RU2164955C1 - Method of utilization of exhausted chemical sources of electric energy - Google Patents
Method of utilization of exhausted chemical sources of electric energy Download PDFInfo
- Publication number
- RU2164955C1 RU2164955C1 RU99115669A RU99115669A RU2164955C1 RU 2164955 C1 RU2164955 C1 RU 2164955C1 RU 99115669 A RU99115669 A RU 99115669A RU 99115669 A RU99115669 A RU 99115669A RU 2164955 C1 RU2164955 C1 RU 2164955C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- manganese
- zinc
- separation
- electric energy
- electrolysis
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии комплексной утилизации техногенного сырья - отработанных химических источников тока (ХИТ) марганцевоцинковой системы, содержащих железо, ртуть, соединения цинка и марганца и органическую составляющую. The invention relates to hydrometallurgy of the integrated utilization of technogenic raw materials - waste chemical current sources (CIT) of a manganese-zinc system containing iron, mercury, zinc and manganese compounds and an organic component.
Известен способ переработки отработанных химических источников тока, разработанный японской фирмой "Фудзи денки Кагаку" (1). Элементы ХИТ дробят и прокаливают в печи при 400-1000oC в течение 3-20 часов в присутствии воздуха. При этом горючие материалы (бумага, угольные стержни, графит, сажа, пластмасса, крахмал, каменноугольная смола) сгорают. Прокаленную массу сначала измельчают в мельнице, а затем пропускают через магнитный сепаратор и отделяют железный лом, содержащий 75% железа. Измельченный материал просеивают через сито 10-20 мм и получают корольки цинка чистотой 93%. Тонкий порошок, содержащий в %: 32,6 Mn, 28,1 Zn, 1,1 Fe, 0,014 Cu, 0,007 Ni, 0,011 Cd, обрабатывают в реакторе 20%-ной соляной кислотой. Водный раствор, содержащий в г/л: 84,1 Mn, 72,5 Zn, 0,1-0,8 Fe, 0,035 Cu, 0,016 Ni и 0,029 Cd очищают от железа нейтрализацией аммиачной водой при pH = 5, отстаивают, фильтруют и удаляют гидроксиды железа вместе с другими не растворившимися в соляной кислоте примесями. Осветленный раствор нейтрализуют аммиачной водой до pH = 9 и добавляют 130 г/л диоксида марганца крупностью 4-10 мкм (или 1 часть MnO2 на 1-1,5 части батареек), перемешивают в течение 24 часов и осаждают марганец по реакции:
MnCl2 + MnO2 + H2O = Mn2O3 + 2HCl
Состав марганцевого осадка в %: 62 Mn, 1,7 Zn, Fe, Ni, Cu, Cd - следы. Раствор, содержащий в г/л: 48,3 Zn, 92,5 NH4, 134 Cl, 0,0002 Fe, 0,025 Cu, 0,012 Ni, 0,0016 Mn, 0,022 Cd, поступает на операцию извлечения цинка гидрометаллургическим способом.A known method of processing waste chemical power sources developed by the Japanese company "Fuji den Kagaku" (1). Chit elements are crushed and calcined in an oven at 400-1000 o C for 3-20 hours in the presence of air. In this case, combustible materials (paper, coal rods, graphite, soot, plastic, starch, coal tar) are burned. The calcined mass is first crushed in a mill, and then passed through a magnetic separator and scrap iron containing 75% iron is separated. The crushed material is sieved through a sieve of 10-20 mm and get the kings of zinc with a purity of 93%. Fine powder containing in%: 32.6 Mn, 28.1 Zn, 1.1 Fe, 0.014 Cu, 0.007 Ni, 0.011 Cd, is treated in the reactor with 20% hydrochloric acid. An aqueous solution containing in g / l: 84.1 Mn, 72.5 Zn, 0.1-0.8 Fe, 0.035 Cu, 0.016 Ni and 0.029 Cd is purified from iron by neutralization with ammonia water at pH = 5, settled, filtered and iron hydroxides are removed along with other impurities not dissolved in hydrochloric acid. The clarified solution is neutralized with ammonia water to pH = 9 and 130 g / l of manganese dioxide with a particle size of 4-10 μm (or 1 part of MnO 2 per 1-1.5 parts of batteries) is added, stirred for 24 hours and manganese precipitated by the reaction:
MnCl 2 + MnO 2 + H 2 O = Mn 2 O 3 + 2HCl
Composition of manganese precipitate in%: 62 Mn, 1.7 Zn, Fe, Ni, Cu, Cd - traces. A solution containing in g / l: 48.3 Zn, 92.5 NH 4 , 134 Cl, 0.0002 Fe, 0.025 Cu, 0.012 Ni, 0.0016 Mn, 0.022 Cd, is fed to the zinc extraction operation by the hydrometallurgical method.
Недостатками способа являются: использование очень агрессивной и относительно дорогой соляной кислоты, требующей дорогостоящего оборудования; способ предусматривает практически полное растворение измельченного тонкого порошка - процесс очень длительный, требует повышенных расходов реагентов при выщелачивании и соответственно при переработке растворов, тяжелые санитарные условия при использовании соляной кислоты и аммиака. The disadvantages of the method are: the use of very aggressive and relatively expensive hydrochloric acid, requiring expensive equipment; the method involves the almost complete dissolution of the crushed fine powder - the process is very lengthy, requires increased reagent costs during leaching and, accordingly, in the processing of solutions, difficult sanitary conditions when using hydrochloric acid and ammonia.
Наиболее близким по совокупности признаков, принятым за прототип, является способ извлечения металлов из отработанных сухих батарей (2). The closest set of features adopted for the prototype is a method of extracting metals from spent dry batteries (2).
Способ предусматривает извлечение Fe, Zn, Mn, Hg, Cu из отработанных сухих батарей в отдельные товарные продукты и включает операции: измельчение, обжиг, магнитную сепарацию, грохочение, водное выщелачивание, сернокислотное выщелачивание и электролиз. При обжиге отгоняют и улавливают ртуть. Магнитной сепарацией извлекают железо, грохочением - частицы латуни. Остаток вначале выщелачивают водой для удаления хлориона, затем - серной кислотой с добавкой MnO2 в качестве окислителя для полного выщелачивания цинка и марганца. Медь из раствора извлекают цементацией цинковой пылью. Раствор, содержащий ZnSO4 и MnSO4, подвергают электролизу с алюминиевым катодом и свинцовым анодом с извлечением соответственно цинка и MnO2.The method involves the extraction of Fe, Zn, Mn, Hg, Cu from used dry batteries into separate commercial products and includes operations: grinding, firing, magnetic separation, screening, water leaching, sulfuric acid leaching and electrolysis. During firing, mercury is distilled off and trapped. Iron is extracted by magnetic separation, and brass particles are screened. The residue is first leached with water to remove chlorion, then with sulfuric acid with the addition of MnO 2 as an oxidizing agent for the complete leaching of zinc and manganese. Copper from the solution is extracted by cementation with zinc dust. A solution containing ZnSO 4 and MnSO 4 is subjected to electrolysis with an aluminum cathode and a lead anode to extract zinc and MnO 2, respectively.
Недостатки прототипа:
1. Загрязнение раствора выщелачивания железом из окалины и продуктов коррозии, образовавшихся в процессе обжига батарей. При очистке раствора перед электролизом с гидроокисным осадком железа неизбежны потери марганца и цинка, что снижает их извлечение.The disadvantages of the prototype:
1. Pollution of the leach solution with iron from scale and corrosion products formed during the firing of batteries. When cleaning the solution before electrolysis with a hydroxide precipitate of iron, loss of manganese and zinc is inevitable, which reduces their extraction.
2. Полное выщелачивание цинка, в т.ч. металлического, и марганца ведется в жестком режиме (высокая температура, высокая остаточная кислотность, введение в процесс MnO2 в качестве окислителя).2. Complete leaching of zinc, including metal, and manganese is conducted in a hard mode (high temperature, high residual acidity, the introduction of MnO 2 as an oxidizing agent in the process).
3. С нерастворимым остатком от выщелачивания неизбежны потери цинка и марганца, что также снижает их извлечение. 3. With an insoluble leach residue, losses of zinc and manganese are inevitable, which also reduces their recovery.
Задачей предлагаемого изобретения является создание способа комплексной переработки отработанных ХИТ с повышением извлечения марганца и цинка при удешевлении процесса утилизации сырья в целом. The objective of the invention is to provide a method for the integrated processing of spent chemical agents with an increase in the extraction of manganese and zinc while reducing the cost of the utilization of raw materials in general.
Поставленная задача достигается тем, что в известном способе утилизации отработанных ХИТ с извлечением составляющих ХИТ в отдельные товарные продукты, включающем измельчение исходных материалов, обжиг, магнитную сепарацию, кислотное выщелачивание и последующий электролиз с осаждением металлического цинка на катоде, а электрического диоксида марганца на аноде, согласно изобретению магнитную сепарацию измельченных ХИТ проводят перед обжигом с извлечением железного скрапа, обожженный материал классифицируют с отделением металлического цинка, а отмытый огарок выщелачивают оборотным электролитом при pH не более 3, температуре 30-60oC с отделением твердого осадка оксидов марганца, а оставшийся раствор, содержащий сульфаты марганца и цинка, подвергают электролизу. При этом огарок перед кислотным выщелачиванием подвергают флотации.This object is achieved by the fact that in the known method of disposal of spent chemical agents with the extraction of chemical components into individual commercial products, including grinding of raw materials, firing, magnetic separation, acid leaching and subsequent electrolysis with the deposition of metallic zinc on the cathode, and electric manganese dioxide on the anode, according to the invention, the magnetic separation of crushed chit is carried out before firing with the extraction of iron scrap, the calcined material is classified with separation of metal of zinc calcine is leached and washed circulating electrolyte at pH less than 3, a temperature of 30-60 o C with separation of the solid manganese oxides precipitate and remaining solution containing manganese sulphate and zinc, is subjected to electrolysis. In this case, the cinder is subjected to flotation before acid leaching.
Новым в заявляемом техническом решении является отделение металлического железа из раздробленных элементов магнитной сепарацией перед обжигом, выделение из обожженного материала металлического цинка в виде корольков и графита перед выщелачиванием и выведение твердого остатка от выщелачивания, который представляет собой оксиды марганца высших валентностей, не загрязненные цинком, и является готовой продукцией - марганцевым концентратом. New in the claimed technical solution is the separation of metallic iron from crushed elements by magnetic separation before firing, the separation of the calcined material of metallic zinc in the form of kings and graphite before leaching and removal of the solid residue from leaching, which is higher-valence manganese oxides not contaminated with zinc, and is a finished product - manganese concentrate.
Так, магнитной сепарацией до операции обжига извлекается полностью металлическое железо и никель, тем самым исключается загрязнение раствора этими элементами на стадии выщелачивания, что позволяет исключить из схемы операцию очистки раствора от железа. So, by magnetic separation, completely metallic iron and nickel are extracted prior to the firing operation, thereby eliminating the contamination of the solution with these elements at the leaching stage, which eliminates the operation of cleaning the solution from iron from the circuit.
Классификацией обожженной измельченной агломератной массы по классу 0,1 мм гравиметрическим способом или простым рассевом на сите выделяется металлический цинк (не только цинковые стаканы солевых элементов, но и цинковый порошок из катодной пастированной массы щелочных элементов). Эта операция сразу позволяет выделять до 25% цинка в готовую продукцию и значительно упростить последующую операцию сернокислотного выщелачивания. By the classification of the calcined crushed agglomerate mass according to the class of 0.1 mm by gravimetric method or by simple sieving, metal zinc is released on the sieve (not only zinc glasses of salt elements, but also zinc powder from the cathode paste mass of alkaline elements). This operation immediately allows you to allocate up to 25% of zinc in the finished product and greatly simplify the subsequent operation of sulfuric acid leaching.
Для перевода металлического цинка в раствор требуются жесткие условия, а именно повышенная температура, значительные избыточная кислотность и время обработки. To transfer metallic zinc to a solution, harsh conditions are required, namely, elevated temperature, significant excess acidity and processing time.
Выделив из агломератной массы металлический цинк, мы тем самым сокращаем расход кислоты на его растворение и осуществляем выщелачивание в "мягких" условиях: pH не более 3, температура - 30-60oC, время - 1,0-1,5 часов.Having isolated metallic zinc from the agglomerated mass, we thereby reduce the acid consumption for its dissolution and carry out leaching under “mild” conditions: pH no more than 3, temperature - 30-60 o C, time - 1.0-1.5 hours.
При таком выщелачивании оксид цинка извлекается практически полностью, а основная масса оксидов марганца высших валентностей остается в твердом остатке и после обезвоживания и промывки является готовой продукцией - марганцевым концентратом. With this leaching, zinc oxide is extracted almost completely, and the bulk of higher valence manganese oxides remains in the solid residue and, after dehydration and washing, is the finished product — manganese concentrate.
Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.
Отработанные химические источники тока марганцево-цинковой системы без предварительной классификации их на "щелочные" и "солевые" в смеси с вновь изготовленными бракованными ХИТ той же системы подвергаются дроблению и магнитной сепарации. В магнитную фракцию извлекаются железные и никелевые конструкционные элементы ХИТ. Немагнитная фракция подвергается окислительному обжину при 650oC в течение 2 часов. При этом, "органическая" составляющая ХИТ (битум, картон, уголь, крахмал, полиэтилен) выгорает, а ртуть возгоняется и улавливается в виде "ступпы". Обожженный продукт измельчается до крупности минус 0,1 мм и подвергается классификации по этому классу крупности, при этом металлический цинк практически на 100% в виде корольков и тонких пластинок извлекается в песковую фракцию. Тонкий материал классификации подвергается флотации для удаления графита при pH≥9 с вспенивателем Т-80 (расход - 0,2 кг/т). Операция флотации является одновременно операцией отмывки материала от соли и щелочи, последняя подщелачивает пульпу до нужной щелочности.Spent chemical current sources of the manganese-zinc system without prior classification into “alkaline” and “salt” in a mixture with newly manufactured defective CHIT of the same system undergo crushing and magnetic separation. Iron and nickel HIT structural elements are extracted into the magnetic fraction. The non-magnetic fraction undergoes oxidative burning at 650 ° C. for 2 hours. At the same time, the “organic” component of HIT (bitumen, cardboard, coal, starch, polyethylene) burns out, and mercury is sublime and trapped in the form of a “stupa”. The calcined product is crushed to a particle size of minus 0.1 mm and subjected to classification according to this class of particle size, while metal zinc is extracted almost 100% in the form of kings and thin plates into the sand fraction. Fine classification material is flotated to remove graphite at pH≥9 with a T-80 blowing agent (flow rate - 0.2 kg / t). The flotation operation is simultaneously the operation of washing the material from salt and alkali, the latter alkalizing the pulp to the desired alkalinity.
Удаление щелочи из твердого остатка снижает в последующем расход кислоты при выщелачивании. Removal of alkali from the solid residue subsequently reduces the acid consumption during leaching.
После флотации и обезвоживания тонкий осадок, содержащий практически только оксид цинка и оксиды марганца, поступает на выщелачивание оборотным сернокислым электролитом при pH 3, T - 30-60oC в течение 1,0-1,5 часов. При этом цинк переходит в раствор практически полностью, а марганец - частично.After flotation and dehydration, a thin precipitate containing almost only zinc oxide and manganese oxides is leached with a circulating sulfate electrolyte at
Твердый остаток состоит в основном из диоксида марганца и является готовой продукцией - марганцевым концентратом. Раствор, содержащий сульфаты цинка и марганца, поступает на электролиз в бездиафрагменный электролизер с алюминиевым катодом и свинцовым анодом. The solid residue consists mainly of manganese dioxide and is a finished product - manganese concentrate. The solution containing zinc and manganese sulfates is fed to the electrolysis in a diaphragmless cell with an aluminum cathode and a lead anode.
Электролиз осуществляется без подогрева электролита при плотности тока 2000 А/м2. На катоде выделяется компактный металлический цинк (выход по току - 80%), а на аноде - электролитический диоксид марганца (ЭДМ). ЭДМ в виде шлама осаждается на дно электролизера и вместе с отработанным электролитом в виде пульпы возвращается на выщелачивание и выводится из процесса в виде марганцевого концентрата.Electrolysis is carried out without heating the electrolyte at a current density of 2000 A / m 2 . Compact metal zinc is released at the cathode (current efficiency is 80%), and electrolytic manganese dioxide (EDM) at the anode. The EDM in the form of sludge is deposited on the bottom of the electrolyzer and, together with the spent electrolyte in the form of pulp, is returned to leaching and removed from the process in the form of manganese concentrate.
Пример 1. Способ проверен на смеси отработанных ХИТ: щелочных А-336 и солевых N 373, в соотношении 1: 1. Средний химический состав химических элементов в % приводится в табл. 1. Example 1. The method was tested on a mixture of spent chemical agents: alkaline A-336 and salt N 373, in a ratio of 1: 1. The average chemical composition of chemical elements in% is given in table. 1.
Приготовленную смесь источников тока раздробили, из одной навески магнитом удалили металлические железо и никель, а вторую навеску не подвергали магнитной сепарации. Обе навески обожгли при температуре 650oC в течение 2 часов, при этом органическая составляющая навесок (битум, бумага, крахмал, полиэтилен, уголь и др.) выгорела, а ртуть возогнана и уловлена в конденсаторе в виде "ступпы".The prepared mixture of current sources was crushed, metal iron and nickel were removed from one sample by magnet, and the second sample was not subjected to magnetic separation. Both samples were burned at a temperature of 650 o C for 2 hours, while the organic component of the samples (bitumen, paper, starch, polyethylene, coal, etc.) burned out, and the mercury was distilled and trapped in the condenser in the form of a “stupa”.
Из второй навески магнитной сепарацией извлекли железо и никель. На железе замечены следы коррозии. Iron and nickel were recovered from the second sample by magnetic separation. Traces of corrosion are seen on the iron.
Затем обе навески отмыли водой от соли и щелочи. Промывные воды имели щелочную реакцию pH = 9 и не содержали ионов Mn, Zn и Fe. После обезвоживания навески выщелочили сернокислым раствором при pH=1, температуре 80oC в течение 3 часов. Составы полученных растворов представлены в табл. 2.Then both samples were washed with water from salt and alkali. Wash water had an alkaline reaction pH = 9 and did not contain Mn, Zn and Fe ions. After dehydration, the samples were leached with a sulfuric acid solution at pH = 1, a temperature of 80 o C for 3 hours. The compositions of the resulting solutions are presented in table. 2.
Сернокислые растворы выщелачивания огарка, полученные при обжиге измельченных ХИТ с предварительным удалением железа, практически не содержат железа и не требуют операции очистки от железа при их переработке. Растворы, полученные при выщелачивании огарка, подвергнутого магнитной сепарации для удаления железа после обжига, содержат значительное количество железа и требуют организации операции очистки. Sulphate solutions of cinder leaching obtained by roasting crushed chit with preliminary removal of iron, practically do not contain iron and do not require the operation of purification from iron during their processing. The solutions obtained by leaching a cinder subjected to magnetic separation to remove iron after firing contain a significant amount of iron and require the organization of a cleaning operation.
Пример 2. Смесь источников тока (см. пример 1) раздробили. После дробления и удаления металлического железа и никеля получили мелкую шихту состава, в %: Mn - 23,7, Zn - 22,8, K - 5,17, C - 9,97, Hg - 0,057, Cl - 2,07. Example 2. A mixture of current sources (see example 1) was crushed. After crushing and removal of metallic iron and nickel, a fine mixture of the composition was obtained, in%: Mn — 23.7, Zn — 22.8, K — 5.17, C — 9.97, Hg — 0.057, Cl — 2.07.
Эту шихту обожгли при 650oC в течение 2 часов и получили огарок (выход 90,0%). Состав огарка, в %: Mn - 98,3, Zn - 30,8, K - 5,9, C - 6,26, Hg - 0,0003, Cl - 1,0.This mixture was burned at 650 ° C. for 2 hours and a cinder was obtained (yield 90.0%). Cinder composition, in%: Mn - 98.3, Zn - 30.8, K - 5.9, C - 6.26, Hg - 0.0003, Cl - 1.0.
При обжиге органика выгорела, графит выгорел на 50%, ртуть возогнали на 99,6% и Cl - на 50%. When fired, the organics burned out, graphite burned out by 50%, mercury was distilled by 99.6% and Cl - by 50%.
Огарок отмыли водой (Т:Ж = 5:1, r = 0,5 ч., T - 50oC) от щелочи и соли. Отмытый огарок подвергали выщелачиванию в растворе серной кислоты по 2 вариантам.The cinder was washed with water (T: W = 5: 1, r = 0.5 h, T - 50 o C) from alkali and salt. The washed cinder was leached in a sulfuric acid solution in 2 ways.
I вариант (по прототипу). Выщелачиванию подвергали огарок без отделения металлического цинка при высокой температуре и кислотности. I option (prototype). The cinder was leached without cinder metal separation at high temperature and acidity.
II вариант (по предлагаемому способу). Из измельченного огарка на сите 0,1 мм выделили металлический цинк, а подрешетный продукт выщелачивали в следующих условиях: температура 30oC, pH - 3, продолжительность - 1 час.II option (by the proposed method). Zinc metal was isolated from the crushed cinder on a 0.1 mm sieve, and the under-grain product was leached under the following conditions: temperature 30 ° C,
Результаты представлены в табл. 3. Из таблицы следует, что нецелесообразно стремиться максимально полно извлекать марганец и цинк в раствор из огарка, содержащего металлический цинк. Для этого требуется повышенный расход кислоты, высокая температура (или длительное время). The results are presented in table. 3. From the table it follows that it is impractical to strive to fully extract manganese and zinc into the solution from the cinder containing metallic zinc. This requires an increased consumption of acid, high temperature (or a long time).
Целесообразно из огарка выделить металлический цинк, а из остатка в мягких условиях выщелочить полностью окись цинка, а основную массу (80%) марганца оставить в твердом остатке, который является готовой продукцией. It is advisable to isolate metallic zinc from the cinder, and to completely leach zinc oxide from the residue under mild conditions, and leave the bulk (80%) of manganese in the solid residue, which is the finished product.
При более высоком технологическом извлечении марганца и цинка налицо сокращение расхода кислоты и энергоресурсов. With a higher technological extraction of manganese and zinc, there is a reduction in the consumption of acid and energy.
Растворы выщелачивания по предлагаемому способу без дополнительной подготовки направляются на электролиз в бездиафрагменном электролизере с алюминиевым катодом и свинцовым анодом. Цинк осаждается на катоде, а электролитический диоксид марганца (ЭДМ) - на аноде в виде порошка. Leaching solutions according to the proposed method without additional preparation are sent to electrolysis in a diaphragmless cell with an aluminum cathode and a lead anode. Zinc is deposited on the cathode, and electrolytic manganese dioxide (EDM) is deposited on the anode in the form of a powder.
В процессе электролиза происходит регенерация кислоты, которая в виде отработанного электролита с механической взвесью ЭДМ возвращается на выщелачивание. ЭДМ и остаток от выщелачивания являются готовой продукцией - марганцевым концентратом. In the process of electrolysis, acid is regenerated, which returns to leaching in the form of a spent electrolyte with a mechanical suspension of EDM. EDM and the leach residue are finished products - manganese concentrate.
Результаты сравнения прототипа и предлагаемого способа по извлечению марганца и цинка по переделам представлены в табл. 4. The results of comparing the prototype and the proposed method for the extraction of manganese and zinc in the redistribution are presented in table. 4.
Таким образом, предлагаемый способ обеспечивает комплексную переработку отработанных ХИТ с извлечением в готовую продукцию марганца на 6,76%, цинка на 2,23% выше в сравнении с прототипом. Thus, the proposed method provides a comprehensive recycling of spent chemical agents with extraction of manganese into finished products by 6.76%, zinc by 2.23% higher in comparison with the prototype.
В предлагаемой технологии 16% металлического цинка выделяется перед операцией выщелачивания, что составляет 24 кг с одной тонны перерабатываемых ХИТ. За счет этой операции расход серной кислоты на 1 т ХИТ по сравнению с прототипом снижается на 36 кг. In the proposed technology, 16% of zinc metal is released before the leaching operation, which is 24 kg per ton of recycled HIT. Due to this operation, the consumption of sulfuric acid per 1 ton of HIT compared with the prototype is reduced by 36 kg
Твердый остаток выщелачивания, содержащий 54% марганца и до 10% графита, является готовой продукцией - высококачественным химическим марганцевым концентратом (ВМК). The solid leach residue containing 54% manganese and up to 10% graphite is a finished product - a high-quality chemical manganese concentrate (VMK).
ВМК используется в основном в металлургической промышленности, и углерод является полезной составляющей. В случае необходимости графит легко удаляется флотацией, и содержание марганца в ВМК повышается до 60%. VMK is used mainly in the metallurgical industry, and carbon is a useful component. If necessary, graphite is easily removed by flotation, and the manganese content in the VMC increases to 60%.
Источники информации
1. Купряков Ю.П. Производство тяжелых цветных металлов из лома и отходов. Харьков, изд. "Основа" при Харьковском гос. университете, 1992, с. 269.Sources of information
1. Kupryakov Yu.P. Production of heavy non-ferrous metals from scrap and waste. Kharkov, ed. "Basis" under the Kharkov state. University, 1992, p. 269.
2. Заявка Японии N 61-261443. Способ извлечения металлов из отработанных сухих батарей. МКИ C 22 B 7/00, B 09 B 5/00. Опубл. 19.11.86 г. 2. Japanese application N 61-261443. The method of extracting metals from spent dry batteries. MKI C 22
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99115669A RU2164955C1 (en) | 1999-07-14 | 1999-07-14 | Method of utilization of exhausted chemical sources of electric energy |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99115669A RU2164955C1 (en) | 1999-07-14 | 1999-07-14 | Method of utilization of exhausted chemical sources of electric energy |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2164955C1 true RU2164955C1 (en) | 2001-04-10 |
Family
ID=20222851
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99115669A RU2164955C1 (en) | 1999-07-14 | 1999-07-14 | Method of utilization of exhausted chemical sources of electric energy |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2164955C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2486262C2 (en) * | 2011-09-09 | 2013-06-27 | Закрытое акционерное общество "Экология" | Method of recycling spent chemical cells |
| WO2015157142A1 (en) * | 2014-04-09 | 2015-10-15 | Retriev Technologies Incorporated | Recycle process for alkaline and carbon zinc batteries |
| RU2734205C1 (en) * | 2020-04-27 | 2020-10-13 | Пётр Александрович Зимовец | Method of utilizing used chemical sources of current of manganese-zinc system |
| RU2769908C1 (en) * | 2021-09-10 | 2022-04-08 | Григорий Евгеньевич Пакалин | Method of processing spent lithium-ion current sources |
-
1999
- 1999-07-14 RU RU99115669A patent/RU2164955C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| КУПРИКОВ Ю.П. Производство тяжелых цветных металлов из лома и отходов. - Харьков: изд. "Основа" при Харьковском гос. Университете, 1992, с.269. * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2486262C2 (en) * | 2011-09-09 | 2013-06-27 | Закрытое акционерное общество "Экология" | Method of recycling spent chemical cells |
| WO2015157142A1 (en) * | 2014-04-09 | 2015-10-15 | Retriev Technologies Incorporated | Recycle process for alkaline and carbon zinc batteries |
| RU2734205C1 (en) * | 2020-04-27 | 2020-10-13 | Пётр Александрович Зимовец | Method of utilizing used chemical sources of current of manganese-zinc system |
| RU2769908C1 (en) * | 2021-09-10 | 2022-04-08 | Григорий Евгеньевич Пакалин | Method of processing spent lithium-ion current sources |
| WO2023038542A1 (en) * | 2021-09-10 | 2023-03-16 | Григорий Евгеньевич ПАКАЛИН | Method of recycling spent lithium-ion current sources |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US11508999B2 (en) | Lithium-ion batteries recycling process | |
| KR100975317B1 (en) | Method for preparing manganese sulfate and zinc sulfate from waste batteries containing manganese and zinc | |
| JP3918041B2 (en) | Method for recovering metals from used nickel-metal hydride batteries | |
| JP2000015216A (en) | Method for recycling positive electrode active material from lithium ion secondary battery | |
| JP6070898B2 (en) | Method and facility for recovering valuable components from waste dry batteries | |
| CN110828926A (en) | Method for cooperatively recovering metal and graphite from anode and cathode materials of waste lithium ion battery | |
| GB2106884A (en) | Hydrometallurgical method for recovering metal materials from spent lead-acid storage batteries | |
| US8586218B1 (en) | Process for recycling alkaline batteries | |
| MXPA03000209A (en) | Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method. | |
| CN103781923A (en) | Process for purifying zinc oxide | |
| CN113517484A (en) | Method for treating waste lithium cobalt oxide battery and product thereof | |
| CN111647754A (en) | Comprehensive utilization method of zinc-containing dust and sludge in steel plant | |
| JP4099057B2 (en) | Cobalt recovery method and cobalt recovery system in lithium ion battery | |
| RU2016104C1 (en) | Method of storage battery lead bearing scrap processing | |
| JPH02103871A (en) | Lead collecting method from waste lead storage battery | |
| RU2734205C1 (en) | Method of utilizing used chemical sources of current of manganese-zinc system | |
| CN100586617C (en) | Method for recycling and preparing ultra-fine zinc dust from zinc dust containing material | |
| RU2164955C1 (en) | Method of utilization of exhausted chemical sources of electric energy | |
| TW400365B (en) | Method for preparing mineral pigment, the thus obtained mineral pigments and installation for implementing such method | |
| CN109112301A (en) | A method of electrolytic separation iron and zinc in sulfuric acid medium | |
| RU2486262C2 (en) | Method of recycling spent chemical cells | |
| US5458990A (en) | Method of processing used batteries | |
| RU2431690C1 (en) | Procedure for processing waste chemical sources of current of manganese-zinc system for complex utilisation | |
| CN114006067A (en) | Method and system for recycling anode and cathode mixed powder of waste ternary lithium ion battery | |
| CA2192084C (en) | Hydrometallurgical treatment for the purification of waelz oxides through lixiviation with sodium carbonate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20060715 |