RU2104319C1 - Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts - Google Patents
Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts Download PDFInfo
- Publication number
- RU2104319C1 RU2104319C1 RU96114770A RU96114770A RU2104319C1 RU 2104319 C1 RU2104319 C1 RU 2104319C1 RU 96114770 A RU96114770 A RU 96114770A RU 96114770 A RU96114770 A RU 96114770A RU 2104319 C1 RU2104319 C1 RU 2104319C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- melt
- processing
- sodium
- potassium
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 26
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 17
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 16
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Chemical compound [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 15
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims abstract description 14
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M potassium hydroxide Inorganic materials [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 13
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 13
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims abstract description 7
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 229910000027 potassium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 21
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 13
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 13
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 7
- 235000011181 potassium carbonates Nutrition 0.000 claims description 7
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 150000008044 alkali metal hydroxides Chemical class 0.000 claims description 5
- 235000011182 sodium carbonates Nutrition 0.000 claims description 5
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 13
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 11
- HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N lead oxide Chemical compound [O-2].[Pb+2] HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 3
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 description 3
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 3
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 235000015598 salt intake Nutrition 0.000 description 2
- 239000011833 salt mixture Substances 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000002817 coal dust Substances 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 239000000374 eutectic mixture Substances 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002920 hazardous waste Substances 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 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
- 229940056932 lead sulfide Drugs 0.000 description 1
- 229910052981 lead sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 235000019351 sodium silicates Nutrition 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
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
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при переработке аккумуляторного лома и свинцовой пыли. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the processing of battery scrap and lead dust.
Известен способ переработки свинецсодержащих отходов, сущность которого заключатся в том, что переработку аккумуляторного лома и свинцовой пыли ведут в присутствии карбоната натрия и углеродсодержащего восстановителя [1] . Существенным недостатком этого способа является высокая температура процесса, большой пылеунос и образование сульфатов и силикатов натрия. A known method of processing lead-containing waste, the essence of which is that the processing of battery scrap and lead dust is carried out in the presence of sodium carbonate and a carbon-containing reducing agent [1]. A significant disadvantage of this method is the high temperature of the process, large dust and the formation of sulfates and sodium silicates.
Ближайшим по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки аккумуляторного лома, включающbq электроплавку его с содово-сульфатной смесью, углеродсодержащим восстановителем, известняком и железистым материалом, электроплавку ведут при температуре на поверхности расплава 1250-1350oC, железистый материал загружают за 30-90 мин до окончания плавки и свинцовую ванну продувают воздухом, обогащенным кислородом [2].The closest in technical essence and the achieved result is a method of processing battery scrap, including bq electric melting it with a soda-sulfate mixture, a carbon-containing reducing agent, limestone and iron material, electric melting is carried out at a temperature on the melt surface of 1250-1350 o C, the ferrous material is loaded for 30-90 min until the end of the smelting and lead bath is blown with air enriched with oxygen [2].
Данный способ имеет ряд существенных недостатков, основным из которых является то, что в результате переработки сырья по данному способу образуются вредные отходы, требующие самостоятельного решения вопроса их переработки или захоронения. Это сульфидно-сульфатно-карбоновые шлаки, свинцовые пыли и газовые выбросы, в основном состоящие из диоксида серы. Несомненно и то, что очень сложно удержать разность температур в 600oC между поверхностями расплава и свинца. В результате такой разности температур образуются мощные конвективные потоки, которые будут захватывать восстановленный свинец, что приведет к потерям свинца, снижению коэффициента его извлечения и загрязнению шлаковой фазы свинцом. Высокие температуры расплава приведут к очень высоким концентрациям свинца в атмосфере и газовых выбросах.This method has a number of significant drawbacks, the main of which is that as a result of the processing of raw materials by this method, hazardous waste is generated that requires an independent solution to the issue of their processing or disposal. These are sulphide-sulphate-carbonaceous slag, lead dust and gas emissions, mainly consisting of sulfur dioxide. There is no doubt that it is very difficult to maintain a temperature difference of 600 o C between the surfaces of the melt and lead. As a result of this temperature difference, powerful convective flows are formed that will capture the recovered lead, which will lead to losses of lead, a decrease in its extraction coefficient, and contamination of the slag phase with lead. High melt temperatures will lead to very high concentrations of lead in the atmosphere and gas emissions.
С целью повышения скорости процесса восстановления и улучшения экологии предлагается вести процесс выше температуры плавления оксида свинца, когда его растворимость достигает величины одного и более процента. В соответствии с этим температура процесса равна 900oC и выше. Известно, что выше 900oC карбонаты начинают разлагаться и состав ванны изменяется. Изменение состава расплав приведет к снижению растворимости оксида свинца и снижению извлечения последнего в виде металла.In order to increase the speed of the recovery process and improve the environment, it is proposed to conduct the process above the melting point of lead oxide, when its solubility reaches one or more percent. In accordance with this, the process temperature is 900 o C and above. It is known that above 900 o C, carbonates begin to decompose and the composition of the bath changes. A change in the composition of the melt will lead to a decrease in the solubility of lead oxide and a decrease in the extraction of the latter in the form of a metal.
Следует отметить, что аккумуляторный лом и свинцовые пыли в большинстве своем содержат, кроме оксида свинца, и другие его соединения, например сульфид свинца. Его температура плавления равна 1114oC, а сульфат свинца разлагается выше 1000oC с выделением сернистого газа. При их переработке требуется дополнительная система газоочистки.It should be noted that battery scrap and lead dust mostly contain, in addition to lead oxide, its other compounds, for example, lead sulfide. Its melting point is 1114 o C, and lead sulfate decomposes above 1000 o C with the release of sulfur dioxide. When processing them, an additional gas cleaning system is required.
Технической задачей изобретения является создание высокопроизводительного и экологически чистого процесса. An object of the invention is the creation of a high-performance and environmentally friendly process.
Поставленная задача решается тем, что способ переработки свинецсодержащего лома и свинцовой пыли в карбонатных расплавах щелочных металлов в присутствии углеродсодержащего восстановителя осуществляют в расплаве, дополнительно содержащем гидроокиси щелочных металлов, при температуре выше температуры плавления расплава на 50-200oC. Гидроокиси щелочных металлов взяты в количестве 1,0-25 мас. %, а смеси карбонатов натрия и калия в равных соотношениях.The problem is solved in that the method of processing lead-containing scrap and lead dust in carbonate melts of alkali metals in the presence of a carbon-containing reducing agent is carried out in a melt additionally containing alkali metal hydroxides at a temperature above the melt melting point of 50-200 o C. The alkali metal hydroxides are taken the amount of 1.0-25 wt. %, and a mixture of sodium and potassium carbonates in equal proportions.
Восстановление отходов свинца в предлагаемом способе осуществляется под слоем расплава (K, Na)2CO3(K, Na)OH. Расплав карбонатов натрия и калия имеет минимальную температуру плавления, равную 700oC, при составе, близком к равновесовому составу обеих компонентов. Введение в этот расплав гидрооксида натрия или калия в количестве 1,0-25,0 мас. % снижает температуру плавления солевой ванны на 50-200oC. За счет взаимодействия соединений свинца с гидрооксидом щелочного металла происходит образование в расплаве плюмбатов. Это приводит к возрастанию растворимости соединений свинца и к значительному увеличению скорости процесса восстановления. При содержании гидроксида в расплаве ниже 1,0 мас. % растворимость соединений свинца возрастает незначительно, а выше 25,0 мас. % изменяется поверхностное натяжение расплава и свинцовая пыль плохо смачивается. Это приводит к повышенному пылеуносу и снижению извлечения свинца из отходов. Температура процесса не превышает 800oC. При введении в расплав 1,0 мас. % гидроксида температура плавления солевой ванны меняется незначительно и процесс следует вести на 50o выше температуры плавления, т.е. 700-750oC, а при содержании гидрооксида до 25,0 мас. % расплав перегревают на 200oC, т.е. процесс ведут при 750-780oC.Recovery of lead waste in the proposed method is carried out under a layer of melt (K, Na) 2 CO 3 (K, Na) OH. The melt of sodium and potassium carbonates has a minimum melting point of 700 o C, with a composition close to the equilibrium composition of both components. Introduction to this melt of sodium or potassium hydroxide in an amount of 1.0-25.0 wt. % reduces the melting temperature of the salt bath by 50-200 o C. Due to the interaction of lead compounds with alkali metal hydroxide, the formation of plumbates in the melt. This leads to an increase in the solubility of lead compounds and to a significant increase in the rate of the reduction process. When the hydroxide content in the melt is below 1.0 wt. % solubility of lead compounds increases slightly, and above 25.0 wt. % changes the surface tension of the melt and lead dust is poorly wetted. This leads to increased dust removal and reduced recovery of lead from waste. The process temperature does not exceed 800 o C. When introduced into the melt of 1.0 wt. % hydroxide, the melting temperature of the salt bath changes slightly and the process should be carried out at 50 o above the melting temperature, i.e. 700-750 o C, and with a hydroxide content of up to 25.0 wt. % melt is overheated at 200 o C, i.e. the process is carried out at 750-780 o C.
При повышении температуры процесса выше 800oC происходит разложение натрия и калия наблюдается большой пылеунос перерабатываемых отходов и самих солей. Возрастает коррозия футеровки печи, расплав загустевает, снижается выход металла, растут потери свинца за счет взаимодействия с другими компонентами отходов, в частности за счет образования сплавов с железом.When the process temperature rises above 800 o C, sodium and potassium decompose, there is a large dust extraction of the processed waste and the salts themselves. Corrosion of the furnace lining increases, the melt thickens, the metal yield decreases, lead losses increase due to interaction with other waste components, in particular due to the formation of alloys with iron.
В процессе восстановления свинецсодержащих отходов в первую очередь растворяется мелкая (пылевидная) фракция, которая хорошо смачивается карбонатным расплавом и взаимодействует с гидрооксидом. В объеме расплава за счет контакта с углеродсодержащим восстановителем или природным газом идет восстановление отходов свинца до металла. Резко сокращаются выбросы свинца (до 10-15 раз), снижаются расходы солей на единицу продукции и уменьшаются энергозатраты. In the process of recovering lead-containing wastes, the small (pulverulent) fraction is first dissolved, which is well wetted by the carbonate melt and interacts with the hydroxide. In the volume of the melt due to contact with a carbon-containing reducing agent or natural gas, lead waste is reduced to metal. Lead emissions are sharply reduced (up to 10-15 times), salt consumption per unit of production is reduced, and energy costs are reduced.
Сопоставительный анализ предлагаемого способа с ближайшим аналогом позволяет сделать заключение, что предлагаемое техническое решение отличается от известного тем, что в расплав вводят гидроокись щелочных металлов в количестве 1,0-25 мас. % и процесс ведут при температуре выше температуры плавления расплава на 50-200oC. При этом достигается повышение скорости процесса. Данный способ переработки отходов свинца опробован в заводских условиях.A comparative analysis of the proposed method with the closest analogue allows us to conclude that the proposed technical solution differs from the known one in that alkali metal hydroxide is introduced into the melt in an amount of 1.0-25 wt. % and the process is carried out at a temperature above the melting point of the melt by 50-200 o C. In this case, an increase in the process speed is achieved. This method of processing waste lead tested in the factory.
Пример 1. В алундовом тигле наплавили по 0,2 кг карбонатов натрия и кали. Добавили к расплаву 0,08 кг NaOH, что составляет 20 % от массы карбонатов (Tпл 570oC). Установили температуру 760oC и загрузили 0,3 кг свинецсодержащего лома с угольным порошком. Через каждый час производили новую загрузку свинецсодержащего лома с угольным порошком. За 5 ч работы перерабатывали 1,5 кг лома. Получили 1,3 кг свинца.Example 1. 0.2 kg of sodium and potassium carbonates were melted in an alundum crucible. 0.08 kg of NaOH was added to the melt, which is 20% by weight of carbonates (T PL 570 ° C). The temperature was set at 760 ° C. and 0.3 kg of lead-containing scrap with coal powder was charged. After each hour, a new charge of lead-containing scrap with coal powder was made. For 5 hours of work, 1.5 kg of scrap was processed. 1.3 kg of lead were obtained.
Пример 2. Приготовили солевую смесь, содержащую, кг: 0,2 карбоната натрия; 0,2 карбоната калия; 0,02 гидроксида калия (5 мас. % от массы карбонатов); 0,4 свинцовых пылей; 0,02 древесного угля. Смесь тщательно перемешали и расплавили при температуре 720oC, которая на 80oC выше температуры плавления чистого щелочно-карбонатного расплава. Через каждые полчаса производили загрузку свинцовых пылей вперемешку с угольным восстановителем. За семь часов работы загрузили 2,5 кг свинцовых пылей и слили 2,2 кг чистого свинца.Example 2. Prepared a salt mixture containing, kg: 0.2 sodium carbonate; 0.2 potassium carbonate; 0.02 potassium hydroxide (5 wt.% By weight of carbonates); 0.4 lead dust; 0.02 charcoal. The mixture was thoroughly mixed and melted at a temperature of 720 o C, which is 80 o C above the melting point of a pure alkaline-carbonate melt. Every half hour, lead dust was mixed with a coal reducing agent. After seven hours of operation, 2.5 kg of lead dust was loaded and 2.2 kg of pure lead was poured.
Пример 3. В печи с наружным обогревом наплавили 30 кг эвтектической смеси карбонатов калия и натрия, содержащей 10 мас. % NaOH. Установили температуру 750oC (на 120oC выше Tпл расплава) и загрузили смесь PbO2 и PbSO4, взятую из разобранных аккумуляторов в количестве 100 кг. Через смесь барботировали природный газ. При появлении на поверхности расплава характерных признаков непрореагировавшего восстановителя прекратили. Получили 88 кг металлического свинца. При этом израсходовалось 1,3 кг сжиженного CH4.Example 3. In an external heating furnace, 30 kg of a eutectic mixture of potassium and sodium carbonates containing 10 wt. % NaOH. Installed temperature of 750 o C (120 o C above the melting point T melt), and the mixture was charged PbO 2 and PbSO 4 taken from the battery disassembled in an amount of 100 kg. Natural gas was bubbled through the mixture. When characteristic features of an unreacted reducing agent appeared on the melt surface, they were stopped. Received 88 kg of metallic lead. In this case, 1.3 kg of liquefied CH 4 was consumed.
Пример 4. Приготовили смесь следующего состава, кг: 15 Na2CO3; 15 K2CO3; 0,5 KOH; 0,5 NaOH; 20 PbO2; 5 PbSO4; 10 свинцового лома; 2 угольной пыли. Смесь перемешивали и поместили в печь с наружным обогревом. Установили температуру 700oC. Tпл солевой смеси без отходов 640oC. Через каждые полтора часа производили загрузку разнообразных свинецсодержащих продуктов: PbO2; PbSO4 и свинцового лома. Всего переработано 198 кг отходов. Получено 175 кг металлического свинца, что составляет 88 % от первоначальной массы и 100 % от содержания свинца в переработанных отходах.Example 4. A mixture of the following composition was prepared, kg: 15 Na 2 CO 3 ; 15 K 2 CO 3 ; 0.5 KOH; 0.5 NaOH; 20 PbO 2 ; 5 PbSO 4 ; 10 lead scrap; 2 coal dust. The mixture was mixed and placed in an external heating oven. The temperature was set at 700 o C. T pl of the salt mixture without waste 640 o C. After every one and a half hours, a variety of lead-containing products were charged: PbO 2 ; PbSO 4 and lead scrap. A total of 198 kg of waste has been processed. 175 kg of metallic lead were obtained, which is 88% of the initial weight and 100% of the lead content in the recycled waste.
Применение предложенного способа обеспечит следующие преимущества:
1. Повышение скорости процесса.The application of the proposed method will provide the following advantages:
1. Increase the speed of the process.
2. Сокращение расхода солей. 2. Reduced salt consumption.
3. Повышение извлечения свинца. 3. Increased lead recovery.
4. Снижение выбросов свинца. 4. Reducing lead emissions.
5. Сокращение энергозатрат. 5. Reduction of energy costs.
Claims (2)
Гидроксид калия или натрия 1 25тEquimolar mixture of sodium and potassium carbonates 75 99
Potassium or sodium hydroxide 1 25 t
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU96114770A RU2104319C1 (en) | 1996-07-17 | 1996-07-17 | Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU96114770A RU2104319C1 (en) | 1996-07-17 | 1996-07-17 | Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2104319C1 true RU2104319C1 (en) | 1998-02-10 |
| RU96114770A RU96114770A (en) | 1998-08-27 |
Family
ID=20183632
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU96114770A RU2104319C1 (en) | 1996-07-17 | 1996-07-17 | Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2104319C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2272081C2 (en) * | 2004-06-07 | 2006-03-20 | Институт электрофизики Уральского отделения РАН | Method of reproprocessing of the sulfide products |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU505723A1 (en) * | 1973-12-17 | 1976-03-05 | Институт Металлургии И Обогащения Ан Казахской Сср | Charge for battery scrap smelting |
| SU899693A1 (en) * | 1980-05-23 | 1982-01-23 | Институт Металлургии И Обогащения Ан Казахской Сср | Process for processing storage battery scrap |
-
1996
- 1996-07-17 RU RU96114770A patent/RU2104319C1/en active
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU505723A1 (en) * | 1973-12-17 | 1976-03-05 | Институт Металлургии И Обогащения Ан Казахской Сср | Charge for battery scrap smelting |
| SU899693A1 (en) * | 1980-05-23 | 1982-01-23 | Институт Металлургии И Обогащения Ан Казахской Сср | Process for processing storage battery scrap |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2272081C2 (en) * | 2004-06-07 | 2006-03-20 | Институт электрофизики Уральского отделения РАН | Method of reproprocessing of the sulfide products |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN108118157B (en) | Wiring board burns the recovery method of cigarette ash pretreatment and bromine | |
| CN102055045B (en) | Method for recovering and processing waste lead-acid storage battery | |
| Li et al. | Recycling lead from waste lead-acid batteries by the combination of low temperature alkaline and bath smelting | |
| JP7530067B2 (en) | Recycling lead-containing waste | |
| CN105039701B (en) | A kind of complicated zinc-rich lead-containing material processing method | |
| EA009226B1 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| CN106399692A (en) | Concentration smelting method for resource utilization of copper-containing solid waste | |
| CN106834707B (en) | A kind of method that arsenic-containing material synthetical recovery and arsenic resource utilize | |
| CN112941312B (en) | Comprehensive recovery process for antimony and arsenic smelting alkaline residue | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| US8500845B2 (en) | Process for refining lead bullion | |
| EP0588235B1 (en) | Process for recovering lead from lead-containing raw materials | |
| RU2104319C1 (en) | Method for processing of lead-containing scrap and lead dusts | |
| CN107858516A (en) | A kind of antimony lead slag oxygen enriched molten bath melting processing method | |
| JPS5931188B2 (en) | How to dispose of lead scrap from storage batteries | |
| CN110004300A (en) | The method for producing Antaciron as raw material plasma jet feeding using aluminium ash | |
| CN109338096A (en) | Process for producing zinc calcine by using rotary kiln | |
| US6077328A (en) | Process for reducing the dioxin and furan content in waste gases from furnaces, and use of the filter dusts produced thereby | |
| RU2114200C1 (en) | Method for processing lead wastes containing antimony, tin and copper | |
| CN106498186B (en) | A kind of method that bismuth sulfide material reduction sulphur fixing roast directly produces bismuth metal | |
| RU2094509C1 (en) | Method for production of lead of wastes | |
| RU2114202C1 (en) | Method of producing noble metals from carbonaceous materials | |
| CN1460725A (en) | Comprehensive recovery technique of zinc vertical retorting residue | |
| RU2118666C1 (en) | method of producing lead from lead sulfide | |
| RU96122940A (en) | METHOD FOR PROCESSING LEAD WASTE CONTAINING ANTIMONY, TIN AND COPPER |