Труды КНЦ вып.9 (ХИМИЯ И МАТЕРИАЛОВЕДЕНИЕ вып. 1/2018(9) часть 1)

получаемый после восстановительной плавки промышленных пылей, кеков и шламов, в большинстве своем содержит свинец, висмут, сурьму и драгоценные металлы [3]. Переработка производственных отходов, оборотных компонентов и шламовых продуктов решит проблему загрязнения окружающей среды. Традиционно реализуются два способа переработки — пирометаллургическое рафинирование и электролиз в водных электролитах [2, 3]. Пирометаллургическое рафинирование основано на очистке свинца от каждой примеси в отдельном котле с применением химических реагентов. Это весьма энергозатратно и экологически небезопасно. Недостатки электролитического рафинирования в водных электролитах заключаются в возможности пассивации анода металлами-примесями и низкой производительностью процесса. С увеличением образования отходов цветной металлургии и из-за проблемы их утилизации актуальным является разработка комплексной переработки вторичного сырья, при которой попутные металлы извлекаются в товарные продукты. Все это предопределяет интерес к электрохимической технологии разделения сплавов Pb — Sb — B i с использованием хлоридных расплавов. Эксперимент Электролитическое разделение сплавов Pb — Sb — B i проводили в конструкции электролитической ячейки, представленной в работах [4, 5]. Электролизёр имеет простую форму, аналогичную конструкции для электрорафинирования «тигель в тигле». Отличие заключается в применении в качестве внутреннего тигля пористой керамической диафрагмы, пропитанной хлоридным электролитом. Реализация такого способа электрорафинирования сокращает путь массопереноса металла, что улучшает распределение тока по поверхности жидкометаллических электродов. Небольшая толщина пористой керимической диафрагмы (5 мм) уменьшает межэлектродное расстояние и, как следствие, снижает напряжение на ванне. Пористая керамическая диафрагма с заданными свойствами, необходимыми для эффективного электролитического рафинирования, производиться методом плазменного напыления на предприятии ОА «УралИнТех», г.Екатеринбург. Размер пор керамической диафрагмы определяется избирательностью пропитки при температуре электролиза, т. е. поры диафрагмы должны наполняться хлоридным электролитом, при этом не допускается проникновение жидкого свинца внутрь пор керамики. Для улучшения механической прочности керамическую диафрагму дополнительно прокаливали при температуре 1650 °С. В наружный алундовый тигель загружали анодный сплав Pb — Sb — B i, содержащий около 8,0 мас. % сурьмы и 5,0 мас. % висмута, пористую керамическую диафрагму, пропитанную электролитом K C l — PbCl2 эвтектического состава, и катодный марочный свинец, который помещали внутрь керамического изделия. Таким образом, керамическая пористая диафрагма разделяет анодный и катодный металлы, а хлоридный электролит, находящийся внутри пор керамики, создает контакт металл / электролит для ведения процесса эектролитического рафинирования. Стальные токоподводы катодного и анодного металлов защищали от контакта с расплавом алундовыми трубками. Для контроля потенциала анодного сплава использовали свинцовый электрод сравнения. Электрод сравнения изготавливали из алундовой трубки с окошком для контакта электрода с расплавом. Измерение температуры внутри электрохимической ячейки осуществляли платиновой термопарой. Ток электролиза задавали с помощью выпрямителя типа “PSW7 30 -72 ". Состав исследуемых сплавов и содержание компонентов в электролите контролировали до эксперимента и после него с помощью оптического эмиссионного спектрометра “ Optima 4300DV” , PerkinElmer. Установка была оборудована системой автоматической стабилизации температуры, колебания температуры составляли ± 2 оС. Процесс электрохимического рафинирования сплавов Pb — Sb — B i в хлоридном расплаве проводили, поддерживая следующие технологические параметры: начальная анодная плотность тока 0,5 А/см2; начальная катодная плотность тока 0,5 А/см2; температура процесса 773 К; контроль потенциала анод — электрод сравнения 300,0 мВ; диаметр пор диафрагмы 20,0 мкм. Результаты и обсуждение Электролиз тройного сплава проводили в гальваностатическом режиме при контролируемом потенциале анода. Начальная стадия электролиза (до 330 А ч ) заключалась в установлении рабочего уровня анодного и катодного металлов. На данной стадии концентрация свинца в сплаве снижалась до 70,0 мас. %. На второй стадии электролиза (330-1000 А ч ) электрохимически извлеченный свинец восполняли добавками свинца марки «С 1» в анодное пространство. Химический анализ анодного сплава проводили после добавки свинца, в результате чего концентрационные изменения содержания свинца в сплаве не значительны. На третьем этапе (более 1000 А ч ) провели накопление электроположительных компонентов сплава в анодном пространстве. На данной стадии потенциал между анодом и электродом сравнения при отключении тока поддерживался в пределах 300 мВ. Сила тока электролиза при концентрации свинца в анодном сплаве менее 10 мас. % не превышала 0,3 А (табл. 1). В процессе электролиза происходит накопление сурьмы и висмута в анодном металле, при этом свинец растворяется как самый электроотрицательный компонент тройного сплава. В начале электролиза наблюдается незначительное уменьшение концентрации свинца в сплаве, которая связана с добавлением в анодное пространство сырья исходного состава для поддержания рабочей зоны электролиза. В результате электролиза получен анодный сплав, содержащий сурьмы 57, висмута 36 и свинца 7 мас. %. Катодный свинец соответствовал марки «С 1» по ГОСТ 3778-98. 477