DE2711508C3 - - Google Patents

Info

Publication number
DE2711508C3
DE2711508C3 DE2711508A DE2711508A DE2711508C3 DE 2711508 C3 DE2711508 C3 DE 2711508C3 DE 2711508 A DE2711508 A DE 2711508A DE 2711508 A DE2711508 A DE 2711508A DE 2711508 C3 DE2711508 C3 DE 2711508C3
Authority
DE
Germany
Prior art keywords
indium
lead
zinc
weight
extraction
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Expired
Application number
DE2711508A
Other languages
English (en)
Other versions
DE2711508B2 (de
DE2711508A1 (de
Inventor
Sergej A. Alekseev
Ivan I. Andreev
Vitalij E. Djakov
Nikolaj S. Grebennikov
Michail A. Jakovlev
Lidija I. Jurtschenko Geb. Teplova
Valentina D. Nikitina Geb. Ermolenko
Ivan M. Selivanov
Aleksandr E. Semenov
Serafim N. Suturin
Tamara I. Nowokubansk Krasnodarskogo Kraja Tumanova
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
NOVOSIBIRSKIJ OLOVJANNYJ KOMBINAT NOWOSIBIRSK (SOWJETUNION)
Original Assignee
NOVOSIBIRSKIJ OLOVJANNYJ KOMBINAT NOWOSIBIRSK (SOWJETUNION)
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 NOVOSIBIRSKIJ OLOVJANNYJ KOMBINAT NOWOSIBIRSK (SOWJETUNION) filed Critical NOVOSIBIRSKIJ OLOVJANNYJ KOMBINAT NOWOSIBIRSK (SOWJETUNION)
Priority to DE2711508A priority Critical patent/DE2711508B2/de
Publication of DE2711508A1 publication Critical patent/DE2711508A1/de
Publication of DE2711508B2 publication Critical patent/DE2711508B2/de
Application granted granted Critical
Publication of DE2711508C3 publication Critical patent/DE2711508C3/de
Granted legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B58/00Obtaining gallium or indium
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Die vorliegende Erfindung bezieht sich ruf ein Verfahren zur Herstellung von Indium aus Blei-Zinn-Legierungen.
Es ist ein Verfahren zur Herstellung von Indium aus Blei-Zinn-Legierungen bekannt, die man bei der Verarbeitung von Blei- und Zinnerzen erhält Das Verfahren sieht von Extraktion des Indiums aus der Blei-Zinn-Legierung mit einem Gemisch aus Zink- und Bleichlorid bei einer Temperatur von 300 bis 3800Q Abtrennung der Indium enthaltenden Schlacke von der Blei-Zinn-Legierung. Auslaugung der Schlacke mit wässeriger Säurelösung, Abtrennung der Indium enthaltenden Säurelösung von dem festen Bleikuchen, Fällung von Indium aus der Säurdösung auf Zinkblechen, die in die Lösung getaucht sind. Abtrennung des metallischen Indhimschwammes und Ausfällen von Zinkhydroxid aus der !unterbliebenen Lösung, elektrolytisches Raffinieren des metallischen Indiums in wässeriger Elektrolytlösung, die durch Ionenaustauschharz kontinuierlich im Kreislauf geführt wird.
Der Prozeß weist jedoch eine Reihe von Nachteilen auf. So werden die Maßnahmen zum Extrahieren des Indiums in mehreren Stufen durchgeführt, das heißt mehrmals wiederholt infolge unvollständigen Ausbringens des Indiums in jeder Extraktionsstufe. Die Mehrstufigkeit des Extrahierens kompliziert die Technologie des Verfahrens.
Da die Extraktion mehrmals wiederholt wird, ist ein großer Verbrauch an Reagenzien, und zwar an Zink- und Bleichlorid, erforderlich (Wright T. R, Mining and metallurgy, 26. vr. 467, Seiten 5» und 560,19*5).
Es wurde eine Vervollkommnung des Extraktionsverfahrens in der US-PS 24 33 770 vorgeschlagen. Dabei wird die Extraktion des Indiums aus geschmolzener Blei-Zinn-Legierung mit einem Gemisch von Chloriden des Bleis und des Natriums durchgeführt Der hohe Schmelzpunkt der Reagenzien aber führt zu Verlusten an Indium infolge der Sublimation seiner Chloride. Außerdem läßt sich die erhaltene Schlacke nur schwer auslaugen, was ihre Verarbeitung erschwert
Außerdem werden in der Stufe der Auslaugung der Schlacke Verluste an Indium im Zusammenhang mit dessen Obergang in den Bleikuchen und in die Zinkhydrate beobachtet, die Abfallprodukte sind.
Eine der Varianten des bekannten Raffinierens von Indium ist die amalgamelektrolytische Methode. In diesem Fall aber kommt es zu Verunreinigung des Elektrolyten und des Amalgams mit Beimengungen. Deshalb muß der Elektrolyt aus dem Prozeß oft herausgeleitet und regeneriert werden. Das wird von Verlusten an Indium begleitet Außerdem ist die Amalgamelektrolyse mit schädlichen Arbeitsbedingungen verbunden.
Es ist eine weitere Variante des Raffinierens von metallischem Indium bekannt, die nach der amalgamfreien Methode durchgeführt wird und in der US-PS 32 68 426 beschrieben wird. Diese Methode sieht einen kontinuierlichen Umlauf des Elektrolyts durch Ionen austauscherharz vor. Die Elektrolyse wird mit Graphitkathoden in einem Elektrolyt durchgeführt, der Zinkchlorid und Natriumchlorid enthält Jedoch ist die
27 1 ί 508
Austauschkapazität der Ionenaustauscherharze nach den von ihnen ausgebrachten Beimengungen wie Zinn, Blei, Kupfer, Nickel und andere begrenzt. Dies erfordert mehrmalige Regenerierung der Ionenaustauscherharze, wobei die Regenerierung wiederum von Verlusten an Indium begleitet wird.
Somit ist ein Nachteil des bekannten Verfahrens der hohe Verbrauch an Reagenzien und ungenügend hohes Ausbringen des indiums infolge mehrfach wiederholter Extraktionsoperationen.
Zweck der vorGegenden Erfindung ist es, die genannten Nachteile zu beseitigen.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, die Extraktion des Indiums aus Blet-Zmn-Legietungen zu vervollkommnen und das Raffinieren des erhaltenen Rohmetalls zu verbessern und die Verluste an Indium zu senken.
Diese Aufgabe wird bei einem Verfahren zur Herstellung von Indium, durch Extraktion des Indiums aus der Blei-Zmn-Legierung mit Zink- und Bleichlorid bei einer Temperatur von 300 bis 3800C, Abtrennung der Indium enthaltenden Schlacke von der biet-Zmn-Legierung, Auslaugung der Schlacke mit wässeriger Säurelösung, Abtrennung der Indium enthaltenden Säurelösung von dem festen BleOcucben. Fällung des metallischen Indiums auf in die Ijöamg getauchte Zinkbleche, Abtrennung des metallischen Indhnnschwammes, Ausfällen von Zinkhydroxid aus dieser Lösung und elektrolytisches Raffinieren des metallischen Indiums in wässeriger Elektrolytlösung, die durch ein Sorptionsmittel kontinuierlich im Kreislauf geführt wird, dadurch gelöst, daß man die Stufe der Extraktion des Indiums aus der Blei-Zinn-Legiening in Gegenwart einer schwefelhaltigen Verbindung durchgeführt, die m einer solchen Menge verwendet wird, daß auf einen Gewichtsteil Indium 0,1 bis 5,0 Gewichtsteile Schwefel entfallen, und man vor dem elektrolytiscben Raffinieren des Indiums in der Lösung zusätzlich ein elektrolytisches Raffinieren des Indiums in der Schmelze von Zmk- und Indiumchlorid in Gegenwart von 3 bis 10 Gewichtsprozent Ammoniumchlorid vornimmt.
Die Durchfahrung der Extraktion des Indiums in Gegenwart einer schwefelhaltigen Verbindung erhöht das Ausbringen des Indiums aus der Btei-Zinn-Legierung stark und steigert entsprechend die Ausbeute an Indium in der letzten Stufe des Prozesses.
Die Durchführung des elektrolytischen Raffinierens des Indiums in der Schmelze der Salze der genannten Zusammensetzung macht es möglich, mit höherer Selektivität die Beimengungen abzutrennen und dadurch das Ausbringen des Indiums zu erhöhen.
Als schwefelhaltige Verbindung verwendet man Schwefel, Ammoniumsulfat, Alkalisulfat Zinksulfat, Kalziumsulfat, Kdiumatuminiumalaune und andere ähnliche Stoffe.
Bei der Extraktion des Indiums aus der genannten Legierung führt man vorteilhaft in die Schmelze von Zinkchlorid den in demselben Prozeß nach der Auslaugung der Schlacke erhaltenen Bleikuchen ein. Den genannten Kuchen nimmt man in einer Menge von 10 bis 25 Gewichtsprozent, bezogen auf das Gewicht der Chloride. Eine solche Maßnahme macht es möglich, den Verbrauch des für die Extraktion verwendeten Chlorids zu verringern und im Endergebnis die Indiumverluste zu senken.
Die Extraktion des Indiums aus der genannten Legierung führt man vorzugsweise durch Zugabe von in diesem Prozeß erhaltenen Zinkhydroxids zu der Schmelze durch. Dabei nimmt man das Zinkhydroxjd in Gemisch mit Ammoniumchlorid in einem Gewichtsverhältnis von 1 :0,1 bis 1 :0ß.
Ein solches Gemisch führt man zur Extraktion in einer Menge von 10 bis 90%, bezogen auf das Gewicht der Chloride, zu.
Diese Maßnahme macht es möglich, den Verbrauch von Zinkchlorid zu verringern und die Indiumverluste zu senken. Der genannte Effekt wird erreicht durch die
ίο Einhaltung des genannten Verhältnisses zwischen dem Zinkhydroxid und Ammoniumchlorid.
Bei einem Nickelgehalt im Indium von mehr als 0,1%, nach der Fällung aus den Lösungen, die durch Auslaugung der Schlacke erhalten werden, führt man bevorzugt das Raffinieren des Indiums durch dessen Behandlung mit Ammoniumchlorid in Gegenwart einer Zinklegierung durch, welche Aluminium und Magnesium enthält Eine solche Maßnahme macht es möglich, das Nickel fester und vollständiger abzubinden und dieses aus dem Prozeß als Verunreir.^ung herauszuleiten.
Zur Steigerung des Reinheitsgrades des erhaltenen Indiums fahrt man zweckmäßig das elektrolytische Raffinieren des metallischen Indiums in wässeriger Lösung von Ammoniumchlorid unter kontinuierlichem Umlauf des Electrolytes durch Aktivkohle und dann durch Anionenaustauscherharz durch.
Die Verwendung von Aktivkohle macht es möglich, die Lebensdauer des Anionenaustawscherharzes zu erhöhen und die Zahl der Zyklen seiner Regenerierung zu verringern.
Es ist auch eine andere Variante der Durchführung des elektrolytischen Raffinierens des Indiums in wässeriger Lösung von Ammoniumchlorid möglich, bei der man den Elektrolyt reinigt, indem dieser durch eine Schicht von Aktivkohle und dann durch eine Schicht von Indiumschwamm in Kreislauf geführt wird.
Die Kombination solcher Sorptionsmittel wie Aktivkohle und indiumschwamm macht es möglich, die Regenerierung der Sorptionsmittel zu vermeiden, weil die verbrauchte Aktivkohle durch eine neue Portion ersetzt und der verbrauchte Indiumschwamm zur Elektrolyse des Indiums in der Schmelze der Salze zurückgeleitet wird.
4> Als Rohstoff für den vorgeschlagenen Prozeß kommen Blei-Zinn-Legierungen in Frage, Welche Komponenten in einem breiten mengenmäßigen Bereich von 1 bis 98 Gewichtsprozent Zinn, 1 bis 5 Gewichtsprozent Wismut, 0,02 bis 1,5 Gewichtspro-
w zent Indium, 0,1 bis 0,01 Arsen, Rest Blei enthalten.
Nachstehend erfolgt eine Beschreibung der bevorzugten Varianten der Durchführung des Verfahrens zur Hers'eiiüng von Indium unter Bezugnahme auf eine Zeichnung, in der das prinzipielle Schema des Prozesses
>-> dargestellt ist
In den Kessel 1, versehen mit einem Heizelement, bringt man eine Blei-Zinn-Legierung ein, und führt in diesem die Extraktion von Indium durch. Die Extraktion führt man durch Behandlung der Blei-Zinn-Legierung mit Zinkchiorid und Bleichlorid unter kontinuierlichem Rühren bei einer Temperatur von 300 bis 3C0°C in Gegenwart einer schwefelhaltigen Verbindung in einer Menge von 0,1 bis 5,0 Gewichtsteile je I Gewichtsteil Indium in der Legierung, durch. Als schwefelhaltige Verbindung können Schwelet, Ammoniumsulfat, Alkalisulfat, Zinksulfat, Kalziumsulfat, Kaliumaluminiumalaune u. dgl. verwendet werden.
Unter der Wirkung der Schmelze von Zinkchlorid
und Bleichlorid wird das Indium chloriert und geht in die Schlacke in Form von Indiummonochlorid Ober. Bei der Speicherung des Reaktionsproduktes tritt Gleichgewichtszustand ein und die Reaktion bricht ab. Bei der Zugabe des genannten schwefelhaltigen Reagens kommt es zur Oxydation von Indiumchlorid. Dadurch wird es möglich, das Ausbringen des Indiums aus der Blei-Zinn-Legierung in die Schlacke zu erhöhen und den Indiumgehalt in der Schlacke zu steigern.
Die Schlacke leitet man aus dem Kessel in ein Rührwerk 2 zur Auslaugung mit Wasser. Nach dem Abstehenlassen leitet man die Lösung von Zinkchlorid in den Behälter und behandelt die hinterbliebene Trübe mit wässeriger Lösung von Salzsäure. Nach der Extraktion wird die Blei-Zinn-Legierung aus dem Kessel 1 herausgeleitet.
Aus dem Rührwerk 2 leitet man die Trübe auf das Filter 4 und trennt die Indium enthaltende Lösung von dem unlöslichen Rückstand, dem Bleikuchen, ab, der in den Behälter S überführt wird. Der Bleikuchen enthält Chloride und Oxychloride von Blei und 0,2 bis 2,3% Indium. Deshalb wird der Bleikuchen aus dem Behälter 5 in den Kessel 1 zur Extraktion des Indiums zurückgeleitet. Das Zurückleiten des Bleikuchens zur Stufe der Extraktion erhöht das Gesamtausbringen des Indiums und senkt den Verbrauch von Bleichlorid
Die das Indium enthaltende Lösung leitet man nach der Abtrennung von dem Kuchen auf dem Filter 4 in den Behälter 6, in dem das metallische Indium aus der Lösung auf Zinkplatten abgeschieden wird. Nach der Abtrennung des metallischen Indiums in dem Behälter 6 wird die verbrauchte Lösung in den Behälter 3 geleitet wo das Zinkhydroxid ausgefällt wird. Das Zinkhydroxid enthält 0,02 bis 0,7% Indium und es wird in den Kessel 1 zur Extraktion zurückgeleitet unter Zugabe von Ammoniumchlorid.
Das metallische Indium wird aus dem Behälter 6 in den Kessel 7 geleitet, wo es aufgeschmolzen wird.
Bei einem Gehalt im Metall an Nickel von mehr als 0,1% gibt man diesem eine Vorlegierung, welche bis zu 93% Zink, 4 bis 6% Aluminium, 3 bis 4% Magnesium
-_.t.3i· . χι ι u e au:, ^j _ :„ « _κι:_ι ι
ClIlIMMl, UIIlWI 1 Cl L/l OUCII »«SU ~r,w kM* Λ-t g J·- ■ g I ilVftU ΛΛ»
und raffiniert durch Beimischen von Ammoniumchlorid bei 2O0-3O0°C. Nach dem Raffinieren enthält das Indium 50 bis 85% Indium, 10 bis 30% Blei, 10 bis 20% Zinn und unbedeutende Mengen von Antimon, Kadmium, Kupfer, Nickel, Gallium, Zink und andere Beimengungen.
Das Indium wird aus dem Kessel 7 in einen Elektrolyseur 8 geleitet, wo das Indium einem elektrolytischer. Raffinieren in einer Schmelze von Zinkchlorid, welche 25 bis 38% Indiummonochlorid und 3 bis 10% Ammoniumchlorid enthält, unterworfen wird. Das elektrolytische Raffinieren wird bei einer Temperatur von 200 bis 250° C mit einer anodischen Stromdichte von 0,05 bis 0,15 A/cm2 durchgeführt Das elektrolytische Raffinieren des Metalls in der Schmelze macht es möglich, das Indium vom Blei, Zinn, Antimon, Arsen, Kupfer, Nickel abzutrennen. Die an der Anode erhaltenen Beimengungen in Form einer Blei-Zinn-Legierung mit einem Indiumgehalt von 3 bis 8% werden zur Ausgangsoperation der Extraktion in den Kessel 1 herausgeleitet.
In dem Elektrolyseur 8 erhält man raffiniertes Indium, welches Beimengungen von Zinn, Blei, Eisen. Zink. Kadmium, Gallium, Kupfer, Nickel jeweils in einer Mengevon2 · 10-2bis2 - 10<%enthäIt
Das in dem Elektrolyseur 8 erhaltene Indium stellt ein
genügend reines MeUlI dar und kann Handelsprodukt sein.
Zur Steigerung des Reinheitsgrades des Indiums
unterwirft man dieses einem zusätzlichen elektrolytisehen Raffinieren in wässeriger Lösung. Dazu gießt man dieses zu Anoden und hingt sie in einen Elektrolyseur 9 ein, in dem ab Katoden Titanbleche dienen.
Die Elektrolyse wird bei einer Stromdichte von 0,01 bis QjO3 A/an2 in wässeriger Lösung bei einem pH-Wert
ίο von 1,5 bis 2A <Be 15 bis 25 g/l Indium, 65 bis 80 g/l Anunoniumchlorid enthalt durchgeführt
Den Elektrolyt führt man mittels der Pumpe 10 kontinuierlich durch die Absorptionskolonnen 11 und 12 im Kreislauf, die mit Aktivkohle beziehungsweise
r> IndMimschwanun gefüllt sind. An der Aktivkohle werden sokhe Bemengungen wie Gallium, Germanium, Zinn, Quecksttber sorbiert Am Indiumschwamm scheiden sich solche Beimengungen wie Kupfer, Nickel, Blei, Zinn. Arsen ab. Nach der Speicherung der Beimengun-
jn gen an der Aktivkohle wird diese durch eine neue Portion ersetzt Nach der Speicherung der Beimengungen an dem Indwmschwamm wird dieser umgeschmolzen und in den Elektrolyseur 8 geleitet
Das an der Katode in dem Elektrolyseur 9 erhaltene
2> Indium wird umgeschmolzen, wonach es Fertigprodukt von lohein Reinheitsgrad ist Der Gehalt an Beimengungen wie Zinn, Gallium, Germanium, Thallium, Zink beträgt' jeweils nicht mehr als I - 10~4 Gewichtsprozent der an Kadmium. Quecksilber, Kupfer, Nickel, Blei
w jeweils weniger ab 1 ■ 10~s % und der an Eisen, Arsen jeweils wanger ab S - 105%.
Das erfindungsgemäBe Verfahren besitzt eine Reihe von Vorteilen. Es macht es möglich. Indium aus Bkä-Zmn-Legieningen zu erhalten, welche Indium in
π einem breiten Bereich von 0,02 bis 1,5% enthalten. Das Verfahren macht es möglich, den Restgehalt an Indium auf Werte in einem Bereich von 0.01 bis 0,006% zu
Die Erfindung macht es möglich, das Ausbringen des ■«« Indiums aus der Blei-Zinn-Legierung in Metall hoher Reinheit unter gleichzeitiger Senkung des Verbrauchs
Das Zurückführen des Bleikuchens und des Zinkhydroxids zur Extraktion machen es möglich, die -> Abfallprodukte auf ein Minium zu reduzieren.
Zum been Verständnis der vorliegenden Erfindung werden nachstehend Beispiele für die Durchführung des Verfahrens unter Bezugnahme auf die Zeichnung ae. Die Komponenten sind in » Gewichtsprozenten angegeben.
Beispiel 1
In dem Kessel 1 schmilzt man 151 Blei-Zmn-Legierung, welche 30% Zum, 64% Bid, 5% Wismut. 0.05%
*> Arsen. 0,1% indium und 035% andere Elemente enthält auf. bringt in dkse 300 kg Zinkchlorid, 50 kg Bleichlorid und 6 kg Schwefel ein. Die Extraktion des Indiums wird bri einer Temperatur von 340°C unter kontinuierlichem Rühren n. Die gebildete Schicht an Schlacke wird in das Rührwerk 2 übergeführt und die Bfcä-Zmn-Leg, die 0j008% Indium enthält aus dem Kessel 1 hleitet Das Ausbringen des
in die Schlacke beträgt 91%. In dem Rührwerk 2 wird die Srhhrkc nut Wasser ausgelaugt Nach dem Absteheiuasscn überfuhrt man cfie Zinkchloridlösung in den Behälter 3 und behandelt die hinterbliebene Trübe not 5%iger Lösung «on Salzsäure. Bei dieser Behandlung geht das Indium in Lösung. Mittels des Filters 4
trennt man den festen Rückstand von der Lösung ab und führt ihn dem Behälter 5 zu.
Der feste Rückstand von 18 kg Gewicht stellt Bleikuchen dar, der 1,1% Indium enthält. Die Lösung wird nach der Abtrennung des festen Rückstandes in den Behälter 6 übergeführt, in dem das Indium auf Zinkblechen abgeschieden wird, und man erhält dadurch einer. Schwamm metallischen Indiums. Das Ausbringen des Indiums als Metall betragt 84,7%.
Die nach der Abscheidung des Indiums und nach der wässerigen Auslaugung hinterbliebenen Lösungen vereinigt man in dem Behälter 3, in dem man das Zinkhydroxid ausfällt. Der Indiumgehalt in diesem beträgt 0,2%.
Das nach dem Schmelzen des Schwammes erhaltene Indium von 15,7 kg Gewicht, welches 81% Indium, 12,8% Blei, 4,5% Zinn und 1,7% andere Elemente enthält, unterwirft man dem elektrolytischen Raffinieren im Elektrolyseur 8 in Zinkchloridschmelze, welche 8 Gew.-% Ammoniumchlorid und Indiummonochlorid enthält Die Stromdichte beträgt 0,1 A/cm?, die Temperatur 2200C.
An der Katode erhält man Indium, welches Kadmium, Germanium, Blei jeweils in einer Menge von 1 · 10-4 Gewichtsprozent, Thallium in einer Menge von 2 · 10~4 Gewichtsprozent, Kupfer in einer Menge von 4 · 10-5 Gewichtsprozent, Nickel in einer Menge von 2 · 10-5 Gewichtsprozent, Zinn in einer Menge von 5,7 · ΙΟ-4 Gewichtsprozent enthält. Das Ausbringen des Indiums ir das Katodenmetall beträgt 83,8%. Dann unterwirft man das Indium in dem Elektrolyseur 9 dem elektrolytischen Raffinieren im wässerigen Elektrolyt bei einem pH-Wert von 1,5, welcher 35 g/l Indium und 56 g/l Ammoniumchlorid enthält. Die Stromdichte beträgt 0,022 A/cm2. Den Elektrolyt leitet man mittels der Pumpe 10 mit einer Geschwindigkeit von 4 l/min aus dem Anodenraum in die mit Aktivkohle von 1,5 kg Gewicht gefüllte Kolonne 11 und in die mit ionenaustauscher in der Chloridform von 03 kg Gewicht gefüllte Kolonne 12. Nach der Reinigung mit dem Sorptionsmittel leitet man den Elektrolyt in den Katodenraum, wo an uci rvatiAic niciaiiiaciica ifiuiuHi uü£cai;i>icucii wiiu.
Man erhält 113 kg Indium, das als Beimengungen Zinn, Gallium, Germanium, Zink, Thallium jeweils in einer Menge von 1 · IC-4 Gewichtsprozent, Blei, Nickel, Kupfer, Kadmium, Quecksilber jeweils in einer Menge von 1 · ΙΟ-5 Gewichtsprozent, Eisen und Arsen jeweils in einer Menge von 5 ■ ΙΟ-5 Gewichtsprozent enthält. Das Ausbringen des Indiums ins Produkt beträgt 753 Gewichtsprozent. Die Anodenreste, die 6,9 Gewichts- w prozent Indium enthalten, werden in Anoden umgeschmolzcn, die in den Elektroiyscur 9 zurückgeführt werden.
Beispiel 2
In dem Kessel 1 schmilzt man 151 Blei-Zinn-Legierung auf, welche 30% Zinn, 65% Blei, 4,5% Wismut, 0,04% Arsen, 0,12% indium und 034% andere Elemente enthält, und gibt 40 kg Zinkchlorid, 200 kg Zinkhydroxid, 32 kg Ammoniumchlorid und 70 kg Bleikuchen aus dem Behälter 5 und 36 kg Ammoniumsulfat zu. Die Extraktion des Indiums wird bei einer Temperatur von 3400C durchgeführt Nach der Abtrennung der Schlacke enthält die Blei-Zinn-Legierung 0,008% Indium. Die Schlacke wird aus dem Kessel ! ausgetragen. Das Ausbringen des Indiums in die Schlacke beträgt 93,4%. In dem Rührwerk 2 wird die Schlacke mit Wasser ausgelaugt und Zinkchlorid gelöst. Nach dem Abstehenlassen wird die Zinkchloridlösung in den Behälter 3 geleitet und die hinterbliebene Trübe i mit 5%iger Lösung von Salzsäure zum Auflösen des Indiums behandelt. Mittels des Filters 4 trennt man den unlöslichen Rückstand von der Lösung ab und leitet diesen in den Behälter 5.
Der unlösliche Rückstand stellt einen Bleikuchen dar, der 0,9% Indium enthält Die Lösung wird nach der Abtrennung des festen Rückstandes auf dem Filter 4 in den Behälter 6 übergeführt, in dem das Indium auf Zinkblechen abgeschieden wird. Man erhält dadurch einen Schwamm des metallischen Indiums. Der Grad des Ausbringens des Indiums ins Metall beträgt 87,2%.
Die nach der Abscheidung des Indiums und nach der Auslaugung der Schlacke mit Wasser hinterbliebenen Lösungen vereinigt man in dem Behälter 3 und fällt aus diesen Zinkhydroxid aus. Der Indiumgehalt in diesem beträgt 0,18%.
Nach dem Umschmelzen des Schwammes erhält man metallisches Indium von 18,8 kg Gewicht, welches 10,6% Blei, 5,7% Zinn, 83,5 Indium, 0,1% Nickel und 0,1% andere Beimengungen enthält
In dem Behälter 7 schmilzt man das Indium bei einer Temperatur von 200°C auf, gibt diesem 100 g Zinklegierung, welche 4% Aluminium und 4,1% Magnesium enthält, zu und raffiniert mit Ammoniumchlorid. Man erhält metallisches Indium mit einem Nickelgehalt von 1 · ΙΟ-4 %.
Dann bringt man das Metall in den Elektrolyseur 8 ein und unterwirft es dem elektrolytischen Raffinieren in der Schmelze von Zinkchlorid, welche 30 Gewichtsprozent Indiummonochlorid und 6% Ammoniumchlorid enthält. Die Stromdichte beträgt 0,1 A/cm2, die Temperatur der Schmelze 2200C. Man erhält 153 kg Indium, welches Kadmium, Germanium, Blei jeweils in einer Menge von 1 ■ ΙΟ-4 Gewichtsprozent, Thalium in einer Menge von 2 ■ ΊΟ"4 Gewichtsprozent, Kupfer in einer Menge von 4 · 10~5 Gewichtsprozent, Nickel in einer Menge von 2 · ΙΟ-5 Gewichtsprozent, Zink in eir^r Menge von 5,5 ■ ΙΟ-4 Gewichtsprozent enthält. Das
rtuaut lugen uca uiuiuiiia tu uoa rvaimjctiiiictaii ucti ue
Das erhaltene Indium unterwirft man in dem Elektrolyseur 9 dem elektrolytischen Raffinieren im Elektrolyt bei einem pH-Wert von 1,5, welcher 35 g/l Indium und 56 g/l Ammoniumchlorid enthält. Die Stromdichte beträgt 0,022 A/cm2. Der Elektrolyt wird mittels der Pumpe 10 aus dem Anodenraum mit einer Geschwindigkeit von 4 I/min zur Reinigung von den Beimengungen in die Kolonne 11, gefüllt mit Aktivkohle von 1,8 kg Gewicht, und in die Kolonne 12, gefüllt rnit Indiumschwamm von 03 kg Gewicht, kontinuierlich abgeleitet Nach der Reinigung führt man den Elektrolyt dem Katodenraum des Elektrolyseur 9 zu. Man erhält 133 kg Indium, welches als Beimengungen Zinn, Gallium, Germanium, Zink, Thallium jeweils in einer Menge von i - 1Ö-* Gewichtsprozent, Nickel, Kupfer, Kadmium, !Quecksilber, Blei jeweils in einer Menge von 1 - ΙΟ-5 Gewichtsprozent, Eisen, Arsen jeweils in einer Menge von 5 · ΙΟ-5 Gewichtsprozent enthält Das Ausbringen des Indiums in das Produkt beträgt 733%.
Das Ausbringen des Indiums in die Anodenreste beträgt 11,1%. Die Anodenreste werden in Anoden umgeschmolzen, die in den Elektrolyseur 9 zurückgeführt werden.
Hierzu 1 Blatt Zeichnungen.
909 638/431

Claims (8)

Patentansprüche:
1. Verfahren zur Herstellung von Indium, durch Extraktion des Indiums aus einer Blei-Zinn-Legie- s rung mit einem Gemisch von Zink- und Bleichlorid bei «iner Temperatur von 300 bis 3800C, Abtrennung der Indium enthaltenden Schlacke von der Blei-Zmn-Legierung, Auslaugung der Schlacke mit wässeriger Säurelösung, Abtrennung der Indium enthaltenden Säurelösung von dem festen Bleikuchen, Fällung des metallischen Indiums auf in die Lösung getauchte Zinkbleche, Abtrennung des metallischen Indhimschwammes, Ausfällen von Zinkhydroxid aus dieser Lösung und elektrolytisches Raffinieren des metallischen Indiums in wässeriger Elektrolytlösung, die durch ein Sorptionsmittel kontinuierlich im Kreislauf geführt wird, d a d u χ c h gekennzeichnet, daß man die Stufe der Extraktion «&s Indiums aus der Blei-Zinn-Legierung in Gegenwart einer schwefelhaltigen Verbindung durchführt, die in einer solchen Menge verwendet wird, daß auf einen Gewichtsteü Indium 0,1 bis 5,0 Gewichtsteile Schwefel entfallen, und man vor dem elektrolytischen Raffinieren des Indiums in der Lösung zusätzlich ein elektrolytisches Raffinieren des Indiums in der Schmelze von Zink- und Indhimchlorid in Gegenwart von 3 bis 10 Gewichtsprozent Ammoniumchlorid vornimmt
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, dab man als schwefelhaltige Verbindung Elementarschwefel, Aoimonit^nsulfat, Alkalisulfat, Zinksulfat, Kalziumsulfil oder Kaliumaluminiumalaune verwendet
3. Verfahren nach Anspruch 1, 2, dadurch gekennzeichnet, daß man die Extraktion des Indiums aus der Blei-Zinn-Legierung in Gegenwart des nach der Auslaugung der Schlacke erhaltenen Bleikuchens in einer Menge von t0 bis 25%, bezogen auf das Gewicht der in der Extraktion verwendeten Chloride, durchfahrt
4. Verfahren nach Anspruch 1—3, dadurch gekennzeichnet, daß man die Extraktion des Indiums aus der Blei-Zinn-Legierung durch Zugabe von in diesem Prozeß erhaltenem Zinkhydroxid zur Schmelze in Gemisch mit Ammoniumchlorid im Gewichtsverhältnis 1:0,l bis 1:03 durchführt
5. Verfahren nach Anspruch 4, dadurch gekennzeichnet, daß das Gemisch von Zinkhydroxid und Ammoniumchlorid in einer Menge von 10 bis 90%, w bezogen auf das Gewicht der in der Extraktion verwendeten Chloride, genommen wird.
6. Verfahren nach Anspruch 1 -5, dadurch gekennzeichnet, daß man das metallische Indium vor dem elektrolytischen Raffinieren in der Schmelze r> einem Raffinieren mit Ammoniumchlorid in Gegenwart einer Aluminium und Magnesium enthaltenden Zinklegierung unterwirft
7. Verfahren nach Anspruch I —6, dadurch gekennzeichnet, daß man das elektrolytische Räffi- 6a nieren des metallischen Indiums in wässeriger Lösung von Ammoniumchlorid durchfahrt, indem man den Elektrolyt kontinuierlich durch Aktivkohle und dann durch Anionenaustauscherharz im Kreislaufführt
8. Verfahren nach Anspruch I - 6, dadurch gekennzeichnet, daß man das eleklrolytische Raffinieren des metallischen Indiums in wässeriger Lösung von Ammoniumchlorid durchfuhrt, indem man den Elektrolyt kontinuierlich durch Aktivkohle und dann durch Indhimschwamm im Kreislauf führt
DE2711508A 1977-03-16 1977-03-16 Verfahren zur Herstellung von Indium Granted DE2711508B2 (de)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE2711508A DE2711508B2 (de) 1977-03-16 1977-03-16 Verfahren zur Herstellung von Indium

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE2711508A DE2711508B2 (de) 1977-03-16 1977-03-16 Verfahren zur Herstellung von Indium

Publications (3)

Publication Number Publication Date
DE2711508A1 DE2711508A1 (de) 1978-09-21
DE2711508B2 DE2711508B2 (de) 1979-01-25
DE2711508C3 true DE2711508C3 (de) 1979-09-20

Family

ID=6003808

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
DE2711508A Granted DE2711508B2 (de) 1977-03-16 1977-03-16 Verfahren zur Herstellung von Indium

Country Status (1)

Country Link
DE (1) DE2711508B2 (de)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA2666129C (en) * 2006-10-24 2012-01-03 Nippon Mining & Metals Co., Ltd. Method for collection of valuable metal from ito scrap

Also Published As

Publication number Publication date
DE2711508B2 (de) 1979-01-25
DE2711508A1 (de) 1978-09-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
DE975587C (de) Verfahren und Anordnung zur Herstellung von Titan in einer Elektrolysezelle
DE2630742B2 (de) Verfahren zur gewinnung und reinigung von germanium aus zinkerzen
DE2203222A1 (de) Verfahren zum Herstellen metallischen Kupfers
DE2504783C3 (de) Verfahren zur Erzeugung von Nickel aus einer nickelhaltigen Legierung
DE1301587B (de) Verfahren und Vorrichtung zur elektrolytischen Abscheidung von Kupferpulver
EP0176100A1 (de) Hydrometallurgisches Verfahren zur Aufarbeitung von Anodenschlamm aus der Kupferelektrolyse
DE2711508C3 (de)
EP0097842A2 (de) Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen aus Lösungen
DE2340399A1 (de) Gewinnung von kupfer und zink aus billigen nichteisenschrotten
DE1533071B1 (de) Verfahren zur Extraktion von Blei
EP0099858A1 (de) Verfahren zum Reinigen von Aluminium
DE627947C (de) Verfahren zur Herstellung von Metallboriden
EP0504764A1 (de) Verfahren zur Erhöhung des molaren Aluminium/Chlor-Verhältnisses in Polyaluminiumchloridlösungen
DE3102229A1 (de) Verfahren zum aufbereiten von verbrauchter kupfer-elektrolyseloesung
DE3104578A1 (de) Verfahren zum entfernen von metallen aus metallsalzloesungen
DE2757069B2 (de) Verfahren zur Abtrennung von Gallium aus den bei der Herstellung von Tonerde aus siliziumreichen, aluminiumhaltigen Erzen, insbesondere Nephelinen, bei einer zweistufigen Carbonisierung anfallenden Produkten
DE1091590B (de) Verfahren zum Raffinieren von Ferro-Silizium und Silizium
DE2540100C2 (de) Verwendung einer Vorrichtung zum kontinuierlichen Ausfällen von Zementkupfer aus einer mit Eisenstücken versetzten Kupferlösung
DE4338228A1 (de) Kreislaufverfahren zur Aufarbeitung von metallhaltigen Reststoffen
DE2401318C3 (de) Verfahren zur Behandlung von kupferhaltigen Materialien
DE441169C (de) Verfahren zur Aufbereitung von Zink-Roherzen, -Konzentraten usw. fuer die Elektrolyse
DE3311637A1 (de) Verfahren zur kontinuierlichen gewinnung von aluminium durch karbochlorierung des aluminiumoxids und schmelzflusselektrolyse des erhaltenen chlorids
DE527052C (de) Herstellung von Metallegierungen
DE350648C (de) Verfahren zum Raffinieren von Zinn und Antimon durch Chlorieren
DE4425424C1 (de) Verfahren zur Aufarbeitung von aus der Magnesiumherstellung anfallenden Schlacken oder Krätzen

Legal Events

Date Code Title Description
OAM Search report available
OAP Request for examination filed
OC Search report available
OD Request for examination
C3 Grant after two publication steps (3rd publication)
8339 Ceased/non-payment of the annual fee