указанным раствором при 8090° С в течение 2 ч. Соотнощение объемов Т:Ж-1:-3. При этом висмут, медь и серебро извлекаютс  в раствор с выходом, близким к 100%. Висмут, медь и серебро могут быть вьзделены из раствора цементацией железом. В этом случае получают цементный осадок, содержащий, %: Bi 5-8; Си 89-92; Ад 0,1-0,2. Содержание железа и мьпиь ка в. 389 цементном осадке не превышает 1% при извле чении их в раствор с выходом 1-3% и 4-6% соответственно. Полученна  таким путем мещго висмутова  цементна  губка может быть переработана по схеме медного производства с попутным извлечением висмута и серебра. Кроме указанного могут быть использованы и другие способы извлечени  этих металлов из раствора. В частности висмут может быть выделен из раствора при разбавлении его водой в виде малорастворимых основных солей, а медь после отделени  высмутового осадка цементацией из фильтрата. Полученна  основна  соль висмута после соответствующей очистки может, быть переведена в металлический висму или более требуемое соединение висмута . Температура обжига  вл етс  предпо тительной, однако понижение или повышение температуры в интервале 520-580 С незначительно сказываетс  на извлечении ценных компонентов в раствор. Понижение температуры обжига ниже 5 20° С приводит к резкому снижению извлечени  висмута. Так, при 500° С извлечение висмута составл ет - 40%. Повышение температуры выше .5 80° С в одинаковой степени приводит к снижению извлечени  и висмута, и меди. Кроме того, повышение температуры обжига приводит к увеличению извле чени  мышь ка. Если процесс осуществл ют в интервале 520-ЗВО С, то мьш1ь к, содержащийс  в промпродуктах преимущественно в виде арсенопнрита, извлекаетс  с выходом, не превьпиагощим .4%. Пример 1. 20 г сульфидного промпродукта , содержащего, %: Bi 0,21; Си 3,3; Fe 45; As 1,24; Р 0.06; S 22; Ад 0,012, помещают в трубчатую печь, в которую подают воздух. Промпродукт вьщерживают в печи при 520°С 2 ч. Образующиес  газы вместе с возду хом пропускают через воду, в результате чего получают раствор сернистой кислоты, имеющий рН 1,5. После окончани  процесса огарок выщелачивают указанным раствором при 80 - в течение 2 ч., соотношение объемов Т:Ж 1:3. Полугюнный растаор разбавл ют до определенного объема и анализируют на содержание металлов атомно-абсорбционным методом. Найдено , что извлечение в раствсф. %: Bt 99,6; Си 94,9; Ад 73; As не обнаружен ; Fe 1,7. П р и м е, р 2. 20 г сульфидного промпродукта того же состава помещают в трубчат то печь и обжигают при 1,5 ч с подачей воздуха. Выщелачивание огарка провод т так же, как в примере 1. Извлечение в раствор составл ет, %: Bi 98,7; Си 99,3; Ад 82,0; As, 4,0; Fe 0,7. Пример 3. 20 г сульфидного промпродукта того же состава подвергают сульфатизирующему обжигу при . Процесс осуществл ют, как указано в примере 1. Из полученного раствора висмут, медь и серебро цементируют железом. Извлечение металлов в раствор составл ет, %: Bi 99,8; Си 98,2; As 2,3; Fe 0,15; Ag 89,3. Полученный цементный осадок содержит,%; Bi 7.0; Ag о,2; Си 91,3; Fe 1,0; As 0,8. Извлечение металлов в цементный осадок составл ет,%: Bi 96,2; Си 94,3; Ад 78,The sulphide product containing 0.1-0.25% Bi is placed in a tube furnace where air is fed. The firing temperature is 520-580 C. Preferably 560C, the process takes 1.5-2 hours. At the exit of the furnace, the gases are trapped in water. The resulting solution has a pH of 1.5. After the calcination is finished, the calcine is leached with this solution at 8090 ° C for 2 hours. The ratio of the volumes of T: W-1: -3. In this case, bismuth, copper and silver are recovered in solution with a yield close to 100%. Bismuth, copper and silver can be separated from the solution by cementation with iron. In this case, receive a cement sediment containing,%: Bi 5-8; Si 89-92; Hell 0.1-0.2. Iron content and content 389 cement sediment does not exceed 1% when removed into solution with a yield of 1-3% and 4-6%, respectively. The messed-up bismuth cement sponge obtained in this way can be processed according to the copper production scheme with associated extraction of bismuth and silver. In addition to this, other methods for extracting these metals from solution can be used. In particular, bismuth can be isolated from the solution when diluted with water in the form of poorly soluble basic salts, and copper after separation of the precipitate by cementation from the filtrate. The resulting basic bismuth salt, after appropriate purification, can be converted to metallic bism or more bismuth compound required. The firing temperature is preferred, however, a decrease or increase in temperature in the range of 520-580 ° C does not significantly affect the extraction of valuable components into the solution. Lowering the firing temperature below 5-20 ° C leads to a sharp decrease in bismuth recovery. Thus, at 500 ° C, the extraction of bismuth is 40%. Increasing the temperature above .5 ° C to 80 ° C equally reduces the recovery of both bismuth and copper. In addition, an increase in the calcination temperature leads to an increase in the recovery of the mouse. If the process is carried out in the range of 520-ZVO C, then the mass contained in the industrial products, mainly in the form of arsenopnrite, is recovered with a yield not exceeding .4%. Example 1. 20 g of sulfide middling containing,%: Bi 0.21; Si 3.3; Fe 45; As 1.24; P 0.06; S 22; Hell 0,012, placed in a tube furnace, which serves air. The intermediate product is kept in an oven at 520 ° C for 2 hours. The resulting gases, along with air, are passed through water, resulting in a solution of sulfurous acid, having a pH of 1.5. After the end of the cinder process, the solution is leached with the above solution at 80 for 2 hours, the volume ratio of T: W is 1: 3. The half-moon solution is diluted to a specific volume and analyzed for metal content by an atomic absorption method. Found that extraction in solution. %: Bt 99.6; Si 94.9; Hell 73; As not detected; Fe 1.7. PRI m e, p 2. 20 g of a sulfide middling of the same composition are placed in a tubular furnace and burned at 1.5 hours with air supply. Leaching of calcine is carried out in the same manner as in Example 1. The recovery in solution is,%: Bi 98.7; C 99.3; Hell 82.0; As, 4.0; Fe 0.7. Example 3. 20 g of sulphide intermediate product of the same composition is subjected to sulphatizing roasting at. The process is carried out as indicated in Example 1. From the resulting solution, bismuth, copper and silver are cemented with iron. Extraction of metals into the solution is,%: Bi 99.8; C 98.2; As 2,3; Fe 0.15; Ag 89.3. The resulting cement sediment contains,%; Bi 7.0; Ag o, 2; C 91.3; Fe 1.0; As 0.8 Extraction of metals in cement sediment is,%: Bi 96.2; Si 94.3; Hell 78, 2. Пример 4. 20 г сульфидного промпродукта того же состава подвергают сульфатизирующего обжигу при 650 С. Процесс, провод т аналогично примеру I. Извлечение в раствор составл ет,%: Bi 19,5; Си 21,0; Ад 54,0; As 18,5; Fe 2,7. Пример 5. 20 г сульфидного промпродукта того же состава подвергают сульфатизирующему обжигу и выщелачивают сгрной кислотой по известному способу. Извлечение в раствор составл ет,%: В1 47,9; Си 86,7; As 78,7; Fe 11,0; Ag 6,7. Из приведенных примеров следует, что наиболее оптимальной температурой о(5жига  вл етс  560°С. Кроме того, из примера 5 видно, что использование серной кислоты дл  выщелачивани  огарка приводит к снижению извлечени  висмута и к повышению извлечени  мьша ка и железа. Использование предложенного способа переработки висмутсодержащих промпрод;/ктов обеспечивает по сравнению с известными повышение степени извлечени  висмута за счет использовани  дл  выщелачивани  рас;творов с сернистой кислоты, снижение степени извлечени  мышь ка за счет снижени  температуры обжига. Кроме того, способ позвол ет перерабатывать висмутсодержащее сырье без затрат серной и сол ной кислот, что особегпю удобно дл  предпри тий, непосредственно не св занных с сернокислотным производством. Данный спосдб более удобен, так как предусматривает извлечение всех ценных компонентов сырь  при выщелачивании в одну стадию. Формула изобретени  Способ переработки висмутсодержащих сульфидных промпродуктов, включающий сульфатизирующий обжиг и выщелачивание огарка, отличающийс  тем, что, с целью повышени  степени извлечени  висмута и упрощени  процесса, обжиг ведут при 520-580 С,2. Example 4. 20 g of a sulfide middling of the same composition is subjected to sulphating calcination at 650 ° C. The process is carried out analogously to example I. The extraction into the solution is%: Bi 19.5; Si 21.0; Hell 54.0; As 18.5; Fe 2.7. Example 5. 20 g of sulphide intermediate product of the same composition is subjected to sulphating roasting and leached with hydrochloric acid by a known method. Removing the solution is,%: B1 47.9; Si 86.7; As 78.7; Fe 11.0; Ag 6.7. From the above examples, it follows that the most optimal temperature is about (5 burns is 560 ° C. In addition, from example 5, it can be seen that the use of sulfuric acid for cinder leaching leads to a decrease in bismuth extraction and to an increase in extraction of iron and iron. Use of the proposed method processing of bismuth-containing industrial products; / ktov provides compared with the known increase in the degree of extraction of bismuth due to the use for leaching of races; solutions with sulfuric acid, reducing the degree of extraction of the arcuate due to lower firing temperature. In addition, the method allows the processing of bismuth-containing raw materials without the costs of sulfuric and hydrochloric acids, which is especially convenient for enterprises that are not directly associated with sulfuric acid production. This method is more convenient as it provides for the extraction of all valuable components of the raw material at single step leaching. Claim method A method of processing bismuth-containing sulfide middlings, including sulfatizing roasting and leaching of calcine, characterized in that, in order to increase recoveries bismuth and simplify the process, firing is conducted at 520-580 C, 5897880458978804 а. выщелачивание осуществл ют раствором сер-1. Авторское сввдетельство СССР № 159291,but. leaching is carried out with a solution of ser-1. Copyright svdedelstvo USSR № 159291, нистой кислоты.кл. с 22 в 30/06. 1963.acid hygrochloride from 22 to 30/06. 1963. Источники информации,2. Авторское свидетельство СССР № 610876,Sources of information, 2. USSR Copyright Certificate № 610876, прин тые во внимание при экспертизекл. С 22 В 30/06, 1976.taken into account during examination. From 22 to 30/06, 1976.
SU802900497A 1980-03-28 1980-03-28 Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products SU897880A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802900497A SU897880A1 (en) 1980-03-28 1980-03-28 Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802900497A SU897880A1 (en) 1980-03-28 1980-03-28 Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU897880A1 true SU897880A1 (en) 1982-01-15

Family

ID=20885572

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU802900497A SU897880A1 (en) 1980-03-28 1980-03-28 Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU897880A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1041441C (en) * 1994-12-15 1998-12-30 沈阳冶炼厂重有色金属研究所 Process for removing Pb and Zn from raw Bi

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1041441C (en) * 1994-12-15 1998-12-30 沈阳冶炼厂重有色金属研究所 Process for removing Pb and Zn from raw Bi

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4071357A (en) Process for recovering zinc from steel-making flue dust
US3988415A (en) Recovery of precious metal values from ores
US3826648A (en) Method of purifying zinc sulphate solutions
JPS63259033A (en) Separation of nickel from copper in autoclave
WO1988003911A1 (en) Process for recovering metal values from jarosite solids
CN113846222B (en) Method for recovering valuable metals in copper anode slime
US2809092A (en) Extraction of rhenium incidental to manufacture of mol ybdenum oxide
SU897880A1 (en) Method of processing bismuth-containing sulfide industrial products
NO140111B (en) PROCEDURE FOR ENRICHMENT OF A CONCENTRATE OF ONE OR MORE SECONDARY PLATINUM METALS
RU2306347C1 (en) Method of processing catalysts containing platinum metals and rhenium on aluminum oxide carriers
KR980700440A (en) METHOD FOR PRODUCING IRON FEEDSTOCK
RU2398903C1 (en) Procedure for processing persistent uranium containing pyrite and valuable metals of materials for extraction of uranium and production of concentrate of valuable metals
CA1098713A (en) Selective sulfation process for partitioning ferrous and non-ferrous values in an ore
SU793373A3 (en) Method of purifying zinc sulfate solutions
NO770378L (en) HYDROMETALLURGIC PROCEDURE FOR SELECTIVE READING.
RU2079561C1 (en) Method of oxidized polymetallic materials processing
US1315761A (en) Process for treating ores and concentrates
RU2120487C1 (en) Method of processing gold-containing crude
US5017346A (en) Process for treating zinc oxide bearing materials
Illis et al. The recovery of osmium from nickel refinery anode slimes
US3494764A (en) Process for recovery of copper
SU517652A1 (en) Method for processing chlorine auger of solid non-ferrous and related metals
EP0059806B1 (en) Anode slime treatment process
US1458016A (en) Method of treating silicious ores
SU1174488A1 (en) Method of processing sulphide polymetal products containing noble and non-ferrous metals