Wyniki wyszukiwania - BazTech

1

Odzysk miedzi z roztworów trawiących stosowanych w produkcji obwodów drukowanych. Część II: Elektrowydzielanie miedzi

Kopyto D., Gotfryd L., Baranek W., Pietek G., Leszczyńska-Sejda K.

Rudy i Metale Nieżelazne Recykling

|

2017

|

R. 62, nr 1

2--7

PL

W artykule przedstawiono sposób odzysku miedzi z wycofywanych z obiegu technologicznego chlorkowych roztworów, stosowanych w procesie trawienia obwodów drukowanych. Zaproponowana metoda stanowi połączenie 2 technik hydrometalurgicznych: rozpuszczalnikowej ekstrakcji jonowymiennej (SX), w wyniku której, miedź ekstrahowana jest z roztworów chlorkowych i reekstrahowana wodnymi roztworami kwasu siarkowego(\JI) - część I, elektrowydzielania miedzi (EW), z zastosowaniem której, z uzyskanych w etapie reekstrakcji wysokomiedziowych roztworów siarczanowych, wydziela się gatunkową miedź - część II. Z otrzymanego w ekstrkcji jonowymiennej elektrolitu siarczanowego miedzi(ll), w procesie elektrolizy z zastosowaniem nieroztwarzalnych anod, uzyskano metaliczną miedź. Otrzymana z dużą wydajnością, wynoszącą powyżej 95%, miedź w postaci zwartych katod, spełnia normy dla miedzi gatunku Cu-CATH-1. Co ważne, elektrolit powstający po procesie elektrowydzielania miedzi nie stanowi roztworu odpadowego, gdyż można go zastosować w procesie reekstrakcji. Dodatkowo podjęto również próby bezpośredniego elektrowydzielania miedzi z roztworu chlorkowego. Wyniki wstępnych badań wskazują na możliwość zastosowania tego sposobu do odzysku miedzi.

EN

Method for copper recovery using chloride solutions withdrawn from PCB etching cycle is presented. The proposed method is a combination of two hydrometallurgical techniques: solvent extraction (SX), whereby copper(ll) is extracted from the chloride solution and subsequently stripped with aqueous solution of sulphuric acid(VI) - part (electrowinning of regular grade copper (EW) from stripping sulphate solutions obtained in SX step - part II. Copper(ll) sulfate electrolyte obtained by ion exchange extraction was used to produce copper metal in an electrolysis of insoluble anodes. Copper in form of compact cathode was reached with high efficiency (more than 95%) and met the copper grade standards of Cu-CA TH-1. It is important to note that the electrolyte from copper electrowinning is not considered as a waste solution because it can be used in a stripping process. An attempt was also made to electrowin copper directly from the above-mentioned chloride solution. Preliminary results suggest that it is possible to use this method for copper recovery.

2

Hydrometalurgiczny recykling akumulatorów Ni-MH i Li-ion

Becker K., Chmielarz A., Szołomicki Z., Gotfryd L., Piwowońska J., Pietek G., Pokora M.

Rudy i Metale Nieżelazne Recykling

|

2016

|

R. 61, nr 6

235--243

PL

Przedstawiono opracowane procesy odzysku wartościowych składników z frakcji elektrodowych wydzielonych ze zużytych baterii Ni-MH i Li-ion w instalacji pilotowej uruchomionej w ZUO Gorzów Wielkopolski. Dla masy elektrodowej ze zużytych baterii Ni-MH, zawierającej: ~51% Ni, ~5,6% Co i ~14,4% sumy lantanowców (La + Ce + Pr + Nd), oraz inne zanieczyszczenia, zaproponowany proces przetwarzania (poziom TRL-6) obejmuje pięć dwuetapowych bloków technologicznych. W wyniku jego realizacji odzyskano nikiel i kobalt z uzyskami po ≥98,5%, w postaci kolektywnego koncentratu tlenkowego (Ni ~62%, Co ~7% + zanieczyszczenia), przeznaczonego do produkcji stopów lub do dalszego przetwarzania do postaci czystych związków niklu i kobaltu, oraz - lantanowce z uzyskiem ≥97% w postaci ich tlenkowego koncentratu (ΣLn ~73%) o ograniczonej zawartości zanieczyszczeń, przydatnego do wytwarzania stopu wodorochłonnego typu LnNi5, lub - do dalszego przetwarzania do postaci czystych związków lantanu, ceru, neodymu i prazeodymu. Dla masy elektrodowej ze zużytych baterii Li-ion, zawierającej: ~18%Co, ~9%Ni, ~6,5%Mn, ~35%Cog (w tym ~27% w postaci grafitu), ~4%Li oraz inne zanieczyszczenia, proponowany proces przetwarzania (poziom TRL-4) obejmuje trzy bloki operacyjne. W wyniku jego realizacji odzyskano: kobalt, nikiel i mangan z uzyskami po ≥95% w postaci kolektywnego koncentratu tlenkowego (Co ~40%, Ni ~18%, Mn ~12%) o ograniczonej zawartości zanieczyszczeń, przydatny do produkcji stopów lub do dalszego przetwarzania na czyste związki kobaltu, niklu i manganu, oraz - grafit, z uzyskiem ~100%, w postaci mieszaniny frakcji ziarnowych (bulk) lub oddzielnych frakcji granulometrycznych, o minimalnej zawartości większości zanieczyszczeń (Co, Ni, Mn, Li, Zn po <0,001%, Cu<0,002%, Fe<0,005%), za wyjątkiem Al (~0,15%) i Cl (~0,15%), co ogranicza możliwości aplikacyjne tych produktów do zastosowań o niskich lub średnich wymaganiach jakościowych.

EN

The article presents the elaborated methods for recovery of valuable components from electrode fractions, separated from spent Ni-MH and Li-ion batteries on a pilot scale in Waste Treatment Plant at Gorzow Wielkopolski. With reference to Ni-MH battery electrode fractions the proposed method of processing (TRL-6) comprises five two-stage technological blocks. As a result, starting from fed material, containing, wt. %: Ni - 5 1; Co ~ 5,6; £ Ln ~ H,4fcLn = La + Ce + Pr + Nd), nickel and cobalt have been recovered with yields of > 98,5% as a collective oxidic concentrate (Ni ~ 62%, Co - 7%), suitable for alloys manufacturing, and/or — for further processing into pure nickel and cobalt compounds, while lanthanides have been recovered with yield of > 97%, as their oxidic concentrate Coin's- 73, %) of limited impurities concentrations, suitable for hydrogen storage alloy manufacturing, and/or - for further processing into pure lanthanide compounds. With respect to Li-ion battery electrode fractions the proposed processing method (TRL-4) comprises three technological blocks. Following the described method from fed material, containing, wt. %: Co - 18, Ni ~ 9, Mn ~ 6,5, Cua -35 (Cglafhjte - 27), cobalt, nickel and manganese have been recovered with yields of> 95%, as a collective oxidic concentrate (Co - 40% Ni ~ 18%, Mn ~ 12%), that could be further processed either for alloys manufacturing, or - for their separate compounds, while graphite has been recovered with yield of ~ 100% as a mixture or separate grain - sized fractions, with limited impurities con tents (Co, Ni, Mn, Li, Zn - each below Wppm, Cu - below 20 ppm, Fe - below 50 ppm), with exception forAI (~ 0,15%) and Cl (~ 0,15%), which somehow cuts down the possible application area into low or at the most medium quality requirements for graphite.

3

Direct measurements of reaction time for extractive processes

Gotfryd L., Becker K., Pietek G., Szołomicki Z., Piwowonska J.

Physicochemical Problems of Mineral Processing

|

2016

|

Vol. 52, iss. 2

909--919

EN

Extraction times for selected metal cations (Mg2+, Al3+, Zn2+, Cd2+, Cu2+, Ni2+, Co2+, Mn2+, Fe2+ and Fe3+) have been measured using cation-exchanging extractants - Versatic 10 (neodecanoic acid), DEHPA (bis(2-ethylhexyl)phosphoric acid) and Cyanex 272 (bis(2,4,4-trimetylpentyl)phosphinic acid). Data was collected directly by measuring and recording pH of the two phase reaction mixture with maintaining continuity of the aqueous phase. Similarly, the stripping rate of selected cations (Mg2+, Al3+, Zn2+, Cu2+, Ni2+, Co2+) in a sulphuric acid solution was measured. Viscosities of organic phases, saturated with cations, were measured before their stripping. Additionally, the extraction dependence of Mg2+, Al3+, Fe2+ and Fe3+ on pH was measured using Versatic 10 at various concentrations (7.5, 15 and 30 %).

4

Neodecanoic acid as extractant of selected non-ferrous metals

Gotfryd L., Pietek G., Szołomicki Z., Becker K., Piwowońska J.

Physicochemical Problems of Mineral Processing

|

2015

|

Vol. 51, iss. 2

435--445

EN

The paper presents results of studies on extracting properties of neodecanoic acid (Versatic 10) solutions. Neodecanoic acid was diluted in Exxsol D80 AZ to three concentrations: 7.5, 15, and 30 % (v/v). Tests were conducted using sulphate(VI) solutions of six ions: Zn(II), Ni(II), Cu(II), Co(II), Cd(II), Mn(II) and a nitrate(V) solution of Pb(II). All the aqueous solutions were prepared as 0.1 M concentration. For all combinations of the used solutions (organic and aqueous), direct methods of measuring and recording the pH of the biphasic mixture have been applied. The degrees of ions extraction, depending on equilibrium pH were also presented in the paper. Extraction and stripping isotherms of selected ions and organic phase were plotted for 7.5 and 30 % (v/v) of extractant solutions and Zn(II), Ni(II) and Cu(II) ions.

5

Recovery of major components of spent zinc electrolyte with di(2-ethylhexyl)phosphoric acid (DEHPA) used as a zinc(II) extractant

Gotfryd L., Pietek G., Szołomicki Z., Becker K.

Physicochemical Problems of Mineral Processing

|

2014

|

Vol. 50, iss. 1

311--325

EN

Industrial acidic zinc electrolyte has been treated with calcium compounds and/or concentrated ammonia solution and resulting crystalline phases as well as equilibrium mother liquors were analyzed in detail for dependence on preliminary dilution of electrolyte with water. Neutralized zinc electrolyte was an object of investigation in zinc(II) extraction with di(2-ethylhexyl)phosphoric acid (DEHPA) as an extractant. Dependencies of zinc(II) and contaminants extraction on equilibrium pH, isotherms of zinc(II) extraction and stripping have been studied. During simulated laboratory counter-current trial of zinc extraction a new zinc electrolyte (stripped solution) has been produced. Raffinates left after the process were purified and qualified as mineral magnesium-ammonium fertilizer solutions.

6

Contaminants of post-leaching copper solutions and their behavior during extraction with industrial extractants

Gotfryd L., Pietek G.

Physicochemical Problems of Mineral Processing

|

2013

|

Vol. 49, iss. 1

133--143

EN

Several copper extractants have been examined in laboratory glassware with a special attention paid to their behavior towards cations others than copper(II). In the studies 25 vol. percent of hydrocarbon (Exxsol D80 AZ) solutions of six industrial copper extractants have been used. They were mainly rea-gents of hydrooxime type (LIX 860N-IC, LIX 984, LIX 984N, LIX 84-I, Acorga M5640) and diketone type LIX 54-100. Individual isotherms of independent extraction of copper(II) and selected cations (Fe3+, Fe2+, Co2+, Ni2+, Zn2+, Mn2+, Cd2+, Mg2+) versus equilibrium pH have been compared. Investigations have been conducted with synthetic 0.1 mol/L solutions of their sulfates. The values of pH50% − parameter defined as an equilibrium pH at the moment of half-and-half extraction of the investigated cationic spe-cies have been presented. Also ΔpH50%, that is differences between values of pH50% for specific cation Me(II) and copper(II): ΔpH50% = pH50%(Me) − pH50%(Cu), have been given. In addition to that 25% LIX 984 has been used in counter-current pilot trials for copper(II) extraction from naturally contaminated solutions produced by bioleaching of industrial sulfide copper concentrate to observe behavior of investi-gated contaminants such as correlations between their real co-extraction with copper(II) and the position of their extraction on the pH scale. Copper electrolyte/strip solution, working alternately within close loop of coupled stripping - electrowinning system, has been analyzed during consecutive cycles to observe building up of the contaminants concentrations in the course of test.

7

Badania możliwości odzysku indu ze szlikrów miedziowych z rafinacji ołowiu

Pietek G., Becker K., Szołomicki Z., Gotfryd L., Leszczyńska-Sejda K., Piwowońska J.

Rudy i Metale Nieżelazne

|

2012

|

R. 57, nr 10

688-693

PL

Przedstawiono wyniki działań, wykonanych w celu określenia możliwości wykorzystania szlikrów miedziowych z krajowych rafinerii ołowiu do odzysku indu. Przeprowadzone badania laboratoryjne wstępnych etapów odzysku indu z najbogatszych w tej grupie materiałowej szlikrów likwacyjnych, pochodzących z rafinacji ołowiu surowego z pieca szybowego (ISP), i spełniających następujące minimalne parametry jakościowe: granulacja: -0,5 mm, zawartość: In [>/=] 1000 ppm, podsumowano w postaci schematu technologicznego, obejmującego etapy: ługowania nadawy w roztworze HCl (S/L = 1/4, 65-70 [stopni[C, 3h, pH [<] 0,5), z filtracją gęstwy poługowniczej przy temperaturze otoczenia; oczyszczania roztworu od zanieczyszczeń, głównie Cu, Sb i As, przy użyciu Na2S (70 [stopni]C, 2h, pH 1,0-1,2), oraz - wytrącania z oczyszczonego roztworu kolektywnego koncentratu hydrolitycznego Sn?In, poprzez częściową alkalizację z użyciem NaOH (70 [stopni]C, 2h, pH 4,5). W podanych warunkach osiągnięto wysoki (ponad 90 %) stopień uzysku indu do koncentratu zawierającego Sn [>/= 50 %, In [>/=] 5 %, co oznacza ponad pięćdziesięciokrotne wzbogacenie w ind, przy znaczącym stopniu eliminacji makroskładników Pb, Cu, Sb, As, Fe i Zn. Schematy koncepcyjne dalszych etapów technologicznych przedstawiono z wykorzystaniem źródeł literaturowych z zakresu technologii wytwarzania indu metalicznego i jego rafinacji.

EN

Paper presents results of activities performed to evaluation of indium recovery feasibility out of copper dross from domestic lead refineries. The results of lab?scale investigations onto preliminary steps of indium recovery from liquating - stage copper dross, generated at decopperising of crude lead from ISF, the richest as to indium content among its material group, and meeting minimal quality parameters: particle size - below 0.5 mm and In content - at least 1000 ppm, have been summarised as a technological flowsheet, comprising the following steps: leaching of fed material in HCl solution (S/L = 1/4, 65-70 [degrees]C, 3h, pH < 0.5), with solid/liquid separation at the ambient temperature, impurities removal from leach solution, especially Cu, Sb and As, using Na2S (70 [degrees]C, 2h, pH 1.0-1.2), - and - precipitation from purfied leach solution collective hydrolytic Sn-In concentrate, through partial neutralisation with NaOH (70 [degrees]C, 2h, pH 4.5). At the conditions specified above high indium yield (over 90 %) into Sn-In concentrate (Sn [>/=] 50 %, In [>/=] 5 %) has been achieved, which means over 50ty?fold enrichment degree with significant rejection of macrocomponents: Pb, Cu, Sb, As, Fe and Zn. Conceptual flowsheets of the next processing steps have been prepared with the assistance of literature references, pertaining metallic indium manufacturing and refining technology.