RU2753670C1 - Method for recovery of lead from oxygen compounds of oxysulfate fraction of battery scrap - Google Patents
Method for recovery of lead from oxygen compounds of oxysulfate fraction of battery scrap Download PDFInfo
- Publication number
- RU2753670C1 RU2753670C1 RU2020143416A RU2020143416A RU2753670C1 RU 2753670 C1 RU2753670 C1 RU 2753670C1 RU 2020143416 A RU2020143416 A RU 2020143416A RU 2020143416 A RU2020143416 A RU 2020143416A RU 2753670 C1 RU2753670 C1 RU 2753670C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- sludge
- recovery
- oxysulfate
- oxygen compounds
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
- C22B13/045—Recovery from waste materials
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/009—General processes for recovering metals or metallic compounds from spent catalysts
-
- 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
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области производства цветных металлов и может быть использовано при восстановлении свинца из шламов отработанных свинцовых кислотных аккумуляторов, представленных сульфатами (58%), оксидами (20%) и диоксидами (22%) металла, когда массовая доля свинца в данном материале составляет примерно 50% от общего количества металла. Среднее содержание свинца в составе шлама составляет 0,068-0,078 кг на 1 А-ч номинальной емкости батареи.The invention relates to the production of non-ferrous metals and can be used in the recovery of lead from sludge of spent lead acid batteries, represented by sulfates (58%), oxides (20%) and dioxides (22%) of the metal, when the mass fraction of lead in this material is approximately 50% of the total amount of metal. The average lead content in the sludge composition is 0.068-0.078 kg per 1 Ah of the nominal battery capacity.
Известен способ восстановления свинца из его оксидных соединений, полученных после окислительно-агломерирующего обжига, в шахтных печах, когда в качестве восстановителя используется углеродсодержащие материалы, например, кокс, расход которого составляет 15-17% от массы шихты. Процесс ведут при температуре 1250-1350°C с получением металлического свинца и шлака. К недостаткам способа можно отнести:There is a known method of reducing lead from its oxide compounds obtained after oxidative-agglomerating roasting, in shaft furnaces, when carbon-containing materials are used as a reducing agent, for example, coke, the consumption of which is 15-17% by weight of the charge. The process is carried out at a temperature of 1250-1350 ° C to obtain metallic lead and slag. The disadvantages of this method include:
- извлечение свинца на уровне 90%;- lead extraction at the level of 90%;
- получение шлаковой фазы, содержащей свинец (>1,5%);- obtaining a slag phase containing lead (> 1.5%);
- большие капитальные затраты на плавильное оборудование;- high capital costs for melting equipment;
- образование газообразных кислородных соединений углерода (СО, СО2). [Лоскутов Ф.М. Металлургия свинца и цинка, Металлургиздат, М., 1956 г, 478 с.].- the formation of gaseous oxygen compounds of carbon (CO, CO 2 ). [Loskutov F.M. Metallurgy of lead and zinc, Metallurgizdat, Moscow, 1956, 478 p.].
Наиболее близким к заявленному является способ восстановления свинца из смеси сульфидных и оксидных соединений собственной сульфидной серой, в частности галенита, когда при восстановлении свинца из его сульфидов в щелочном плаве протекает реакция диспропорционирования элементной серы и накапливается сульфид натрия, обладающий высокой восстановительной способностью [Патент РФ №2282672; заявка 2005107669/02 от 18.03.2005; опубликовано 27.06.2006, бюл. №24. Способ восстановления свинца. B.C. Чекушин, СП. Бакшеев, Н.В. Олейникова]. Процесс реализуется в системе: сульфидный свинцовый концентрат - оксидный свинцовый продукт (шламы аккумуляторных батарей) - щелочь (NaOH). Восстановление осуществляется при температуре 550-650°С и перемешивании лопастной мешалкой в течение 40-60 минут. Восстановленный свинец сливают из реактора.The closest to the claimed method is the reduction of lead from a mixture of sulfide and oxide compounds with its own sulfide sulfur, in particular galena, when, during the reduction of lead from its sulfides in an alkaline melt, the disproportionation reaction of elemental sulfur proceeds and sodium sulfide accumulates, which has a high reducing ability [RF Patent No. 2282672; application 2005107669/02 dated 18.03.2005; published on June 27, 2006, bul. No. 24. Lead recovery method. B.C. Chekushin, SP. Baksheev, N.V. Oleinikov]. The process is realized in the system: sulphide lead concentrate - oxide lead product (battery sludge) - alkali (NaOH). Recovery is carried out at a temperature of 550-650 ° C and stirring with a paddle mixer for 40-60 minutes. The reduced lead is drained from the reactor.
Преимущества способа:The advantages of the method:
- высокое прямое извлечение свинца (>99%),- high direct lead recovery (> 99%),
- низкая температура ведения процесса,- low temperature of the process,
- не вводится реагент-восстановитель;- no reductant reagent is introduced;
- отсутствие шлака;- no slag;
- простота конструкции реактора для восстановления.- simplicity of the design of the reactor for recovery.
К недостаткам способа следует отнести необходимость участия в процессе сульфидного свинцового концентрата, а также большое количество щелочи, участвующей в процессе, составляющее до 300% от массы исходного сульфидного материала.The disadvantages of this method include the need to participate in the process of sulfide lead concentrate, as well as a large amount of alkali involved in the process, up to 300% of the mass of the original sulfide material.
Целью изобретения является осуществление восстановительного процесса производства свинца из шламовой составляющей аккумуляторного лома без участия сульфидного свинцового концентрата, в системе свинцовый шлам - щелочь - восстановитель при достижении высоких показателей извлечения и сравнительно низких эксплуатационных затратах.The aim of the invention is to implement a recovery process for the production of lead from the sludge component of battery scrap without the participation of sulphide lead concentrate, in the system lead sludge - alkali - reducing agent while achieving high recovery rates and relatively low operating costs.
Поставленная цель достигается тем, что способ восстановления свинца из кислородных соединений оксисульфатной фракции аккумуляторного лома в щелочных расплавах реализуется с использованием в качестве восстановителя свинца элементной серы, расход которой составляет 7,2-7,5% от массы шлама, при соотношении шлам: щелочь равном 1:2÷2,2.This goal is achieved by the fact that the method for the recovery of lead from oxygen compounds of the oxysulfate fraction of battery scrap in alkaline melts is implemented using elemental sulfur as a lead reductant, the consumption of which is 7.2-7.5% of the sludge mass, with a slurry: alkali ratio equal to 1: 2 ÷ 2.2.
Химизм процесса восстановления с учетом превращения сульфата свинца в щелочной средеThe chemistry of the reduction process taking into account the transformation of lead sulfate in an alkaline environment
приводящего к изменению состава свинецсодержащего материала, описывается уравнениями:leading to a change in the composition of the lead-containing material is described by the equations:
К факторам реализации способа восстановления свинца относятся:The factors for the implementation of the lead reduction method include:
- оптимальная температура;- optimal temperature;
- продолжительность перемешивания системы;- the duration of mixing the system;
- массовое соотношение шлам : NaOH;- mass ratio of sludge: NaOH;
- расход восстановителя - серы.- consumption of the reducing agent - sulfur.
В интервале температур 630-650°С, при перемешивании лопастной мешалкой (350 об/мин), расходе восстановителя 7,5% от массы шлама и отношением масс шлам: NaOH равном 1:3 через 30 минут контакта фаз достигается степень металлизации более 99,5%.In the temperature range 630-650 ° C, with stirring with a paddle mixer (350 rpm), the consumption of the reducing agent is 7.5% of the slurry mass and the slurry: NaOH mass ratio is 1: 3, after 30 minutes of phase contact, a metallization degree of more than 99 is achieved. 5%.
Уменьшение температуры процесса до 600°С при прочих равных условиях приводит к снижению степени металлизации, составляющей 98,1%. Увеличение продолжительности перемешивания системы до 55-60 минут обеспечивает металлизацию>99,5%.A decrease in the process temperature to 600 ° C, all other things being equal, leads to a decrease in the degree of metallization, which is 98.1%. Increasing the stirring time of the system to 55-60 minutes provides metallization> 99.5%.
В соответствии со стехиометрией уравнений (2)-(4), расчетный расход элементной серы должен составлять 4,9% от массы исходного шлама. Оптимальный расход серы 7,2-7,5%, что, по-видимому, связано с протеканием побочных окислительных реакций с ее участием и кислородом воздуха. Снижение расхода серы до 7,0% от массы свинцового шлама приводит к снижению извлечения металла до 97% (при отсутствии возможности повышения степени металлизации за счет увеличения продолжительности контакта фаз).In accordance with the stoichiometry of equations (2) - (4), the estimated consumption of elemental sulfur should be 4.9% of the mass of the original sludge. The optimal consumption of sulfur is 7.2-7.5%, which, apparently, is associated with the occurrence of side oxidative reactions with its participation and oxygen in the air. A decrease in sulfur consumption to 7.0% of the mass of lead sludge leads to a decrease in metal recovery to 97% (in the absence of the possibility of increasing the degree of metallization by increasing the duration of contact between the phases).
Глубокое восстановление свинца достигается при отношении 1:2÷2,2. Изменение соотношения фаз шлам щелочь до 1:1,5 оказывает отрицательное влияние на показатели процесса, это связано с возрастанием содержания дисперсного свинца в плаве при неудовлетворительном «линзообразовании».Deep lead reduction is achieved at a ratio of 1: 2 ÷ 2.2. Changing the phase ratio of sludge and alkali to 1: 1.5 has a negative effect on the performance of the process, this is due to an increase in the content of dispersed lead in the melt with unsatisfactory "lens formation".
В целом заявленный способ восстановления свинца из кислородных соединений, представленных электродным шламом отработанных аккумуляторов, соответствует критерию «новизна».In general, the claimed method for the recovery of lead from oxygen compounds, represented by the electrode sludge of spent batteries, meets the criterion of "novelty".
Способ описан в примере:The method is described in the example:
1 кг сухого шлама переработки отработанных свинцовых аккумуляторов, состав которых приведен выше, переработали на установке, состоящей из шахтной электрической печи, в которой установлен цилиндро-конический стальной реактор объемом 0,7 дм3, в днище которого вмонтирован клапан для слива расплава металла из щелочного плава. На крышке реактора закреплен электродвигатель с плавным режимом скорости вращения лопастной мешалки (от 0 до 1300 об/мин), чехол для термометра, загрузочный люк для подачи шлама, серы и щелочи в реактор. Поддержание температуры в расплаве обеспечивается платиновой термопарой через авторегулятор «Минитерм 400.31».1 kg of dry sludge recycling spent lead accumulators whose composition is given above, processed in an apparatus consisting of a shaft of the electric furnace, in which is mounted the cylinder-conical steel reactor having a volume of 0.7 dm 3, which is mounted in the bottom drain valve of the alkali metal melt floating. An electric motor with a smooth rotation speed of a paddle stirrer (from 0 to 1300 rpm), a thermometer cover, a loading hatch for supplying sludge, sulfur and alkali to the reactor are fixed on the reactor cover. Maintaining the temperature in the melt is provided by a platinum thermocouple through an autoregulator "Miniterm 400.31".
Исходные данные:Initial data:
Масса оксисульфатного шлама - 1000 г,Oxysulfate sludge mass - 1000 g,
Масса щелочи (NaOH) - 2000 г,Alkali mass (NaOH) - 2000 g,
Масса серы - 75 г,Sulfur mass - 75 g,
Количество свинца в исходном шламе 774 г. Шихту состоящую из 1 кг свинцового шлама, 750 г сухой щелочи (NaOH), 75 г серы, 200 г воды перемешивали с получением однородного теста и направляли на сушку и спекание (120-350°С), после чего спек загружали в реактор печи, содержащий 1250 г щелочи разогретой до температуры 650°С при включенном перемешивании в течении в течении 35 мин. Выкручивание останавливали, содержимое реактора отстаивали в течение 5-10 мин. Через донный клапан реактора расплавленный свинец сливали в изложницу, охлаждали и взвешивали металл. Через донный клапан сливали щелочной плав в изложницу, охлаждали и взвешивали, анализировали на содержание свинца, щелочи, сульфата натрия.The amount of lead in the original sludge was 774 g. The charge consisting of 1 kg of lead sludge, 750 g of dry alkali (NaOH), 75 g of sulfur, 200 g of water was mixed to obtain a homogeneous dough and sent for drying and sintering (120-350 ° C), after which the sinter was loaded into the furnace reactor containing 1250 g of alkali heated to a temperature of 650 ° C with the included stirring for 35 minutes. The unscrewing was stopped, the contents of the reactor were settled for 5-10 minutes. Through the bottom valve of the reactor, molten lead was poured into a mold, cooled and the metal was weighed. The alkaline melt was poured through the bottom valve into the mold, cooled and weighed, analyzed for the content of lead, alkali, sodium sulfate.
В результате восстановления получено:As a result of the restoration, the following was obtained:
- свинец металлический - 773,9 г,- metal lead - 773.9 g,
- химические потери щелочи - 274,9 г,- chemical losses of alkali - 274.9 g,
- содержание NaOH в плаве - 1725,1 г,- the content of NaOH in the melt - 1725.1 g,
- содержание сульфата натрия в плаве - 598,8 г,- the content of sodium sulfate in the melt - 598.8 g,
- масса щелочного плава - 2324 г. - mass of alkaline melt - 2324 g.
С учетом плотности NaOH (2,13 г/см3) и сульфата натрия (2,7 г/см3)Taking into account the density of NaOH (2.13 g / cm 3 ) and sodium sulfate (2.7 g / cm 3 )
объем первого составляет 809,9 см3, второго - 221,8 см3. Общий объем плава 1031,7 см3. Содержание сульфата натрия в плаве 0,58 г/см3 (580 кг/м3). При этом плав остается жидкотекучим.the volume of the first is 809.9 cm 3 , the second - 221.8 cm 3 . The total volume of the melt is 1031.7 cm 3 . The content of sodium sulfate in the melt is 0.58 g / cm 3 (580 kg / m 3 ). In this case, the melt remains fluid.
Достигаемый технический результат использования данного способа состоит в следующем:The achieved technical result of using this method is as follows:
- существенное упрощения реализации восстановления с получением качественного металлического свинца в противоположность прототипу, когда в качестве источника восстановителя используют сульфидный свинцовый концентрат;- significant simplification of the implementation of the reduction with obtaining high-quality metallic lead, in contrast to the prototype, when sulfide lead concentrate is used as the source of the reducing agent;
- получение в результате реализации процесса восстановления двух продуктов - щелочно-сульфатного плава и металлического свинца, что обеспечивает удовлетворительное разделений фаз;- obtaining as a result of the implementation of the reduction process of two products - alkaline-sulphate melt and metallic lead, which ensures satisfactory phase separation;
- сравнительно низкая стоимость элементной серы, используемой в качестве восстановителя.- relatively low cost of elemental sulfur used as a reducing agent.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2020143416A RU2753670C1 (en) | 2020-12-25 | 2020-12-25 | Method for recovery of lead from oxygen compounds of oxysulfate fraction of battery scrap |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2020143416A RU2753670C1 (en) | 2020-12-25 | 2020-12-25 | Method for recovery of lead from oxygen compounds of oxysulfate fraction of battery scrap |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2753670C1 true RU2753670C1 (en) | 2021-08-19 |
Family
ID=77349344
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2020143416A RU2753670C1 (en) | 2020-12-25 | 2020-12-25 | Method for recovery of lead from oxygen compounds of oxysulfate fraction of battery scrap |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2753670C1 (en) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU996488A1 (en) * | 1981-06-04 | 1983-02-15 | Институт металлургии и обогащения АН КазССР | Method for processing waste storage batteries |
| RU2282672C1 (en) * | 2005-03-18 | 2006-08-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота" | Method of reduction of lead |
| WO2008087684A1 (en) * | 2007-01-17 | 2008-07-24 | Millbrook Lead Recycling Technologies Limited | Recovery of lead in form of high purity lead carbonates from spent lead batteries incl. electrode paste |
| RU2693245C1 (en) * | 2019-01-10 | 2019-07-01 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Method of recovering lead from oxysulphate sludge of storage batteries |
| CN112064062A (en) * | 2020-11-10 | 2020-12-11 | 矿冶科技集团有限公司 | Method for preparing crude lead by waste lead plaster without pre-desulfurization combined electrolysis |
-
2020
- 2020-12-25 RU RU2020143416A patent/RU2753670C1/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU996488A1 (en) * | 1981-06-04 | 1983-02-15 | Институт металлургии и обогащения АН КазССР | Method for processing waste storage batteries |
| RU2282672C1 (en) * | 2005-03-18 | 2006-08-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота" | Method of reduction of lead |
| WO2008087684A1 (en) * | 2007-01-17 | 2008-07-24 | Millbrook Lead Recycling Technologies Limited | Recovery of lead in form of high purity lead carbonates from spent lead batteries incl. electrode paste |
| RU2693245C1 (en) * | 2019-01-10 | 2019-07-01 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Method of recovering lead from oxysulphate sludge of storage batteries |
| CN112064062A (en) * | 2020-11-10 | 2020-12-11 | 矿冶科技集团有限公司 | Method for preparing crude lead by waste lead plaster without pre-desulfurization combined electrolysis |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP3822375A1 (en) | Method for recovering valuable metals from waste lithium ion batteries | |
| US4581064A (en) | Treatment of anode slimes in a top blown rotary converter | |
| JP7400589B2 (en) | Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries | |
| RU2753670C1 (en) | Method for recovery of lead from oxygen compounds of oxysulfate fraction of battery scrap | |
| FI60034C (en) | FOERFARANDE FOER UTVINNING AV RAFFINERAT RAOBLY UR MATERIAL INNEHAOLLANDE BLY HUVUDSAKLIGEN I FORM AV OXIDER OCH / ELLER SULFATER | |
| JP7052635B2 (en) | Separation method of copper, nickel and cobalt | |
| CA1303862C (en) | Method for working-up waste products containing valuable metals | |
| US4032327A (en) | Pyrometallurgical recovery of copper from slag material | |
| RU98192U1 (en) | Recycling Sludge Recycling Line | |
| RU2693245C1 (en) | Method of recovering lead from oxysulphate sludge of storage batteries | |
| EP2459761A2 (en) | Process for refining lead bullion | |
| CA1157665A (en) | Low temperature, non-so.sub.2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide- containing material | |
| PL114447B1 (en) | Method of manufacture of converter copper from antimonycontaining copper raw materials | |
| GB2054657A (en) | Process and installation for the treatment of dust and sludge from blast furnaces, and electric furnaces and converters of steel works | |
| US4707185A (en) | Method of treating the slag from a copper converter | |
| US4425160A (en) | Refining process for removing antimony from lead bullion | |
| RU2282672C1 (en) | Method of reduction of lead | |
| RU2329315C2 (en) | Method of reduction of copper out of sulphide products | |
| CN106637298A (en) | Electrical lead deposition method of lead-containing multi-metal material | |
| US8454722B2 (en) | Method for reclaiming lead | |
| US4427629A (en) | Process for metal-enrichment of lead bullion | |
| RU2254385C1 (en) | Method of reduction of copper from sulfide compounds | |
| RU2360016C1 (en) | Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates | |
| JPH0354168B2 (en) | ||
| JP7220840B2 (en) | Valuable metal manufacturing method |