[go: up one dir, main page]

RU2041275C1 - Cupel litharge reprocessing method - Google Patents

Cupel litharge reprocessing method Download PDF

Info

Publication number
RU2041275C1
RU2041275C1 SU5021390A RU2041275C1 RU 2041275 C1 RU2041275 C1 RU 2041275C1 SU 5021390 A SU5021390 A SU 5021390A RU 2041275 C1 RU2041275 C1 RU 2041275C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
lead
solution
lead sulfate
litharge
sulfate
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Е.Я. Беньяш
И.И. Толстунова
В.А. Рыбакова
В.В. Резниченко
О.А. Иваницкий
Original Assignee
Восточный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов
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 Восточный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов filed Critical Восточный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов
Priority to SU5021390 priority Critical patent/RU2041275C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2041275C1 publication Critical patent/RU2041275C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: method involves grinding and treating cupel litharge by nitric acid; separating obtained lead nitrate solution from solids; precipitating lead sulfate from solution; depulping lead sulfate in water and continuously pouring with sodium hydroxide solution at pH value of 10.0-10.6; separating obtained tribasic lead sulfate from mother solution, washing and drying. Ready product may be used as polyvinylchloride plasticizer stabilizer in plastic material production. EFFECT: increased efficiency and enhanced reliability in operation. 2 tbl

Description

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано в свинцовом производстве. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in lead production.

В процессе выплавки металлического свинца в нем аккумулируются благородные металлы, которые при рафинировании извлекаются в серебристую пену. При дистилляции серебристой пены цинк отгоняется, а остаток, содержащий свинец и благородные металлы, подвергают купеляции, в результате которой свинец превращается в глет, а благородные металлы, остающиеся в купели, отливают в чушки и направляют на аффинаж. In the process of smelting metallic lead, noble metals are accumulated in it, which, when refined, are extracted into silver foam. During the distillation of silver foam, zinc is distilled off, and the residue containing lead and noble metals is subjected to cupellation, as a result of which the lead turns into litharge, and the noble metals remaining in the font are cast into ingots and sent for refining.

В практике свинцовых заводов купеляционных глет возвращают в шахтную или сократительную плавку. In the practice of lead factories, kupelitelny form is returned to mine or contractile melting.

Переработка купеляционного глета таким способом связана со значительными потерями свинца и благородных металлов и требует практически таких же затрат, как и выплавка свинца из исходного сырья. The processing of coulite grape in this way is associated with significant losses of lead and precious metals and requires almost the same costs as the smelting of lead from the feedstock.

Значительное количество марочного свинца используется для производства стабилизаторов поливинилхлоридных пластификатов, в том числе и трехосновного сульфата свинца (ТОСС), который получают из глета, в свою очередь, полученного сжиганием марочного металла. Имея это в виду, изобретением предлагается из купеляционного глета прямыми гидрометаллургическими методами (минуя стадию получения металлического свинца и превращения его в глет) получать трехосновный сульфат свинца для удовлетворения потребностей промышленности поливинилхлоридных пластикатов. A significant amount of branded lead is used for the production of stabilizers for polyvinylchloride plasticizers, including tribasic lead sulfate (TOCS), which is obtained from scrap, in turn, obtained by burning branded metal. With this in mind, the invention proposes to obtain tribasic lead sulphate from the cupellation bed by direct hydrometallurgical methods (bypassing the stage of producing metallic lead and converting it into litharge) to meet the needs of the polyvinyl chloride plasticates industry.

Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.

Измельченный купеляционный глет (в мельнице или выпуском расплавленного глета из купели в воду) выщелачивают азотной кислотой при рН 1,5-2,0 при 60оС (при меньшем значении рН наблюдается выделение оксидов азота, при большем снижается извлечение свинца в раствор, повышенная температура способствует ускорению выщелачивания и повышает скорость фильтрации пульпы). Затем в пульпу перед фильтрацией добавляет свинцовый порошок для цементации серебра и меди, перешедших в раствор, после чего раствор нитрата свинца отделяют от кека, в котором остаются благородные металлы, сконцентрированные в 5-10 раз. Кек используют для извлечения драгметаллов. Из раствора нитрата свинца сульфатом натря осаждают сульфат свинца при рН не более 1 (при более высоких значениях рН возможно загрязнение сульфата свинца примесями цветных металлов и железа, которые в небольших количествах переходят в раствор при выщелачивании глета), маточник после отделения сульфата свинца упаривают и кристаллизуют селитру, которую используют при окислительном рафинировании свинца. Водную пульпу сульфата свинца в непрерывном режиме при рН 10,0-10,6 (предпочтительно 10,2-10,4) сливают с раствором едкого натра и получают трехосновный сульфат свинца (ТОСС), при рН менее 10,0 в продукте появляется одноосновный сульфат свинца и соответственно снижается содержание свинца в продукте менее 82% что не соответствует требованиям производства ПВХ-пластикатов. При рН более 10,6 продукт приобретает желтый оттенок из-за присутствия в нем четырехосновного сульфата свинца и, возможно, оксида свинца, содержание свинца при этом в продукте становится более 83,64% (100%-ный ТОСС содержит 83,64% свинца). Непрерывный режим сливания реагентов при регулируемом значении рН обеспечивает однородную структуру и высокое постоянство состава продукта. Полученный трехосновный сульфат свинца при необходимости гидрофобизируют стеариновой кислотой, промывают и сушат.Milled kupelyatsionny litharge (in a mill or the release of molten litharge font in water) is leached with nitric acid at pH 1.5-2.0 at 60 ° C (at a lower pH there is evolution of nitrogen oxides is reduced with high recovery of lead in the solution, increased temperature helps to accelerate leaching and increases the rate of filtration of the pulp). Then, a lead powder is added to the pulp before filtration for cementing silver and copper that have passed into the solution, after which the lead nitrate solution is separated from the cake, in which noble metals concentrated by 5-10 times remain. Kek is used to extract precious metals. Lead sulfate is precipitated from sodium nitrate solution with sodium sulfate at a pH of not more than 1 (at higher pH values contamination of lead sulfate with impurities of non-ferrous metals and iron, which in small amounts pass into the solution by leaching of lead, may occur), the mother liquor is evaporated and crystallized after separation of lead sulfate nitrate, which is used in the oxidative refining of lead. Lead sulfate aqueous pulp is continuously discharged at pH 10.0-10.6 (preferably 10.2-10.4) with sodium hydroxide solution and tribasic lead sulfate (TOCS) is obtained; monobasic appears in the product at pH less than 10.0 lead sulfate and, accordingly, the lead content in the product is reduced to less than 82%, which does not meet the requirements for the production of PVC compounds. At a pH of more than 10.6, the product becomes yellow due to the presence of tetrabasic lead sulfate and possibly lead oxide in it, and the lead content in this product becomes more than 83.64% (100% TOCS contains 83.64% lead ) The continuous mode of reagent draining at an adjustable pH value provides a homogeneous structure and high constancy of the composition of the product. The resulting tribasic lead sulfate, if necessary, is hydrophobized with stearic acid, washed and dried.

П р и м е р 1. Купеляционный глет состава, мас. свинец 81,7; медь 2,9; цинк 0,3; железо 1,1; висмут 0,32; сурьма 0,81; мышьяк 0,31; теллур 0,43; золото 7,5 г/т; серебро 13,8 кг/т выщелачивали растворами азотной кислоты при разной кислотности и температуре 60оС. Результаты приведены в табл.1.PRI me R 1. Cupellation litharge composition, wt. lead 81.7; copper 2.9; zinc 0.3; iron 1.1; bismuth 0.32; antimony 0.81; arsenic 0.31; tellurium 0.43; gold 7.5 g / t; silver 13.8 kg / m leached with nitric acid solutions at different pH and temperature of 60 ° C. Results are given in Table 1.

П р и м е р 2. Из раствора после выщелачивания купеляционного глета состава, приведенного в примере 1, осаждали при рН не более 1 добавлением сульфата натрия сульфат свинца, промывали его водой. Из полученного сульфата свинца готовили водную суспензию при отношении жидкого к твердому Ж:T=3:1. Затем с заданным расходом сливали суспензию сульфата свинца и с помощью блока автоматического титрования непрерывно дозировали раствор едкого натра (100 г/дм3) с поддержанием определенных значениях рН, визуально при этом определяли цвет пульпы. Пробы получаемого ТОСС анализировали на содержание свинца. Результаты приведены в табл.2.PRI me R 2. From the solution after leaching of the coulter glute of the composition shown in example 1, precipitated at pH not more than 1 by adding sodium sulfate, lead sulfate, washed with water. An aqueous suspension was prepared from the obtained lead sulfate with a liquid to solid ratio of W: T = 3: 1. Then, a suspension of lead sulfate was poured out at a given flow rate and a solution of caustic soda (100 g / dm 3 ) was continuously dosed using an automatic titration unit to maintain certain pH values, and the pulp color was visually determined. Samples of the obtained TOCS were analyzed for lead content. The results are shown in table.2.

П р и м е р 3. В пульпу после помола в шаровой мельнице 1 кг купеляционного глета состава, приведенного в примере 1, добавляли 0,7 дм3 азотной кислоты (пл. 1,345 г/см3) до конечного значения рН 1,5-2,0, нагревая при этом пульпу до 60оС. После чего в пульпу засыпали 126 г свинцового порошка, перемешивали в течение 0,5 ч и затем фильтровали. Остаток промывали водой 3,5 дм3. Промводу, содержащую 14,3 г/дм3 свинца, использовали для репульпации свежей порции глета. Выход остатка составил 190 г, содержание свинца в нем 21,5% (5,0% от поступившего в процесс с глетом), серебра 72,6 кг/т, золота 39 г/т. Фильтрат (4,09 дм3), содержащий 220,0 г/дм3 свинца, подкисляли азотной кислотой до рН 1, нагревали до 50оС, добавляли 6,40 дм3 раствора сульфата натрия концентрацией 100 г/дм3. Полученный осадок сульфата свинца промывали водой. Выход осадка 1,32 кг сухого. Сульфат свинца репульпировали в 3,7 дм3 воды, суспензию нагревали до 70оС и в непрерывном режиме сливали с раствором едкого натра концентрацией 100 г/дм3. Соотношение подачи пульпы и раствора регулировали так, чтобы поддерживалось значение рН 10,2-10,4. Осадок трехосновного сульфата свинца промывали, сушили. Выход его составил 1078 г с содержанием свинца 82,5% ТОСС соответствовал требованиям промышленности ПВХ-пластикатов. В раствор после отделения ТОСС добавляли недостающее количество сульфата натрия и использовали его для осаждения новой порции сульфата свинца. Раствор, полученный после осаждения сульфата свинца, упаривали и кристаллизовали из него натриевую селитру. Выход селитры составил 776 г. Натриевая селитра соответствовала требованиям, предъявляемым к ней при окислительном рафинировании свинца.PRI me R 3. In the pulp after grinding in a ball mill 1 kg of coulite glet of the composition shown in example 1, was added 0.7 DM 3 nitric acid (pl. 1,345 g / cm 3 ) to a final pH of 1.5 -2.0 while warming pulp to 60 ° C. After that the pulp was filled into 126 g of lead powder, stirred for 0.5 hours and then filtered. The residue was washed with water 3.5 dm 3 . A promvod containing 14.3 g / dm 3 of lead was used to repulse a fresh portion of gleta. The yield of the residue was 190 g, the lead content in it was 21.5% (5.0% of the amount received in the process with litharge), silver 72.6 kg / t, gold 39 g / t. The filtrate (4.09 dm 3) containing 220.0 g / dm3 lead, acidified with nitric acid to pH 1, was heated to 50 ° C, was added 6.40 dm3 of sodium sulfate solution having a concentration of 100 g / dm3. The resulting lead sulfate precipitate was washed with water. The yield of sediment 1.32 kg of dry. Lead sulfate repulped in 3.7 dm 3 of water, the suspension was heated to 70 ° C and poured in a continuous mode with a solution of sodium hydroxide concentration of 100 g / dm3. The ratio of the pulp to the solution was adjusted so that a pH of 10.2-10.4 was maintained. The precipitate of tribasic lead sulfate was washed, dried. Its yield was 1078 g with a lead content of 82.5% TOCC that met the requirements of the industry of PVC compounds. To the solution after separation of TOCC, the missing amount of sodium sulfate was added and used to precipitate a new portion of lead sulfate. The solution obtained after the precipitation of lead sulfate was evaporated and sodium nitrate was crystallized from it. The output of nitrate was 776 g. Sodium nitrate met the requirements for it during oxidative refining of lead.

Claims (1)

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КУПЕЛЛЯЦИОННОГО ГЛЕТА, заключающийся в том, что измельченный глет обрабатывают азотной кислотой при конечном значении pН 1,5 - 2,0, в полученную пульпу добавляют свинцовый порошок, фильтруют и из раствора нитрата свинца осаждают сульфат свинца, который распульповывают в воде и в непрерывном режиме при рН 10,0 10,6 сливают с раствором гидроксида натрия, образовавшийся трехосновной сульфат свинца отделяют от маточного раствора, промывают и сушат. METHOD FOR PROCESSING A CUPELLATION GLET, which consists in treating the crushed litharge with nitric acid at a final pH of 1.5 - 2.0, add lead powder to the resulting pulp, filter it and precipitate lead sulfate from the lead nitrate solution, which is pulped in water and in continuously at pH 10.0 10.6 is poured into a solution of sodium hydroxide, the resulting tribasic lead sulfate is separated from the mother liquor, washed and dried.
SU5021390 1992-01-09 1992-01-09 Cupel litharge reprocessing method RU2041275C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5021390 RU2041275C1 (en) 1992-01-09 1992-01-09 Cupel litharge reprocessing method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5021390 RU2041275C1 (en) 1992-01-09 1992-01-09 Cupel litharge reprocessing method

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2041275C1 true RU2041275C1 (en) 1995-08-09

Family

ID=21594020

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5021390 RU2041275C1 (en) 1992-01-09 1992-01-09 Cupel litharge reprocessing method

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2041275C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2237735C1 (en) * 2003-01-08 2004-10-10 Федеральное государственное унитарное предприятие "Комбинат "Электрохимприбор" Metallic lead production process

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2237735C1 (en) * 2003-01-08 2004-10-10 Федеральное государственное унитарное предприятие "Комбинат "Электрохимприбор" Metallic lead production process

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4352786A (en) Treatment of copper refinery anode slime
US4389248A (en) Method of recovering gold from anode slimes
US4789446A (en) Method of processing residues from the hydrometallurgical production of zinc
CA1057506A (en) Method of producing metallic lead and silver from their sulfides
US2076738A (en) Recovery of tellurium
CA1172456A (en) Hydrometallurgical process for the recovery of valuable metals from metallic alloys
US2981595A (en) Recovery of tellurium
RU2041275C1 (en) Cupel litharge reprocessing method
US5939042A (en) Tellurium extraction from copper electrorefining slimes
CN104762471A (en) Method for tellurium residue enhanced leaching
RU2131474C1 (en) Method of lead recovery from lead-containing raw materials
RU2079561C1 (en) Method of oxidized polymetallic materials processing
RU2096506C1 (en) Method of recovering silver from materials containing silver chloride, gold and platinum group metal admixtures
JPS58113331A (en) Leaching method for copper and arsenic
US4299810A (en) Process for separating selenium and telurium from each other
RU2044079C1 (en) Polymetal ores beneficiation tailings processing combine method
JP2022155328A (en) Separation method of ruthenium and iridium
EP0059806B1 (en) Anode slime treatment process
SU952977A1 (en) Method for recovering lead from oxidized ore
RU2096505C1 (en) Hydrometallurgical method for separating gold, silver, platinum, and palladium from material containing thereof with simultaneous enrichment of metals
RU2175679C2 (en) Method of recovery of noble and nonferrous metals from secondary raw materials
CN111304452B (en) Method for recovering lead, gold and silver from silver separating slag
RU2035519C1 (en) Method for processing silver sulfate ores
RU2023731C1 (en) Method of separating silver from iron and nonferrous metals in nitrate solutions
US1745945A (en) Process of treating ores or analogous materials