RU2172353C1 - Способ переработки аккумуляторного лома - Google Patents
Способ переработки аккумуляторного ломаInfo
- Publication number
- RU2172353C1 RU2172353C1 RU2000108950A RU2000108950A RU2172353C1 RU 2172353 C1 RU2172353 C1 RU 2172353C1 RU 2000108950 A RU2000108950 A RU 2000108950A RU 2000108950 A RU2000108950 A RU 2000108950A RU 2172353 C1 RU2172353 C1 RU 2172353C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- temperature
- storage battery
- scrap
- battery scrap
- Prior art date
Links
- 238000003860 storage Methods 0.000 title abstract 3
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 239000000908 ammonium hydroxide Substances 0.000 claims abstract description 8
- 235000012970 cakes Nutrition 0.000 claims abstract description 8
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 8
- FDEQQCOTLPPCAO-UHFFFAOYSA-K carbonate;chloride Chemical compound [Cl-].[O-]C([O-])=O FDEQQCOTLPPCAO-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract 2
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 claims abstract 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims 2
- 238000000034 method Methods 0.000 abstract description 8
- 229910001245 Sb alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 239000002140 antimony alloy Substances 0.000 abstract description 7
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 6
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 6
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 abstract description 5
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N lead(II) oxide Inorganic materials [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- YADSGOSSYOOKMP-UHFFFAOYSA-N dioxolead Chemical compound O=[Pb]=O YADSGOSSYOOKMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 9
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 5
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N HF Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- VNZYIVBHUDKWEO-UHFFFAOYSA-L Lead(II) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Pb+2] VNZYIVBHUDKWEO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910021514 lead(II) hydroxide Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 4
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 description 4
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N Ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L Calcium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 3
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 3
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 3
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 3
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 3
- PRKQVKDSMLBJBJ-UHFFFAOYSA-N Ammonium carbonate Chemical compound N.N.OC(O)=O PRKQVKDSMLBJBJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PQUCIEFHOVEZAU-UHFFFAOYSA-N Ammonium sulfite Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]S([O-])=O PQUCIEFHOVEZAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 239000010441 alabaster Substances 0.000 description 2
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 2
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 2
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N oxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 description 2
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 2
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate dianion Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- XUFQPHANEAPEMJ-UHFFFAOYSA-N Famotidine Chemical compound NC(N)=NC1=NC(CSCCC(N)=NS(N)(=O)=O)=CS1 XUFQPHANEAPEMJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229960001596 Famotidine Drugs 0.000 description 1
- OHORFAFFMDIQRR-UHFFFAOYSA-P Hexafluorosilicic acid Chemical compound [H+].[H+].F[Si-2](F)(F)(F)(F)F OHORFAFFMDIQRR-UHFFFAOYSA-P 0.000 description 1
- 229910000003 Lead carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L Lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000443 aerosol Substances 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000288 alkali metal carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000008041 alkali metal carbonates Chemical class 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000010405 anode material Substances 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 239000000374 eutectic mixture Substances 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000003337 fertilizer Substances 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000002829 reduced Effects 0.000 description 1
- 239000011833 salt mixture Substances 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- KEAYESYHFKHZAL-UHFFFAOYSA-N sodium Chemical compound [Na] KEAYESYHFKHZAL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M sodium chloride Chemical class [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Images
Abstract
Изобретение относится к цветной металлургии, к технологии получения свинца из аккумуляторного лома. В способе переработки вторичного аккумуляторного лома, включающем выщелачивание, фильтрацию и последующее выделение свинца электролизом, металлическую и сульфатно-оксидную фракции лома выщелачивают раствором гидроксида аммония, кек сушат при температуре 280-300°С и плавят при 700-720°С в карбонатно-хлоридном электролите с восстановителем. Обеспечиваются комплексность переработки свинцового аккумуляторного лома, получение свинцово-сурьмянистого сплава и свинца в одном аппарате, упрощение процесса. 2 ил.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, к технологии получения свинца из аккумуляторного лома.
Известен способ кислородно-электротермической плавки (КЭПАЛ) аккумуляторного лома (рис. 1), содержащего свинцово-сурмянистый сплав, сульфат свинца и оксиды свинца (PbO2, PbO), который реализуют в две стадии: режим плавки и режим восстановления при температуре 1300oC. В результате плавки и восстановления получают черновой свинец, который идет на рафинирование. Выделяющийся сернистый ангидрид направляют на получение серной кислоты, что требует создания сернокислотного производства.
Недостатками известного способа являются высокие энергетические затраты, в том числе и на производство кислорода, высокая экологическая опасность по причине большой величины упругости пара свинца (около 13 кПа) при температуре 1300oC, сложности аппаратурного оформления технологии, значительные капитальные затраты.
Наиболее близким технологическим решением является способ гидрометаллургической переработки отделенной от свинцово-сурмянистого сплава набивки (PbSO4, PbO2, PbO) путем обработки ее раствором карбоната аммония, растворения образовавшегося карбоната свинца в кремнефтористоводородной кислоте и электролизе раствора кремнефтористого свинца (рис. 2).
Недостатком известного способа является то, что он не обеспечивает комплексной переработки всех компонентов пластин (набивки, решеток). Для восстановления PbO2 предлагается использовать сульфит аммония или порошкообразный свинец. Следует отметить, что эти процессы протекают с малыми скоростями и недостаточно глубоко. Кроме этого, при электролизе раствора PbSiF6 возникают проблемы с материалом анода, а катодное выделение свинца требует повышенного расхода электроэнергии (750 кВт•час/т) и дополнительных трудозатрат (изготовление катодных матриц, съем катодов). При электролизе на аноде выделяется кислород, что приводит к выносу аэрозолей кислоты в атмосферу цеха.
Авторы предлагают использовать получаемый сульфат аммония в качестве удобрения, что требует обеспечения жестких требований по содержанию свинца в продукте (ПДКR = 20 мг/кг) и дополнительных энергозатрат на упаривание растворов.
Целью изобретения является упрощение переработки свинцового аккумуляторного лома, устранение операций электролиза и восстановления PbO2 с применением порошкообразного свинца, получение свинцово-сурмянистого сплава и свинца в одном аппарате, выделение сульфат-иона в форме алебастра.
Поставленная цель достигается тем, что измельченные решетки и набивку (PbSO4, PbO2, PbO) совместно обрабатывают раствором гидроксида аммония, пульпу фильтруют, промывают, а затем сушат при температуре 280-300oC. Полученный сухой продукт подают в карбонатно-хлоридный расплав, представленный карбонатами натрия, калия, лития или их композицией с хлоридами калия и натрия, в котором при температуре 700-750oC отделяют сурмянистый сплав и получают металлический свинец, восстанавливая его из плюмбитов щелочных металлов Me2PbO2 (Me-Na, К, Li) углеродом по реакции
2Me2PbO2 + C ---> 2Me2O + 2Pb + CO2. (1)
Пояснение способа дается технологическими схемами. На фиг.1 представлена технологическая схема переработки свинцового аккумуляторного сырья по прототипу; на фиг. 2 - технологическая схема по предлагаемому решению.
2Me2PbO2 + C ---> 2Me2O + 2Pb + CO2. (1)
Пояснение способа дается технологическими схемами. На фиг.1 представлена технологическая схема переработки свинцового аккумуляторного сырья по прототипу; на фиг. 2 - технологическая схема по предлагаемому решению.
Рассмотрение технологических схем переработки аккумуляторного сырья показывает, что согласно прототипу отделяют решетки от набивки, последнюю, с целью восстановления диоксида свинца, обрабатывают сульфитом аммония. Эти переделы в предложенном решении отсутствуют. Десульфатацию в прототипе выполняют, используя карбонат аммония, а в предложенном решении для этого применяют гидроксид аммония. Процесс описывается реакцией
В предложенном решении раствор сульфата аммония вместо упаривания обрабатывают известковым молоком, что позволяет выделить гипс и регенерировать гидроксид аммония. Процесс описывается следующей реакцией:
После фильтрации пульпы осадок гипса сушат и получают товарный алебастр, а раствор гидроксида аммония используют в обороте.
В предложенном решении раствор сульфата аммония вместо упаривания обрабатывают известковым молоком, что позволяет выделить гипс и регенерировать гидроксид аммония. Процесс описывается следующей реакцией:
После фильтрации пульпы осадок гипса сушат и получают товарный алебастр, а раствор гидроксида аммония используют в обороте.
Благодаря применению известкового молока достигаются утилизация сульфат-иона и регенерация гидроксида аммония, что повышает экономическую эффективность технологии.
Полученный кек после передела десульфатации согласно прототипу обрабатывают раствором кремнефтористоводородной кислоты и затем раствор PbSiF6 направляют на электролиз. Согласно предлагаемому решению кек после передела десульфатации сушат при температуре 280-300oC с целью удаления влаги, разложения диоксида свинца и гидроксида свинца до оксида свинца.
Подтверждением выбранного режима сушки и разложения диоксида и гидроксида свинца при температуре 300oC являются следующие примеры.
Пример 1. 100 г кека, полученного после фильтрации пульпы в результате проведения процесса десульфатации, содержащего 30-40% влаги, 38% диоксида свинца и 40% гидроксида свинца сушили при температуре 280oC и перемешивали в течение одного часа, после чего анализировали на содержание диоксида и гидроксида свинца. Установили, что в сухом остатке содержится до 32% PbO2 и 3% Pb(OH)2. Полное разложение диоксида свинца достигается на переделе плавки-восстановления.
Пример 2. 100 г кека указанного выше состава сушили при 300oC в течение 2 часов. Содержание Pb(OH)2 в сухом остатке не обнаружили.
Режим плавки и восстановления полученного сухого остатка подтверждаем следующими примерами.
Брали 50 г сухого кека, который содержал 61,7% оксида свинца и 34,9% свинцово-сурмянистого сплава и дозировали в солевой расплав массой 100 г (Na2CO3 - 60 мол.% и KCl мол.%) при температуре 750oC. После расплавления шихты весь расплав сливали на металлический поддон, отделяли полученный свинцово-сурмянистый сплав, масса которого составила 16,5 г, а извлечение составило 96,2%. Затем электролит вновь помещали в печь, расплавляли и температуру поддерживали при 750oC. Дозировали в электролит 1,42 г угля и при перемешивании процесс завершался в течение 5 минут, о чем судили по прекращению выделения газа (CO2). После чего расплав замораживали, извлекали выделенный свинец. Масса свинца составила 27,5 г, а извлечение - 96%.
Снижение температуры процесса восстановления на 50oC приводило к увеличению продолжительности процесса на 15 минут, а извлечение свинца составило 95%.
В следующем эксперименте восстановительную плавку вели при температуре 650oC. В расплавленный электролит указанного выше состава загружали 50 г сухого свинцового кека. Продолжительность процесса восстановления составила 60 минут, извлечение свинца составило за это время 93%. На основании выполненных экспериментов оптимальной температурой восстановления оксида свинца в карбонатно-хлоридном электролите является 700 - 720oC. Расход угля на восстановление оксида свинца не превышал, согласно стехиометрии реакции (1), более чем на 10%.
Аналогичными опытами, описанными выше, доказана возможность применения в качестве электролита, в котором проводится разделительно-восстановительная плавка, карбонатных (Na2CO3-K2CO3-Li2CO3, эвтектической смеси) или карбонатно-хлоридных солевых расплавов. Необходимым условием реализации низкотемпературной восстановительной плавки является наличие в расплаве карбоната щелочного металла, что обеспечивает растворение оксида свинца. Конкретный состав солевой смеси выбирают исходя из условия достижения наиболее низкой температуры ее плавления и стоимости этих солей. Следует отметить, что применение указанных солей и подача на плавку чистого оксида свинца делают возможным использование этих электролитов многократно, т.е. практически безотходно.
Сравнительный анализ с прототипом заявляемого способа позволяет сделать вывод, что последний отличается от известного тем, что переработке подвергают весь аккумуляторный лом, а не только отделенную от решеток набивку. Следовательно, выполняется принцип комплексности. Предлагаемая технологическая схема не содержит передела восстановления PbO2 до PbO и передела электролитического выделения свинца, что существенно упрощает технологию. Утилизация сульфата аммония с помощью известкового молока (реакция 3) обеспечивает регенерацию гидроксида аммония, а значит, снижает затраты на реагенты. Таким образом, заявляемый способ соответствует критерию изобретения "новизна".
Кроме того, способ позволяет снизить температуру процесса и, тем самым, значительно уменьшить упругость пара свинца, что повышает экологическую безопасность технологии в сравнении с аналогом, снизить расход топлива, не образуются шлаки, требующие захоронения.
Claims (1)
- Способ переработки аккумуляторного лома, включающий выщелачивание аммонийсодержащим реагентом, отличающийся тем, что в качестве аммонийсодержащего реагента применяют гидроксид аммония и выщелачиванию подвергают металлическую и сульфатно-оксидную фракцию лома с получением после фильтрации кека, который сушат при температуре 280-300°С и плавят при 700-720°С в карбонатно-хлоридном электролите с восстановителем.
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2172353C1 true RU2172353C1 (ru) | 2001-08-20 |
Family
ID=
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2795311C1 (ru) * | 2022-10-31 | 2023-05-02 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Юго-Западный государственный университет" (ЮЗГУ) | Способ получения свинцово-сурьмянистого сплава из порошков, полученных электроэрозионным диспергированием отходов сплава ССу-3 в воде |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| Journal of metals, 1985, 2, p.79-83. * |
| СЫЧЕВ А.П. и др. Цветные металлы, 1981, № 2, с.14-18. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2795311C1 (ru) * | 2022-10-31 | 2023-05-02 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Юго-Западный государственный университет" (ЮЗГУ) | Способ получения свинцово-сурьмянистого сплава из порошков, полученных электроэрозионным диспергированием отходов сплава ССу-3 в воде |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US11508999B2 (en) | Lithium-ion batteries recycling process | |
| US4769116A (en) | Hydrometallurgical process for an overall recovery of the components of exhausted lead-acid batteries | |
| US11695169B2 (en) | Process for the preparation of precursor compounds for lithium battery cathodes | |
| EP3762519B1 (en) | Process for recovering lead from a lead pastel and use thereof in a process for recovering lead-acid accumulator components | |
| CN101994007B (zh) | 用氯化镁从废铅酸蓄电池膏泥中脱硫的方法 | |
| CN102560535A (zh) | 一种湿法回收废铅酸蓄电池填料中铅的方法 | |
| EP0724306B1 (en) | Process for the hydrometallurgical and electrochemical treatment of the active mass of exhausted lead batteries, to obtain electrolytic lead and elemental sulphur | |
| CN112853120B (zh) | 一种废旧锂电池回收浸出LiHCO3溶液深度除氟的方法 | |
| PL216507B1 (pl) | Sposób odsiarczania pasty akumulatorowej | |
| US4096045A (en) | Process for the recovery of lead from lead scraps | |
| WO2021226719A1 (en) | Hydrometallurgical recycling of lithium-ion battery electrodes | |
| RU2172353C1 (ru) | Способ переработки аккумуляторного лома | |
| EA042236B1 (ru) | Способ извлечения лития | |
| GB2097774A (en) | Process for treating sulphated lead compounds for recovering metallic lead and a high-purity sulphate | |
| KR20240026491A (ko) | 습식 제련 처리 방법을 통한 배터리 물질 재활용 공정 | |
| RO114351B1 (ro) | PROCEDEU DE RECICLARE A PLUMBULUI Dll\l MASELE ACTIVE DE DEȘEURI Șl BATERII CU PLUMB |