+

WO2008047010A2 - Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede - Google Patents

Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede Download PDF

Info

Publication number
WO2008047010A2
WO2008047010A2 PCT/FR2007/001728 FR2007001728W WO2008047010A2 WO 2008047010 A2 WO2008047010 A2 WO 2008047010A2 FR 2007001728 W FR2007001728 W FR 2007001728W WO 2008047010 A2 WO2008047010 A2 WO 2008047010A2
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
waste
line
electrolysis
vessel
precious metals
Prior art date
Application number
PCT/FR2007/001728
Other languages
English (en)
Other versions
WO2008047010A3 (fr
Inventor
Christian Thomas
Original Assignee
Terra Nova
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Terra Nova filed Critical Terra Nova
Priority to CA 2666767 priority Critical patent/CA2666767A1/fr
Priority to EP07866405A priority patent/EP2083954A2/fr
Priority to US12/446,158 priority patent/US20100181205A1/en
Priority to JP2009532850A priority patent/JP5284970B2/ja
Priority to MX2009004208A priority patent/MX2009004208A/es
Publication of WO2008047010A2 publication Critical patent/WO2008047010A2/fr
Publication of WO2008047010A3 publication Critical patent/WO2008047010A3/fr

Links

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B03B9/06—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets specially adapted for refuse
    • B03B9/061—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets specially adapted for refuse the refuse being industrial
    • 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
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
    • C22B11/021—Recovery of noble metals 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
    • C22B7/001—Dry processes
    • 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

Definitions

  • the present invention relates to a waste treatment method containing precious metals and a device for implementing this method.
  • the invention firstly relates to a waste treatment method containing precious metals, comprising the following successive steps:
  • the residues which are treated by: contacting the residues with a second composition based on molten lead are recovered at the skimming stage; skimming of the mixture obtained; and recovering the froth mixture to provide at least a portion of the aforementioned molten lead composition.
  • the step of refining the foam mixture comprises the following substeps:
  • the aforementioned method comprises before, simultaneously with or after the anode sludge recovery step, the following step: recovery of cathodic deposits of lead and optionally tin to provide at least a part of the composition based on molten lead and / or the second molten lead composition.
  • the step of refining the foam mixture comprises, after the sub-step of recovering anode sludge, the following additional substeps: melting anode sludge recovered in the presence of oxygen; - skimming of melted anode sludge; and casting into ingots molten and foamed anode sludge.
  • each molten lead composition comprises 0 to 50% tin, preferably 0 to 20% tin.
  • the aforementioned method comprises, prior to the step of bringing the waste into contact with a composition based on molten lead, the following step: copper extraction of the waste by selective dissolution.
  • the copper extraction step comprises the following substeps: selective dissolution of the waste in the presence of sulfuric acid, iron sulphate and oxygen; treatment of the solution obtained by filtration and / or electrolysis and / or precipitation; recovery of copper on the one hand and other metallic impurities on the other.
  • the aforementioned method comprises, prior to the copper extraction step, the following step: combustion of waste by pyrolysis, producing carbonaceous gases; and possibly afterburning of the carbonaceous gases.
  • the above-mentioned method also comprises a preliminary step of grinding the waste and / or analyzing crushed waste.
  • the precious metals comprise one or more metals chosen from gold, silver, platinum, palladium, rhodium, ruthenium, iridium, osmium and their mixtures.
  • the waste is chosen from catalytic exhaust pipes and electronic waste such as electronic cards.
  • more than 90% by weight, preferably more than 99% by weight, precious metals contained in the waste are recovered according to the aforementioned method.
  • the supernatants comprise ceramics, glass fibers and / or ferrites.
  • the invention also relates to a waste treatment plant containing precious metals, comprising: - at least one filling vessel; a melted lead composition feed line connected to the inlet of the filling vessel;
  • a feed line for pretreated materials connected at the inlet of the stuffing vessel; skimming means associated with the stuffing vessel; a scum mixture withdrawal line, connected at the outlet of the stuffing vessel;
  • the aforementioned treatment plant further comprises: a skimming residue withdrawal line, connected at the outlet of the skimming means; at least one additional filling vessel, fed on the one hand by the skimming residue withdrawal line and on the other hand by an additional molten lead composition feed line; additional skimming means associated with the additional stuffing vessel; and an additional froth mixture withdrawal line connected at the outlet of the additional filling vessel and supplying the molten lead composition feed line.
  • the means for refining the foam mixture by electrolysis comprise: anode casting means; - Betts electrolysis means; and means for recovering anode sludge.
  • the means for refining the foam mixture by electrolysis comprise: lead-tin recovery means, supplying the supply line with additional molten lead composition.
  • the aforementioned treatment plant further comprises: copper extraction means, an output of which is connected to the feed line of pretreated materials; and a feed line of primary materials, connected at the input of the copper extraction means.
  • the copper extraction means comprise: at least one selective dissolution vessel fed by the feed line of primary materials; a lean electrolyte supply line connected to the inlet of the selective dissolution vessel; electrolysis means; rich electrolyte transfer means, connecting the selective dissolution vessel to the electrolysis means; stripping means of the cathodes; and - poor electrolyte recycling means connected at the output of the electrolysis means.
  • the above-mentioned treatment plant further comprises: waste pyrolysis means connected at the outlet to the feed line of primary materials; a waste feed line feeding the pyrolysis means; and eventually ; a gas exhaust line at the outlet of the pyrolysis means and feeding afterburner means.
  • the aforementioned treatment plant further comprises: grinding and analysis means fed by a raw waste feed line and feeding the waste feed line.
  • the aforementioned method is implemented in the aforementioned installation.
  • the aforementioned installation is intended for implementing the aforementioned method.
  • the present invention overcomes the disadvantages of the state of the art. In particular, it provides a specific process for the treatment and recovery of waste containing precious metals, which harmoniously combines the metallurgical sequences and avoids diluting the metals contained in a primary metal production stream.
  • the invention also provides a unique facility for separating the constituents of waste and in particular recovering precious metals.
  • the invention also has the advantageous features listed below.
  • the method according to the invention is very flexible and makes it possible to adapt to the foreseeable changes in the composition of the electronic cards.
  • the method according to the invention does not have the disadvantage of using the usual technique of extraction of precious metals by oxidation of lead, called cupellation operation, and followed by the operation of the reduction of lead oxide.
  • the invention makes it possible to keep the metals in metallic form as much as possible: the precious metals are preserved in metallic form throughout the process, and the lead and the tin are kept in metallic form until step (d) included. This makes it possible to minimize the entrainment of the precious metals by metal oxides.
  • the invention makes it possible to collect precious metals at a single outlet.
  • the invention can be implemented with a controlled environmental impact.
  • FIG. 1 schematically shows an example of waste treatment plant according to the invention.
  • FIG. 2 represents an example of grinding and analysis means that can be used in the context of the waste treatment installation according to the invention. Dashed arrows denote gaseous flows. The arrows in double lines denote solid flows.
  • FIG. 3 represents an example of pyrolysis and afterburner means that can be used in the context of the waste treatment installation according to the invention. Dashed arrows denote gaseous flows. The arrows in simple black line designate the liquid flows. The arrows in double lines denote solid flows.
  • FIG. 4 represents an example of copper extraction means that can be used in the context of the waste treatment installation according to the invention. Dashed arrows denote gaseous flows. The arrows in simple black line designate the liquid flows. The arrows in double lines denote solid flows.
  • FIG. 5 represents a particular example of a filling receptacle that can be used in the context of the invention.
  • FIG. 6 represents an example of refining means that can be used in the context of the waste treatment installation according to the invention. Dashed arrows denote gaseous flows. The arrows in simple black line designate the liquid flows. The arrows in double lines denote solid flows.
  • a waste treatment plant schematically comprises the following elements.
  • a waste feed line 1 is provided at the inlet of the treatment plant.
  • This waste feed line 1 may optionally be connected to the output of grinding and analyzing means fed by a feed line. raw waste Ibis.
  • the waste feed line 1, like all other feed lines, transfer or withdrawal mentioned in the present description, may comprise a single path or multiple channels (branches) in parallel.
  • the waste feed line 1 feeds pyrolysis means 2.
  • pyrolysis means 2 At the outlet of the pyrolysis means 2 there are provided means for feeding primary materials 6, which feed the copper extraction means 37
  • a pre-treated material supply line 14 At the outlet of the copper extraction means 37 is provided a pre-treated material supply line 14, which feeds a stuffing container 15.
  • the pyrolysis means 2 are absent, and the waste feed line 1 directly feeds the copper extraction means 37 (in this case it is considered that the waste feed line 1 is merged with the supply line of primary materials 6).
  • the copper extraction means 37 are absent, and the supply line of primary materials 6 directly feeds the stuffing vessel 15 (in this case it is considered that the supply line of primary materials 6 is confused with the feed line of pretreated materials 14).
  • both the pyrolysis means 2 and the copper extraction means 37 are absent, and the waste feed line 1 directly feeds the stuffing vessel 15 (in this case it is considered that the waste supply line 1 and the feed line of pretreated materials 14 are combined).
  • This variant is particularly suitable for the treatment of used catalytic converters, since these contain no or virtually no copper.
  • the pyrolysis means 2 can be connected at the output to a gas exhaust line 4, which can feed post-combustion means 5.
  • the copper extraction means 37 can comprise a selective dissolution vessel 7 fed at the inlet by the feed line of pretreated materials 6 and fed on the other hand by a poor electrolyte supply line 11.
  • the feed line of pretreated materials 14 is then connected at the outlet of the selective dissolution vessel 7, while a rich electrolyte transfer line 8 feeds electrolysis means 9.
  • Stripping means of the cathodes 13 are provided in association with the electrolysis means 9, and a LOW electrolyte recycling line 10 is provided at the output of the electrolysis means 9.
  • This lean electrolyte recycling line 10 can feed the poor electrolyte supply line 11 and / or a line of line poor electrolyte 12.
  • the filling vessel 15, which is fed by the feed line of pretreated materials 14, is also fed by a feed line of molten lead composition 24.
  • Foaming means 16 are associated with the feed container. Filling 15.
  • a foam mixture withdrawal line 21 which feeds means for refining the foam mixture 36.
  • a precious metals withdrawal line 38 is provided at the outlet of the refining means. It is also possible to provide a skimming residue withdrawal line 17 at the outlet of the skimming means 16, which can feed an additional filling vessel 18. This additional stuffing vessel 18 is then also supplied with fuel. by an additional molten lead composition feed line 31.
  • Additional skimming means 19 are provided in association with the additional stuffing vessel 18, e an additional scum mixture withdrawal line 22 is provided at the outlet of the additional filling vessel 18.
  • This additional scum mixture withdrawal line 22 can supply, like the scum mixture withdrawal line 21, the scouring means However, according to a preferred alternative, the additional scum mixture withdrawal line 22 feeds the molten lead composition feed line 24.
  • a complementary source of molten lead composition 23 may be provided in a suitable manner. optional to complete this diet.
  • An additional skimming residue withdrawal line 20 may be provided at the outlet of the additional skimming means 19.
  • the means for refining the foam mixture 36 more specifically comprise anode casting means 25, an anode transfer system 26, Betts electrolysis means 27. At the level of the Betts electrolysis means 27 are provided means lead-tin recovery 29 and anode sludge recovery means 28.
  • the lead-tin recovery means 29 feeds (optionally together with a fresh lead feed line 30 which may optionally be provided) the feed line of additional molten lead composition feed 31.
  • the means for recovering anode sludge 28 feed melting means 33 which are additionally provided with an oxygen supply 32.
  • Final skimming means 34 are provided in association with the melting means 32.
  • the withdrawal line Precious metals 38 are connected at the outlet of the melting means 32, which also include a waste discharge line 35.
  • FIG. 2 a possible example is described in more detail below for the first part of the waste treatment facility, dedicated to receiving, grinding and analyzing incoming waste. (see references Ibis, lter of Figure 1).
  • the installation comprises means for receiving waste 101, which may in particular comprise an unloading hall, and which are for example adapted to receive trucks.
  • Weighing means 102 are provided at these waste receiving means 101, as well as storage means 103.
  • dosing means 104 adapted to discharge the waste on a main conveyor 105 (carpet or the like).
  • the main conveyor 105 distributively feeds a first secondary conveyor 106, a second secondary conveyor 107 and a third secondary conveyor 108.
  • the first secondary conveyor 106 feeds a coarse mill 109.
  • a fine mill 11 1 is also provided, supplied on the one hand by the second secondary conveyor 107 and on the other hand by a transfer line 110 coming from the outlet of the coarse mill 109
  • the grinders 109, 111 may have a typical capacity of 5 to 10 t / h each.
  • a collecting conveyor January 12 is provided at the end of the fine grinder 1 11 and joins the third secondary conveyor 108. In the path of the third secondary conveyor 108 are also provided sampling means 113 (for example a ladle), which make it possible to supplying means of analysis 1 14.
  • the third secondary conveyor 108 distributes a first tertiary transporter 115 and a second tertiary transporter 1 17 in a distributive manner.
  • the first tertiary transporter 115 feeds a waste storage silo 1 16.
  • An air purification system 120 is installed at the level of the coarse mill 109 and the fine mill 111 and feeds a bag filter 121 , which can have a typical capacity of 5000 Nm 3 / h.
  • the bag filter 121 is connected to a stack 123 and to a fine recovery line 122, which feeds the waste storage bin 1 16. It is obvious that the skilled person will adapt the means thus described to the needs of the installation, for example by varying the number or type of grinders or the capacity of the various means used.
  • the waste feed line 201 is provided at the outlet of the above-mentioned waste storage silo 116 and feeds three pyrolysis furnaces 202a, 202b, 202c arranged in parallel via hoppers.
  • the pyrolysis furnaces 202a, 202b, 202c may be screw-type kiln furnaces heated externally electrically.
  • the number of ovens can be varied according to the needs of each installation.
  • a calcined waste collection line 203 is provided at the outlet of the pyrolysis furnaces 202a, 202b, 202c and feeds two calcined waste storage silos 204a, 204b.
  • the number of these storage silos can be varied according to the needs of each facility.
  • the calcined waste collection line 203 may be a jacketted conveyor provided with means for cooling with water.
  • a respective primary material supply line 205a, 205b (these two lines together constitute the primary material supply line 6).
  • each pyrolysis furnace 202a, 202b, 202c is provided a respective gas exhaust pipe 206a, 206b, 206c (all of these pipes corresponding to the above-mentioned exhaust gas line 4).
  • Each gas exhaust pipe 206a, 206b, 206c supplies a respective afterburner chamber 207a, 207b, 207c.
  • a typical example of afterburner chamber volume 207a, 207b, 207c is 15 m 3 .
  • Each afterburner chamber 207a, 207b, 207c is further supplied by a respective air supply line 208a, 208b, 208c.
  • a flue gas collection conduit 209 connects the outlet of the afterburner chambers 207a, 207b, 207c to the inlet of a vertical cooling chamber 210.
  • a cooling water supply line 211 is also provided at the inlet of the cooling chamber 210.
  • spray bars located in the upper part of the chamber can be provided.
  • a pre-cooled gas sampling line 212 is provided at the outlet of the cooling chamber 210, and supplies a bag filter 214.
  • An air supply line 213 is connected to the pre-cooled gas sampling line. 212.
  • the bag filter 214 may for example have a capacity of 40000 Nm 3 / h.
  • a fine withdrawal line 215 on the one hand and a purified gas withdrawal line 216 are connected at the outlet of the bag filter 214. The purified gas withdrawal line 216 feeds a stack 217.
  • Each primary material supply pipe 205a, 205b supplies a respective selective dissolution vessel 301a, 301b, which may be, for example, a closed reactor of 20 m 3 made of epoxy resin / glass fiber of great thickness, provided with 'a lid and a
  • Each selective dissolution vessel 301a, 301b is also fed by a poor electrolyte supply line 303.
  • An oxygen supply 304 is further provided at the bottom of each selective dissolution vessel 301a, 301b.
  • a respective selective post-dissolution drain line 305a 305b is provided at the outlet of each selective dissolution vessel 301a, 301b, which supplies a respective filter press 306a, 306b.
  • a solids collection system 307 is placed at the outlet of the filter presses 306a, 306b and feeds a drying oven 308, at the outlet of which is the pre-treated material supply line 309 (corresponding to the reference 14 on the figure 1).
  • Drying oven 308 may be a screw oven similar to those used for pyrolysis.
  • each filter press 306a, 306b is provided at the outlet of a filtered liquid withdrawal pipe 310a, 310b respectively which feeds a single tank 302. This latter, in turn, feeds, via a transfer line 311, a rich electrolyte storage tank 312, which may have for example a capacity of 60 m 3 .
  • the other major component of this part of the plant is the electrodeposition unit 314.
  • This electrodeposition unit 314 comprises a number of electrolysis vessels 315a, 315b, 315c, 315d, 315e, the number of five in this example, the number of tanks that can be adapted to the needs of production.
  • Each electrolysis cell 315a, 315b, 315c, 315d, 315e comprises a number of electrolysis cells according to the
  • each electrolysis cell can have a useful volume of 4 m 3 and contain 31 stainless steel cathodes and lead / calcium anodes of useful surface area 1 m 2 per side.
  • the electrolysis vessels 315a, 315b, 315c, 315d, 315e are fed in parallel through a rich electrolyte transfer line 313 connected at the outlet of the rich electrolyte storage tank 312.
  • the electrodeposition unit 314 is completed by a stripping system of the cathodes 316.
  • a poor electrolyte recycling line 317 which feeds a first poor electrolyte storage tank. 318 (for example 60 m 3 ) and a second poor electrolyte storage tank
  • the first lean electrolyte storage tank 318 constitutes the supply source of the lean electrolyte supply line 303.
  • the second lean electrolyte storage tank 319 feeds a first purification reactor 320 (for example capacity 15 m 3 ).
  • This first purification reactor 320 is also fed by a lime feed line 321.
  • the fines extraction pipe 215 described with reference to FIG. 3 feeds a second purification reactor 325 (example of capacity: 5 m 3 ) equipped with a water and lime supply (not shown).
  • a second pulp withdrawal line 326 which also feeds the additional filter press 324.
  • a washed fines withdrawal line 327 At the outlet of the additional filter press 324 are connected a washed fines withdrawal line 327, a withdrawal line. of lime sulphate 328 and an acid juice withdrawal line 329.
  • the washed fines withdrawal line 327 can supply one of the selective dissolution containers 301a, 301b or both.
  • the acid juice withdrawal line 329 can feed a tank, not shown, with downstream additional devices for treating halides.
  • a gas purification system 330 passes through all the storage tanks 312, 318, 319, selective dissolution vessels 301a, 301b and purification reactors 320, 325 and feeds a washing tower 331.
  • the tanks storage 312, 318, 319, the purification reactors 320, 325 and the washing tower 331 may be epoxy resin / glass fiber of standard thickness.
  • the washing tower 331 comprises at the outlet an additional acidic juice withdrawal line 332, which can feed back the poor electrolyte storage tank 318.
  • the washing tower 331 can have a capacity of 5 m 3 , be equipped with a standard lining and work with water.
  • each vessel then comprises a cauldron 401 (50 ton capacity example) surrounded by a heating chamber 402 provided with burners 403.
  • An agitator 404 (for example a propeller with a vertical axis propeller) is immersed in the kettle 401.
  • the kettle 401 is fed by a feeder 407, which, depending on the case, is connected to the inlet of the feed line of pre-treated materials 14 or to the skimming residue withdrawal line 17.
  • a skimming machine 405 consisting of a squeegee articulated steel fixed to an inclined plane.
  • a cowling 406 isolates the surface of the contents of the kettle and is adapted to provide nitrogen inerting.
  • Suction means 408 are provided above the cauldron 401 and are connected to a not shown bag filter.
  • Flue gas evacuation means 409 adapted to collect the gases emitted by the burners are connected to the heating chamber 402.
  • the stirrer 404 is advantageously removable in order to allow the transfer of the contents of the kettle 401.
  • Downstream of the Filling containers 15, 18, are the anode casting means 25, which include in particular a kettle of the type described in Figure 5, but without necessarily frothing and stirring devices.
  • This cauldron can include a cowling and a suction.
  • the last major part of the present installation relates to the refining and notably includes the references 27, 33, 34 of FIG. 1. This is described below with reference to FIG.
  • This part of the plant comprises a Betts electrolysis unit 501, which contains a plurality of rows 502a, 502b of Betts electrolysis cells (two in this example).
  • Each row 502a, 502b may comprise, for example, five cells, each cell having 30 anodes and 31 cathodes of useful surface area 1 m 2 per face, for a useful cell volume of 4 m 3 .
  • the rows 502a, 502b are supplied in parallel with electrolyte from a Betts 503 reactor.
  • a return pumping system may be provided to facilitate the circulation of the electrolyte.
  • the Betts 503 reactor is fed on the one hand by a fluosilicic acid feed line 504 and on the other hand by a litharge feed line 505.
  • a line used Betts electrolyte collection is fed on the one hand.
  • An electrolysis sewer system 507 collects the gases at the Betts electrolysis unit 501 and at the Betts 503 reactor, and conveys them to a washing tower 508, with a typical volume of 5 m 3 .
  • a washing juice collection line 509 provides a return to the second poor electrolyte storage tank 319 of FIG. 4.
  • the betts electrolysis unit 501 is also provided with cathode stripping means 510.
  • the cathode stripping means 510 provide a cathode supply line 51 1 which itself feeds a cathode 512 cauldron .
  • the cauldron 512 is of the type described in FIG. 5, but without necessarily the frothing and stirring devices. This cauldron 512 may include a cowling and a suction. It feeds via a lead-tin supply line 513, possibly together with a fresh lead feed line 30, the additional melted lead composition feed line 31 (see Fig. 1).
  • the set of references 510 to 513 correspond to the lead-tin recovery means 29.
  • the Betts electrolysis unit 501 is furthermore provided with means for scraping anode butts 514 which feed an anode sludge collection line. 516 (the assembly constituting an example of means for recovering anode sludge 28).
  • This line of Anode sludge collection 516 feeds an anode sludge treatment unit 517 which may include washing means, weighing means and / or storage means.
  • a washed sludge transfer line 518 connects the anode sludge processing unit 517 to an oxidation furnace 520 (eg 800 kW power, 1 ton capacity), which also receives a feed line of 519.
  • an ingot collection line 521 can provide a return to the trunk storage means of the anode sludge treatment unit 516.
  • the line of FIG. Litharge supply 505 is also connected at the outlet of oxidation furnace 520.
  • a flue gas collection line 522 is also provided at oxidation furnace 520, it can be connected to the same filtration system as that provided for in FIG. level of the filling receptacles.
  • the process comprises 5 main phases: grinding; pyrolysis; copper extraction by selective dissolution (or leaching); 20 - the filling; and refining.
  • the production capacity is of the order of 25,000 tons per year or of the order of 72 tons of waste per day.
  • the waste is for example
  • steps of pyrolysis and copper extraction can advantageously be dispensed with.
  • the electronic cards are received at the level of the waste reception means 101.
  • the electronic cards arrive at the entrance of the installation in batches (containers, big bags, drums), which are weighed at the weighing means 102, labeled, recorded and stored at the level
  • the cards are directed according to their nature: either successively to the coarse crusher 109 and the fine crusher 11 1 (case 1 above); either directly to the fine grinder 111 (case 2 above); or directly the waste storage silo 116 (case 3 above).
  • the coarse crusher 109 crushes or crushes waste reducing it to a size less than 25 mm
  • the fine crusher 111 crushes or crushes waste reducing it to the required size less than 5 mm.
  • they undergo an automated sampling at the sampling means 113 which periodically cut the flow of cards. For example, 300 kg of sample can be taken in a batch of 24 t.
  • the sample is analyzed by the analysis means 114 after quartering in the laboratory to reach a final sample mass of 4 to 5 kg. It is preferred to treat a given batch of waste only when the result of the analysis is known, in order to adapt the parameters of the treatment. Therefore, before the sample analysis has been performed, the cards return via the return conveyor 119 to the storage means 103.
  • the premises of the grinders 109, 11 are cleaned, and the fines suspended in the air are recovered and reinjected into the waste storage silo 116.
  • the grounded electronic boards are then extracted at the base of the waste storage bin 1 16 and supply the hoppers located above the inlet of each of the three pyrolysis furnaces 202a, 202b, 202c.
  • the bulk density of the product is 0.7 at the entrance of the furnaces. Pyrolysis is useful for degrading and eliminating organic matter in cards. This is a gentle combustion of the carbon chains, which is carried out while keeping the metals of the waste in the metallic state.
  • the residence time in the furnaces may be between 20 and 90 min and is preferably 30 min.
  • the operating temperature can be between 350 and 55O 0 C and is preferably about 400 0 C.
  • the control of temperatures, vacuum and speed of the screw allows to control the operation.
  • Each furnace typically has a processing capacity of 1 t / h.
  • the pyrolysis gases rich in phenol compounds leave at 400 ° C. of each oven.
  • the calcined cards leaving each oven are cooled on the calcined waste collection line 203 (jacketted conveyor) and are then stored in the silos 204a, 204b feeding the copper leaching.
  • the product has a black appearance due to residual carbon from the pyrolysis of plastics. It has a density of about 0.5.
  • the pyrolysis gases from each furnace are burned at high temperature in the afterburner chamber 207a, 207b, 207c (residence time 2 s) in order to destroy all the carbonaceous molecules and any dioxins and furans. Thus, almost all carbon chains are recovered as energy that can be recovered and used in the process itself.
  • Combustion air is preheated to 400 ° C to ensure good gas ignition. Additional controlled air is needed to regulate the chamber outlet temperature at 1100 ° C and avoid the formation of NOx. An additional 800 kW burner ensures that the temperature is sufficient for the combustion to take place, especially during the transient phases. Continuous control of the inlet and outlet temperatures of the afterburner is achieved and regulates the dilution air inlet.
  • the gases to HOO 0 C arrive in the cooling chamber 210 to undergo quenching with water.
  • the cooling water is brought to a flow rate of 10 minutes. Water is completely transformed into water vapor by capturing a good deal of the gas energy.
  • the cooled gases leave the chamber at 200 ° C.
  • the control of the outlet temperature makes it possible to regulate the flow of water injected.
  • These gases are then finely cooled in air at about 150 ° C. before entering the bag filter 214.
  • the handles retain the fine solid particles containing in particular halides.
  • Purge is carried out in the next sector of copper leaching.
  • the totally purified gases are discharged at the chimney 217. A continuous control is carried out there (analysis of the gases, rate of dust ).
  • the daily flow rate of calcined cards from the silos 204a, 204b containing 12 t of copper is treated in the selective dissolution vessels 301 to 301b (closed reactors) in leachings of 4 hours each.
  • the operation is as follows: transfer to the pump of 15 m 3 of copper-poor electrolyte and rich in acid (at 85 ° C) from the poor electrolyte storage tank 318. It is then proceeded to the introduction of 4.8 t of calcined cards with a fine bubbling of oxygen at the bottom of the reactor.
  • the lean electrolyte is a solution containing sulfuric acid (from 50 to 200 g / l, preferably about 100 g / l) and soluble iron in the form of iron sulphate (5 to 20 g / l, preferably about 10 g / 1) which must be maintained in the Fe 3+ form (with oxygen) to effectively attack copper.
  • the temperature is maintained by injecting live steam.
  • the contents of the reactor are filtered on the filter press 306a or 306b or both.
  • the copper-rich juices are transferred to the rich electrolyte storage tank 312 feeding the electrolysis cells.
  • the electrolyte is enriched with iron and nickel, which dissolve at the same time as copper. It is necessary to carry out a daily purge on the poor electrolyte leaving the electrolysis cells. It is sent to the second poor electrolyte storage tank 319 and its treatment is carried out in the first purification reactor 320 twice a day. These very acidic juices containing iron, nickel and some copper are treated with lime up to pH 8.5. It precipitates calcium sulphate resulting in the metal hydroxides. This pulp is filtered on the additional filter press 324. The resulting residue (10 to 15 t / d) is placed in a controlled landfill. The juices are recycled to the first poor electrolyte storage tank 318.
  • the fines of the pyrolysis filter are treated in the second purification reactor 325 every 2 days in the presence of water and a little lime at pH 9.
  • the halides chlorides and bromides
  • the pulp is filtered on the additional filter press 324: the residue (500 kg) is recycled to the selective dissolution vessels 301a, 301b and the juices (3 m 3 ) enriched in halides are stored in a tank for further processing.
  • the poor electrolyte is heated and maintained at 85 ° C by means of a steam-fed coil.
  • the rich electrolyte is cooled at 50 ° C. by a coil fed with cold water. This cold water can then be used in the hot gas vaporization chamber of the post-combustion pyrolysis.
  • the wet solid residues (40 t / d) from filter presses 306a and 306b are rich in precious metals. They are dried in the drying oven 308. They are pulverulent and have a black color, the glass fibers which constitute the main compound being broken during the stirring in the attack tank. Solid and liquid flows are sampled regularly and analyzed.
  • the stream from the rectifiers passes in series from electrolysis cell to electrolysis cell and in parallel to the electrode levels of each cell.
  • the current density can be from 50 to 400 A / m 2 , preferably about 200 A / m 2 and the temperature of the electrolyte can be from 20 to 80 0 C, preferably from 45 to 50 0 C.
  • the concentration in ferric ions is kept as low as possible, and in any case at a level below 10 g / l. When the total iron concentration reaches a value of 10 to 30 g / 1, a portion of the electrolyte is purified by precipitation of iron and filtration of the precipitate.
  • the rich electrolyte from the tank for storing rich electrolyte 312 is sent to the st row of eight cells.
  • the cells are arranged in cascade to allow the circulation of the electrolyte and a pump returns the juice of the last cell to the first.
  • the circulating flow is of the order of 15 mVh.
  • the electrolyte takes 24 hours to run out of copper which settles on the cathodes.
  • the addition of a surfactant makes it possible to obtain a fine and regular copper deposit.
  • the spent electrolyte is pumped to the poor electrolyte storage tank 318.
  • the cells are then refilled with rich electrolyte. Each row can be emptied and filled with electrolyte every 4.5 to 5 hours.
  • the step of selective extraction of copper is important when the starting material contains a significant proportion of copper. Indeed, copper is capable of forming stable compounds insoluble in liquid lead, said compounds often containing precious metals. This is why it is necessary to get rid of as much copper as possible before starting the subsequent stages of filling and refining, otherwise a large quantity of precious metals will be lost in said stable compounds.
  • the step of selective extraction of copper makes it possible to extract almost all of the copper selectively in the form of a merchantable product (cathodes of pure copper), which can be remelted in the form of ingots.
  • the metals dissolved in the electrolyte can be advantageously removed during periodic electrolyte regeneration operations.
  • copper electroplating can be replaced by a copper sulfate crystallization process, a commercial product.
  • the stuffing step comprises contacting the pre-treated materials (i.e., after grinding, optional pyrolysis, possible copper extraction) with a molten lead composition in the stuffing vessel 15.
  • the molten lead composition comprises predominantly lead and may comprise from 0 to 50% tin, preferably less than 20% tin.
  • This composition is in the liquid state. It serves as a collector and extractor of precious metals, which are solubilized in non-oxidized form.
  • the lead and possibly the tin of this composition come partly from the filler metals contained in the electronic cards, and partly from the metals recovered thereafter.
  • the dissolution is carried out as follows: stirring is started and creates a vortex of molten lead in the cauldron.
  • the feeder 407 pours the materials to be filled into the vortex core. The operation lasts about 15 minutes.
  • the temperature can then be between 350 and 55O 0 C and is preferably about 500 ° C.
  • a skimming phase or phase of separation of the elements without affinity with the lead begins.
  • the stirring is stopped, and the inert parts washed of their precious metals (ceramics, glass fibers, ferrites ...) go back to the surface where they float.
  • the skimming machine 405 is then started up and makes it possible to recover the supernatants. When these supernatants have been removed from the lead bath, the operation is repeated. Foaming can be carried out at a temperature of between 250 and 45 ° C., for example about 270 ° C. for a lead-tin alloy containing 30% tin by weight.
  • the supernatants can be treated again in the same manner in the additional filling vessel 18. Indeed, a small amount of lead (and precious) is entrained with the supernatant material during skimming, and is therefore useful repeat the operation in a second cauldron to avoid losing precious metals.
  • the inerts collected at skimming at the additional filling vessel 18 are sent to landfill as ultimate waste after possibly being sampled and analyzed.
  • the molten lead composition contained in the additional filling vessel 18 has a low concentration of precious metals
  • the filling phase can last several days. It is considered that it is completed when the precious metal content in the molten lead composition reaches a threshold value, for example between 2 and 4 kg per tonne of lead.
  • An optional decoupling operation can then be performed, consisting of adding sulfur to the vortex of the lead-based composition, to form copper mattes, which are returned to a selective dissolution vessel 301a, 301b for copper extraction. .
  • the molten lead composition with the solubilized precious metals, is sent to a storage cauldron from which this composition is poured into anodes.
  • the subsequent Betts refining step releases the precious metals contained in the anodes thus cast.
  • the lead and tin are removed from the anodes by electrolysis in a fiuosilicic medium, which is known as the Betts process, at the Betts 501 electrolysis unit.
  • the electrolysis cells are fed with an electrolyte containing, for example, about 90 g / l of lead and 80 g / l of free acid.
  • This electrolyte is prepared by solubilizing litharge (PbO) in fluosilicic acid at the Betts 503 reactor.
  • the electrolysis can be carried out for example at a current density of 350 A / m 2 and at a temperature of electrolyte of 40 ° C.
  • the solid lead and tin of the anodes dissolve in the electrolyte, while lead and tin deposits accumulate on the cathodes.
  • the addition of surfactant in the electrolyte makes this deposit fine and regular. Precious metals remain at the level of the anodes.
  • the electrolyte does not concentrate or few impurities.
  • a total purge may only be performed once or twice a year.
  • the electrolyte is sent to the second poor electrolyte storage tank 319 for lime treatment in the first purification reactor 320, and a new electrolyte is prepared.
  • a purge may be required to lower the lead content with sulfuric acid in the Betts 503 reactor.
  • the reactor 503 and the electrolysis cells are cleaned up and the gaseous effluents are sent into the washing tower 508.
  • the washing liquors are treated in the first purification reactor 320 via the second poor electrolyte storage tank 319.
  • the anode sludge may, depending on the case, fall into dust in baskets or have an adherent cellular structure.
  • the electrolysis is interrupted before complete dissolution of the anodes. It is thus possible to recover the anode sludge by scraping.
  • the cathodes of Pb / Sn produced are 108 t for these six days.
  • two cathode strippings are carried out every three days and two scrapings of the anodes at the same time.
  • the cathodes are recycled to cauldron 512 to produce ingot merchantable tin-tin and / or to supply molten lead-based composition to the additional stuffing vessel 18.
  • the anode sludge is washed, weighed and stored in a trunk.
  • the anode sludge is melted once or twice a week in the oxidation furnace 520 at a temperature of 1000 ° C.
  • This melting step of the anode sludge, in the presence of gaseous oxygen (or air) makes it possible to oxidizing at least a portion of the lead and tin still contained in the anode sludge.
  • Litharge (PbO) is formed on the surface: it is cast in plates and makes it possible to dope the lead electrolyte when necessary.
  • the oven fumes are channeled to the fudge filter.
  • the precious liquid alloy can be poured into ingots (25 kg) which are stored in a box. All ingots are sampled and weighed before being marketed.
  • the fine recovery line 122 makes it possible to reintroduce into the system the fine fragments of crushed waste which pass into the ambient air at the grinding stage;
  • the fine withdrawal line 215 makes it possible to recover the metal fraction entrained with the carbonaceous gases during the pyrolysis;
  • the washed fines withdrawal line 327 makes it possible to reinject into the main circuit the fragments of materials to be treated which are entrained with the electrolyte or electrolytes;
  • the use of an additional bunker 18 in addition to the bunker 15 makes it possible to recover the precious metals accidentally entrained with the inert materials during the main filling; similarly copper which has not been extracted during the selective extraction step by dissolution is recovered as copper mattes at the filling vessel 15 and is reinjected into the main circuit.
  • the process makes it possible to recover in fine more than 90 or even 95% by weight, preferably more than 99% by weight, advantageously more than 99.9% by weight of the precious metals initially contained in the waste.
  • Tables 1 and 2 below give an estimate of the chemical composition of the products during the various stages of the treatment process, in the case where the waste is typical used electronic boards.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Incineration Of Waste (AREA)
  • Gasification And Melting Of Waste (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

L'invention concerne un procédé de traitement de déchets contenant des métaux précieux, comprenant les étapes successives suivantes : mise en contact des déchets avec une composition à base de plomb fondu; écumage du mélange obtenu; et raffinage du mélange écume par électrolyse de manière à récupérer les métaux précieux. L'invention concerne également une installation de traitement des déchets pour la mise en œuvre de ce procédé.

Description

PROCEDE DE TRAITEMENT DE DECHETS CONTENANT DES METAUX PRECIEUX ET DISPOSITIF POUR LA MISE EN ŒUVRE DE CE PROCEDE
DOMAINE DE L'INVENTION
La présente invention concerne un procédé de traitement de déchets contenant des métaux précieux ainsi qu'un dispositif pour la mise en œuvre de ce procédé.
ARRIERE-PLAN TECHNIQUE L'accroissement de l'utilisation des calculatrices, des téléphones portables, des appareillages électroniques et autres appareils de haute technicité à courte durée de vie engendre une quantité croissante de déchets contenant des métaux rares et précieux. Cette situation pose le problème de la récupération et du traitement des métaux contenus dans ces déchets. Ainsi, de tels déchets constituent un véritable gisement de métaux non ferreux, rares et précieux. Les déchets électroniques sont actuellement collectés, exportés et traités dans de grands complexes industriels de non ferreux exigeant souvent plusieurs usines en cascades d'extraction du plomb, du cuivre et du zinc où ces matières à haute valeur se trouvent diluées dans les flux des matières premières d'origine minière ou secondaire. Les procédés actuels sont donc optimisés pour produire en grandes quantités le plomb, le cuivre ou le zinc pur, mais ils sont mal adaptés pour produire les métaux rares et précieux, présents en faible quantité.
Il est donc souhaitable de concevoir un procédé de traitement des déchets permettant de récupérer une grande proportion des métaux précieux contenus dans les déchets.
RESUME DE L'INVENTION L'invention a en premier lieu pour objet un procédé de traitement de déchets contenant des métaux précieux, comprenant les étapes successives suivantes :
- mise en contact des déchets avec une composition à base de plomb fondu ;
- écumage du mélange obtenu ; et
- raffinage du mélange écume par électrolyse de manière à récupérer les métaux précieux.
Selon un mode de réalisation particulier, on récupère à l'étape d'écumage des résidus qui sont traités par : mise en contact des résidus avec une deuxième composition à base de plomb fondu ; écumage du mélange obtenu ; et - récupération du mélange écume pour fournir au moins une partie de la composition à base de plomb fondu susmentionnée. Selon un mode de réalisation particulier, l'étape de raffinage du mélange écume comprend les sous-étapes suivantes :
- coulage du mélange écume en anodes ;
- électrolyse d'une solution d'acide fluosilicique en utilisant lesdites anodes ; et - récupération de boues anodiques contenant les métaux précieux.
Selon un mode de réalisation particulier, le procédé susmentionné comprend avant, simultanément ou après l'étape de récupération de boues anodiques, l'étape suivante : récupération de dépôts cathodiques de plomb et éventuellement d'étain pour fournir au moins une partie de la composition à base de plomb fondu et / ou de la deuxième composition à base de plomb fondu.
Selon un mode de réalisation particulier, l'étape de raffinage du mélange écume comprend, après la sous-étape de récupération de boues anodiques, les sous-étapes supplémentaires suivantes : fusion des boues anodiques récupérées en présence d'oxygène ; - écumage des boues anodiques fondues ; et coulage en lingots des boues anodiques fondues et écumées.
Selon un mode de réalisation particulier, chaque composition à base de plomb fondu comprend de 0 à 50 % d'étain, de préférence de 0 à 20 % d'étain.
Selon un mode de réalisation particulier, le procédé susmentionné comprend, préalablement à l'étape de mise en contact des déchets avec une composition à base de plomb fondu, l'étape suivante : extraction de cuivre des déchets par dissolution sélective.
Selon un mode de réalisation particulier, l'étape d'extraction de cuivre comprend les sous-étapes suivantes : - dissolution sélective des déchets en présence d'acide sulfurique, de sulfate de fer et d'oxygène ; traitement de la solution obtenue par filtration et / ou électrolyse et / ou précipitation ; récupération de cuivre d'une part et d'autres impuretés métalliques d'autre part. Selon un mode de réalisation particulier, le procédé susmentionné comprend, préalablement à l'étape d'extraction de cuivre, l'étape suivante : combustion des déchets par pyrolyse, produisant des gaz carbonés ; et éventuellement postcombustion des gaz carbonés.
Selon un mode de réalisation particulier, le procédé susmentionné comprend en outre une étape préliminaire de broyage des déchets et / ou d'analyse de déchets broyés. Selon un mode de réalisation particulier, les métaux précieux comprennent un ou plusieurs métaux choisis parmi l'or, l'argent, le platine, le palladium, le rhodium, le ruthénium, l'iridium, l'osmium et leurs mélanges. Selon un mode de réalisation particulier, les déchets sont choisis parmi les pots d'échappement catalytiques et les déchets électroniques tels que les cartes électroniques.
Selon un mode de réalisation particulier, plus de 90 % en masse, de préférence plus de 99 % en masse, des métaux précieux contenus dans les déchets sont récupérés selon le procédé susmentionné.
Selon un mode de réalisation particulier, les matières surnageantes comprennent des céramiques, fibres de verre et/ou ferrites.
L'invention a également pour objet une installation de traitement de déchets contenant des métaux précieux, comprenant : - au moins un récipient d'emplombage ; une ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu, reliée en entrée du récipient d'emplombage ;
- une ligne d'amenée de matériaux prétraités, reliée en entrée du récipient d'emplombage ; - des moyens d'écumage associés au récipient d'emplombage ; une ligne de soutirage de mélange écume, reliée en sortie du récipient d'emplombage ;
- des moyens de raffinage du mélange écume par électrolyse, alimentés par la ligne de soutirage de mélange écume ; et
- une ligne de soutirage de métaux précieux, reliée en sortie des moyens de raffinage du mélange écume.
Selon un mode de réalisation particulier, l'installation de traitement susmentionnée comprend en outre : une ligne de soutirage de résidus d'écumage, reliée en sortie des moyens d'écumage ; au moins un récipient d'emplombage supplémentaire, alimenté d'une part par la ligne de soutirage de résidus d'écumage et d'autre part par une ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire ; des moyens d'écumage supplémentaires associés au récipient d'emplombage supplémentaire ; et une ligne de soutirage de mélange écume supplémentaire, reliée en sortie du récipient d'emplombage supplémentaire et alimentant la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu.
Selon un mode de réalisation particulier, les moyens de raffinage du mélange écume par électrolyse comprennent : des moyens de coulage d'anodes ; - des moyens d'électrolyse Betts ; et des moyens de récupération de boues anodiques. Selon un mode de réalisation particulier, les moyens de raffinage du mélange écume par électrolyse comprennent : des moyens de récupération de plomb-étain, alimentant la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire. Selon un mode de réalisation particulier, l'installation de traitement susmentionnée comprend en outre : des moyens d'extraction de cuivre, dont une sortie est reliée à la ligne d'amenée de matériaux prétraités ; et une ligne d'amenée de matériaux primaires, reliée en entrée des moyens d'extraction de cuivre.
Selon un mode de réalisation particulier, les moyens d'extraction de cuivre comprennent : au moins un récipient de dissolution sélective, alimenté par la ligne d'amenée de matériaux primaires ; une ligne d'amenée d'électrolyte pauvre, reliée en entrée du récipient de dissolution sélective ; des moyens d'électrolyse ; des moyens de transfert d'électrolyte riche, reliant le récipient de dissolution sélective aux moyens d'électrolyse ; des moyens de strippage des cathodes ; et - des moyens de recyclage d'électrolyte pauvre, reliés en sortie des moyens d'électrolyse.
Selon un mode de réalisation particulier, l'installation de traitement susmentionnée comprend en outre : des moyens de pyrolyse des déchets, reliés en sortie à Ia ligne d'amenée de matériaux primaires ; une ligne d'amenée de déchets alimentant les moyens de pyrolyse ; et éventuellement ; une ligne d'échappement des gaz en sortie des moyens de pyrolyse et alimentant des moyens de postcombustion. Selon un mode de réalisation particulier, l'installation de traitement susmentionnée comprend en outre : des moyens de broyage et d'analyse alimentés par une ligne d'amenée de déchets bruts et alimentant la ligne d'amenée de déchets.
Selon un mode de réalisation particulier, le procédé susmentionné est mis en œuvre dans l'installation susmentionnée. Selon un mode de réalisation particulier, l'installation susmentionnée est destinée à la mise en œuvre du procédé susmentionné. La présente invention permet de surmonter les inconvénients de l'état de la technique. Elle fournit plus particulièrement un procédé spécifique de traitement et de valorisation des déchets contenant des métaux précieux, qui combine harmonieusement les séquences métallurgiques et évite de diluer les métaux contenus dans un flux de production de métaux primaires. L'invention fournit aussi une installation unique pour séparer les constituants des déchets et en particulier récupérer les métaux précieux.
Selon certains modes de réalisation particuliers, l'invention présente également les caractéristiques avantageuses énumérées ci-dessous.
Le procédé selon l'invention est très souple et permet de s'adapter aux évolutions prévisibles de la composition des cartes électroniques.
Le procédé selon l'invention ne présente pas l'inconvénient d'utiliser la technique habituelle d'extraction des métaux précieux par oxydation du plomb, opération dite de coupellation, et suivie de l'opération de la réduction de l'oxyde de plomb. L'invention permet de garder le plus possible les métaux sous forme métallique : les métaux précieux sont conservés sous forme métallique tout au long du procédé, et le plomb et l'étain sont conservés sous forme métallique jusqu'à l'étape (d) incluse. Cela permet de minimiser l'entraînement des métaux précieux par des oxydes métalliques. L'invention permet de collecter les métaux précieux à une sortie unique. - L'invention peut être mise en œuvre avec un impact environnemental maîtrisé.
BREVE DESCRIPTION DES FIGURES
La figure 1 représente de manière schématique un exemple d'installation de traitement de déchets selon l'invention. La figure 2 représente un exemple de moyens de broyage et d'analyse qui peuvent être utilisés dans le cadre de l'installation de traitement de déchets selon l'invention. Les flèches pointillées désignent les flux gazeux. Les flèches en double trait désignent les flux solides.
La figure 3 représente un exemple de moyens de pyrolyse et de postcombustion qui peuvent être utilisés dans le cadre de l'installation de traitement de déchets selon l'invention. Les flèches pointillées désignent les flux gazeux. Les flèches en trait noir simple désignent les flux liquides. Les flèches en double trait désignent les flux solides.
La figure 4 représente un exemple de moyens d'extraction de cuivre qui peuvent être utilisés dans le cadre de l'installation de traitement de déchets selon l'invention. Les flèches pointillées désignent les flux gazeux. Les flèches en trait noir simple désignent les flux liquides. Les flèches en double trait désignent les flux solides.
La figure 5 représente un exemple particulier de récipient d'emplombage utilisable dans le cadre de l'invention. La figure 6 représente un exemple de moyens de raffinage qui peuvent être utilisés dans le cadre de l'installation de traitement de déchets selon l'invention. Les flèches pointillées désignent les flux gazeux. Les flèches en trait noir simple désignent les flux liquides. Les flèches en double trait désignent les flux solides.
DESCRIPTION DE MODES DE REALISATION DE L'INVENTION
L'invention est maintenant décrite plus en détail et de façon non limitative dans la description qui suit.
Installation de traitement de déchets
En faisant référence à Ia figure 1, une installation de traitement de déchets selon l'invention comprend de manière schématique les éléments qui suivent.
En entrée de l'installation de traitement est prévue une ligne d'amenée de déchets 1. Cette ligne d'amenée de déchets 1 peut éventuellement être reliée en sortie de moyens de broyage et d'analyse lter alimentés par une ligne d'amenée de déchets bruts Ibis.
La ligne d'amenée de déchets 1, comme toutes les autres lignes d'amenée, de transfert ou de soutirage mentionnées dans la présente description, peut comporter une unique voie ou plusieurs voies (branches) en parallèle.
Selon un mode de réalisation, la ligne d'amenée de déchets 1 alimente des moyens de pyrolyse 2. En sortie des moyens de pyrolyse 2 sont prévus des moyens d'amenée de matériaux primaire 6, qui alimentent des moyens d'extraction du cuivre 37. En sortie des moyens d'extraction du cuivre 37 est prévue une ligne d'amenée de matériaux pré-traités 14, qui alimente un récipient d'emplombage 15. Ce mode de réalisation est particulièrement bien adapté au traitement des cartes électroniques usagées. Selon une variante, les moyens de pyrolyse 2 sont absents, et la ligne d'amenée de déchets 1 alimente directement les moyens d'extraction de cuivre 37 (dans ce cas on considère que la ligne d'amenée de déchets 1 est confondue avec la ligne d'amenée de matériaux primaires 6).
Selon une autre variante, les moyens d'extraction de cuivre 37 sont absents, et la ligne d'amenée de matériaux primaires 6 alimente directement le récipient d'emplombage 15 (dans ce cas on considère que la ligne d'amenée de matériaux primaires 6 est confondue avec la ligne d'amenée de matériaux prétraités 14).
Selon encore une autre variante, à la fois les moyens de pyrolyse 2 et les moyens d'extraction de cuivre 37 sont absents, et la ligne d'amenée de déchets 1 alimente directement le récipient d'emplombage 15 (dans ce cas on considère que la ligne d'amenée de déchets 1 et la ligne d'amenée de matériaux prétraités 14 sont confondues). Cette variante est particulièrement adaptée au traitement des pots catalytiques usagés, puisque ceux-ci ne contiennent pas ou pratiquement pas de cuivre.
Lorsqu'ils sont présents, les moyens de pyrolyse 2 peuvent être reliés en sortie à une ligne d'échappement des gaz 4, qui peut alimenter des moyens de postcombustion 5. Lorsqu'ils sont présents, les moyens d'extraction de cuivre 37 peuvent comporter un récipient de dissolution sélective 7 alimenté en entrée par la ligne d'amenée de matériaux prétraités 6 et alimenté d'autre part par une ligne d'amenée d'électrolyte pauvre 11. La ligne d'amenée de matériaux prétraités 14 est alors reliée en sortie du récipient de dissolution sélective 7, tandis qu'une ligne de transfert d'électrolyte riche 8 alimente des moyens d'électrolyse 9. Des moyens de strippage des cathodes 13 sont prévus en association avec les moyens d'électrolyse 9, et une ligne de recyclage d'électrolyte pauvre 10 est prévue en sortie des moyens d'électrolyse 9. Cette ligne de recyclage d'électrolyte pauvre 10 peut alimenter la ligne d'amenée d'électrolyte pauvre 11 et / ou une ligne de traitement d'électrolyte pauvre 12.
Le récipient d'emplombage 15, qui est alimenté par la ligne d'amenée de matériaux prétraités 14, est également alimenté par une ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu 24. Des moyens d'écumage 16 sont associés au récipient d'emplombage 15. En sortie du récipient d'emplombage 15 est prévue une ligne de soutirage de mélange écume 21, qui alimente des moyens de raffinage du mélange écume 36. Une ligne de soutirage de métaux précieux 38 est prévue en sortie des moyens de raffinage du mélange écume 36. On peut également prévoir une ligne de soutirage de résidus d'écumage 17 en sortie des moyens d'écumage 16, qui peut alimenter un récipient d'emplombage supplémentaire 18. Ce récipient d'emplombage supplémentaire 18 est alors également alimenté par une ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire 31. Des moyens d'écumage supplémentaires 19 sont prévus en association avec le récipient d'emplombage supplémentaire 18, et une ligne de soutirage de mélange écume supplémentaire 22 est prévue en sortie du récipient d'emplombage supplémentaire 18. Cette ligne de soutirage de mélange écume supplémentaire 22 peut alimenter, tout comme la ligne de soutirage de mélange écume 21, les moyens de raffinage du mélange écume 36. Mais selon une alternative préférée, la ligne de soutirage de mélange écume supplémentaire 22 alimente la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu 24. Une source complémentaire de composition à base de plomb fondu 23 peut être prévue de manière optionnelle pour compléter cette alimentation. Une ligne de soutirage de résidus d'écumage supplémentaire 20 peut être prévue en sortie des moyens d'écumage supplémentaires 19.
Les moyens de raffinage du mélange écume 36 comprennent plus précisément des moyens de coulage d'anodes 25, un système de transfert d'anodes 26, des moyens d'électrolyse Betts 27. Au niveau des moyens d'électrolyse Betts 27 sont prévus des moyens de récupération de plomb-étain 29 et des moyens de récupération de boues anodiques 28. Les moyens de récupération de plomb-étain 29 alimentent (éventuellement de manière conjointe avec une ligne d'amenée de plomb frais 30 que l'on peut prévoir en option) la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire 31.
Les moyens de récupération de boues anodiques 28 alimentent des moyens de fusion 33, qui sont de plus dotés d'une alimentation en oxygène 32. Des moyens d'écumage final 34 sont prévus en association avec les moyens de fusion 32. La ligne de soutirage de métaux précieux 38 est branchée en sortie des moyens de fusion 32, lesquels comportent également une ligne d'évacuation de résidus 35.
En faisant référence à présent à la figure 2, on décrit ci-dessous de manière plus détaillée un exemple possible pour la première partie de l'installation de traitement de déchets, consacrée à la réception, au broyage et à l'analyse des déchets entrants (cf. références Ibis, lter de la figure 1).
Selon cet exemple, l'installation comprend des moyens de réception de déchets 101, qui peuvent notamment comprendre un hall de déchargement, et qui sont par exemple adaptés à recevoir des camions. Des moyens de pesée 102 sont prévus au niveau de ces moyens de réception de déchets 101, ainsi que des moyens de stockage 103. En sortie des moyens de stockage 103 sont prévus des moyens de dosage 104 adaptés au déversement des déchets sur un transporteur principal 105 (tapis ou similaire). Le transporteur principal 105 alimente de manière distributive un premier transporteur secondaire 106, un deuxième transporteur secondaire 107 et un troisième transporteur secondaire 108.
Le premier transporteur secondaire 106 alimente un broyeur grossier 109. Un broyeur fin 11 1 est également prévu, alimenté d'une part par le deuxième transporteur secondaire 107 et d'autre part par une ligne de transfert 110 provenant de la sortie du broyeur grossier 109. Les broyeurs 109, 1 1 1 peuvent avoir une capacité typique de 5 à 10 t/h chacun. Un transporteur collecteur 1 12 est prévu en sortie du broyeur fin 1 11 et rejoint le troisième transporteur secondaire 108. Sur le trajet du troisième transporteur secondaire 108 sont également prévus des moyens d'échantillonnage 113 (par exemple une louche), qui permettent d'alimenter des moyens d'analyse 1 14.
Par ailleurs, le troisième transporteur secondaire 108 alimente de façon distributive un premier transporteur tertiaire 115 et un second transporteur tertiaire 1 17. Le premier transporteur tertiaire 115 alimente un silo de stockage de déchets 1 16. Quant au second transporteur tertiaire 1 17, il alimente un conteneur 1 18, en sortie duquel un transporteur de retour 119 alimente les moyens de stockage 103. Un système d'assainissement de l'air 120 est installé au niveau du broyeur grossier 109 et du broyeur fin 111 et alimente un filtre à manches 121, qui peut avoir pour capacité typique 5000 Nm3/h. Le filtre à manches 121 est relié à une cheminée 123 ainsi qu'à une ligne de récupération de fines 122, qui alimente le silo de stockage de déchets 1 16. II est évident que l'homme du métier saura adapter les moyens ainsi décrits aux besoins de l'installation, par exemple en variant le nombre ou le type des broyeurs ou la capacité des différents moyens utilisés.
En faisant référence à présent à la figure 3, on décrit ci-dessous de manière plus détaillée un exemple possible pour la partie de l'installation de traitement qui est comprise entre la ligne d'amenée de déchets 1 (ci-après 201) et la ligne d'amenée de matériaux primaires 6 (ci-après 205a, 205b).
Selon cet exemple, la ligne d'amenée de déchets 201 est prévue en sortie du silo de stockage de déchets 116 susmentionné et alimente via des trémies trois fours de pyrolyse 202a, 202b, 202c disposés en parallèle. Les fours de pyrolyse 202a, 202b, 202c peuvent être des fours tabulaires à vis, chauffés électriquement en externe. A titre d'exemple on peut utiliser des fours de longueur 5 m et de diamètre 40 cm, de puissance 100 kW, ayant une vitesse de vis variable. Le nombre de fours peut être varié en fonction des besoins de chaque installation. Une ligne de prélèvement de déchets calcinés 203 est prévue en sortie des fours de pyrolyse 202a, 202b, 202c et alimente deux silos de stockage de déchets calcinés 204a, 204b. Le nombre de ces silos de stockage peut être varié en fonction des besoins de chaque installation. La ligne de prélèvement de déchets calcinés 203 peut être un transporteur jacketté doté de moyens de refroidissement à l'eau. En sortie de chaque silo de stockage de déchets calcinés 204a, 204b est prévue une conduite d'amenée de matériaux primaires respective 205a, 205b (ces deux conduites constituant ensemble Ia ligne d'amenée de matériaux primaires 6).
Par ailleurs, en sortie de chaque four de pyrolyse 202a, 202b, 202c est prévue une conduite d'échappement des gaz respective 206a, 206b, 206c (l'ensemble de ces conduites correspondant à la ligne d'échappement des gaz 4 susmentionnée). Chaque conduite d'échappement des gaz 206a, 206b, 206c alimente une chambre de postcombustion 207a, 207b, 207c respective. Un exemple typique de volume de chambre de postcombustion 207a, 207b, 207c est de 15 m3. Chaque chambre de postcombustion 207a, 207b, 207c est en outre alimentée par une conduite d'amenée d'air 208a, 208b, 208c respective. Une conduite de collecte des gaz brûlés 209 relie la sortie des chambres de postcombustion 207a, 207b, 207c à l'entrée d'une chambre de refroidissement 210 verticale. Une ligne d'amenée d'eau de refroidissement 211 est prévue également en entrée de la chambre de refroidissement 210. Par exemple on peut prévoir des rampes de pulvérisation situées dans la partie haute de la chambre. Une conduite de prélèvement de gaz pré-refroidis 212 est prévue en sortie de la chambre de refroidissement 210, et alimente un filtre à manches 214. Une conduite d'amenée d'air 213 est branchée sur la conduite de prélèvement de gaz pré-refroidis 212. Le filtre à manches 214 peut avoir par exemple une capacité de 40000 Nm3/h. Une conduite de soutirage de fines 215 d'une part et une conduite de soutirage de gaz épurés 216 sont branchées en sortie du filtre à manches 214. La conduite de soutirage de gaz épurés 216 alimente une cheminée 217.
En faisant référence à présent à la figure 4, on décrit ci-dessous de manière plus 5 détaillée un exemple possible pour la partie de l'installation de traitement qui comprend essentiellement les moyens d'extraction de cuivre 37.
Chaque conduite d'amenée de matériaux primaires 205a, 205b alimente un récipient de dissolution sélective respectif 301a, 301b, qui peut être à titre d'exemple un réacteur fermé de 20 m3 en résine époxy/fibres de verre de grande épaisseur, muni d'un couvercle et d'un
LO agitateur à vitesse variable. Il est possible de prévoir un seul tel récipient ou au contraire un nombre plus important, selon les besoins de production. Chaque récipient de dissolution sélective 301a, 301b est également alimenté par une conduite d'amenée d'électrolyte pauvre 303. Une alimentation en oxygène 304 est par ailleurs prévue au fond de chaque récipient de dissolution sélective 301a, 301b.
L 5 Une ligne de vidange post-dissolution sélective 305a 305b respective est prévue en sortie de chaque récipient de dissolution sélective 301a, 301b, qui alimente un filtre-presse 306a, 306b respectif. Un système de collecte des solides 307 est placé en sortie des filtres- presses 306a, 306b et alimente un four de séchage 308, en sortie duquel se trouve la conduite d'amenée de matériaux pré-traités 309 (correspondant à la référence 14 sur la figure 1). Le
10 four de séchage 308 peut être un four à vis similaire à ceux utilisés pour la pyrolyse.
Par ailleurs, chaque filtre-presse 306a, 306b est doté en sortie d'une conduite de soutirage de liquide filtré 310a, 310b respective qui alimente un unique bac 302. Celui-ci alimente à son tour, via une ligne de transfert 311, une cuve de stockage d'électrolyte riche 312, qui peut avoir par exemple une contenance de 60 m3.
25 L'autre composante majeure de cette partie de l'installation est l'unité d' électrodéposition 314. Cette unité d' électrodéposition 314 comprend un certain nombre de cuves d'électrolyse 315a, 315b, 315c, 315d, 315e, au nombre de cinq dans cet exemple, le nombre de cuves pouvant être adapté aux besoins de la production. Chaque cuve d'électrolyse 315a, 315b, 315c, 315d, 315e comprend un certain nombre de cellules d'électrolyse selon les
10 besoins de la production, par exemple huit dans le présent exemple. A titre d'exemple, chaque cellule d'électrolyse peut avoir un volume utile de 4 m3 et contenir 31 cathodes en inox et 30 anodes en plomb/calcium de surface utile 1 m2 par face. Les cuves d'électrolyse 315a, 315b, 315c, 315d, 315e sont alimentées en parallèle par une conduite de transfert d'électrolyte riche 313 connectée en sortie de la cuve de stockage d'électrolyte riche 312. L'unité i 5 d'électrodéposition 314 est complétée par un système de strippage des cathodes 316.
En sortie de l'unité d'électrodéposition 314 est prévue une ligne de recyclage d'électrolyte pauvre 317, qui alimente une première cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318 (par exemple de contenance 60 m3) et une seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre
319 (par exemple de contenance 25 m3). La première cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318 constitue la source d'alimentation de la conduite d'amenée d'électrolyte pauvre 303. La seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre 319 alimente un premier réacteur d'épuration 320 (par exemple de contenance 15 m3). Ce premier réacteur d'épuration 320 est également alimenté par une ligne d'amenée de chaux 321. En sortie du premier réacteur d'épuration 320 est branchée une première ligne de soutirage de pulpe 323, qui alimente un filtre-presse supplémentaire 324.
Par ailleurs, la conduite de soutirage de fines 215 décrite en rapport avec la figure 3 alimente un second réacteur d'épuration 325 (exemple de contenance : 5 m3) dotée d'une alimentation en eau et en chaux (non représentée). En sortie de celui-ci se trouve une seconde ligne de soutirage de pulpe 326, qui alimente également le filtre-presse supplémentaire 324. En sortie du filtre-presse supplémentaire 324 sont branchées une ligne de soutirage de fines lavées 327, une ligne de soutirage de sulfate de chaux 328 et une ligne de soutirage de jus acide 329. La ligne de soutirage de fines lavées 327 peut alimenter l'un des récipients de dissolution sélective 301a, 301b ou les deux. La ligne de soutirage de jus acide 329 peut alimenter une citerne, non représentée, avec en aval des dispositifs supplémentaires de traitement des halogénures.
Un système d'assainissement des gaz 330 passe par l'ensemble des cuves de stockage 312, 318, 319, des récipients de dissolution sélective 301a, 301b et des réacteurs d'épuration 320, 325 et alimente une tour de lavage 331. Les cuves de stockage 312, 318, 319, les réacteurs d'épuration 320, 325 et la tour de lavage 331 peuvent être en résine époxy / fibres de verre d'épaisseur standard. La tour de lavage 331 comprend en sortie une ligne de soutirage de jus acides supplémentaire 332, qui peut alimenter en retour la cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318. La tour de lavage 331 peut avoir une contenance de 5 m3, être munie d'un garnissage standard et fonctionner à l'eau.
En faisant de nouveau référence de manière générale à la figure 1, le récipient d'emplombage 15 et le récipient d'emplombage supplémentaire 18 peuvent être tels que représentés à la figure 5. Chaque récipient comprend alors un chaudron 401 (de contenance 50 tonnes par exemple) entouré par une chambre de chauffe 402 dotée de brûleurs 403. Un agitateur 404 (par exemple agitateur à hélice d'axe vertical) est plongé dans le chaudron 401. Le chaudron 401 est alimenté par un alimentateur 407, qui selon le cas, est connecté à l'arrivée de la ligne d'amenée de matériaux pré-traités 14 ou à la ligne de soutirage de résidus d'écumage 17. Sur le côté du chaudron 401 est prévue une machine à écumer 405 consistant en une raclette à bras articulé en acier fixée à un plan incliné. Un capotage 406 permet d'isoler la surface du contenu du chaudron et est adapté à fournir un inertage à l'azote. Des moyens d'aspiration 408 sont prévus au-dessus du chaudron 401 et sont reliés à un filtre à manches non représenté. Des moyens d'évacuation de gaz de combustion 409 adaptés à la collecte des gaz émis par les brûleurs sont branchés sur la chambre de chauffe 402. L'agitateur 404 est avantageusement démontable afin de permettre le transfert du contenu du chaudron 401. En aval des récipients d'emplombage 15, 18, se trouvent les moyens de coulage d'anodes 25, qui comprennent notamment un chaudron du type décrit à la figure 5, mais sans nécessairement les dispositifs d'écumage et d'agitation. Ce chaudron peut comprendre un capotage et une aspiration.
La dernière partie majeure de la présente installation concerne le raffinage et englobe notamment les références 27, 33, 34 de la figure 1. Celle-ci est décrite ci-dessous en faisant référence à la figure 6.
Cette partie de l'installation comprend une unité d'électrolyse Betts 501, qui contient une pluralité de rangées 502a, 502b de cellules d'électrolyse Betts (au nombre de deux dans cet exemple). Chaque rangée 502a, 502b peut comprendre par exemple cinq cellules, chaque cellule comptant 30 anodes et 31 cathodes de surface utile 1 m2 par face, pour un volume utile de cellule de 4 m3. Les rangées 502a, 502b sont alimentées en parallèle en électrolyte provenant d'un réacteur Betts 503. Un système de pompage en retour peut être prévu pour faciliter la circulation de l'électrolyte. Le réacteur Betts 503 est alimenté d'une part par une ligne d'amenée d'acide fluosilicique 504 et d'autre part par une ligne d'amenée de litharge 505. En sortie de l'unité d'électrolyse Betts 501, une ligne de collecte d'électrolyte Betts usé
506 assure un retour vers la seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre 319 de la figure 4.
Un système d'assainissement d'électrolyse 507 assure la collecte des gaz au niveau de l'unité d'électrolyse Betts 501 et au niveau du réacteur Betts 503, et leur acheminement vers une tour de lavage 508, de volume typique 5 m3. Une ligne de collecte de jus de lavage 509 assure un retour vers la seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre 319 de Ia figure 4.
L'unité d'électrolyse Betts 501 est par ailleurs pourvue de moyens de strippage de cathodes 510. Les moyens de strippage de cathodes 510 fournissent une ligne d'amenée de cathodes 51 1 qui alimente elle-même un chaudron 512 assurant la fusion des cathodes. Le chaudron 512 est du type décrit à la figure 5, mais sans nécessairement les dispositifs d'écumage et d'agitation. Ce chaudron 512 peut comprendre un capotage et une aspiration. Il alimente via une ligne d'amenée de plomb-étain 513, éventuellement de manière conjointe avec une ligne d'amenée de plomb frais 30, la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire 31 (voir la figure 1). L'ensemble des références 510 à 513 correspondent aux moyens de récupération de plomb-étain 29. L'unité d'électrolyse Betts 501 est par ailleurs pourvue de moyens de grattage de mégots d'anodes 514 qui alimentent une ligne de collecte de boues anodiques 516 (l'ensemble constituant un exemple de moyens de récupération de boues anodiques 28). Cette ligne de collecte de boues anodiques 516 alimente une unité de traitement des boues anodiques 517 qui peut comprendre des moyens de lavage, des moyens de pesée et / ou des moyens de stockage en coffre. Une ligne de transfert de boues lavées 518 relie l'unité de traitement des boues anodiques 517 à un four d'oxydation 520 (par exemple de puissance 800 kW, capacité 5 1 tonne), qui reçoit également en entrée une ligne d'amenée d'air ou d'oxygène 519. En sortie du four d'oxydation 520, une ligne de collecte de lingots 521 peut assurer un retour vers les moyens de stockage en coffre de l'unité de traitement de boues anodiques 516. La ligne d'amenée de litharge 505 est également connectée en sortie du four d'oxydation 520. Une ligne de collecte de fumées 522 est également prévue au niveau du four d'oxydation 520, elle LO peut être reliée vers le même système de fïltration que celui prévu au niveau des récipients d'emplombage.
Procédé de traitement de déchets
On décrit ci-dessous un exemple de procédé de traitement de déchets contenant des L 5 métaux précieux, dans le cas où les déchets sont des cartes électroniques usagées. Dans cet exemple, le procédé comprend 5 phases principales : Le broyage ; la pyrolyse ; l'extraction de cuivre par dissolution sélective (ou lixiviation) ; 20 - l'emplombage ; et le raffinage.
Cet exemple correspond à l'utilisation de l'installation de traitement décrite ci-dessus en relation avec les figures 1 à 6. La capacité de production est de l'ordre de 25 000 tonnes par an ou de l'ordre de 72 tonnes de déchets par jour. Dans le cas où les déchets sont par exemple
25 des pots catalytiques, on peut avantageusement se passer des étapes de pyrolyse et d'extraction de cuivre.
Les cartes électroniques sont reçues au niveau des moyens de réception de déchets 101. Les cartes électroniques arrivent en entrée de l'installation par lots (containers, big bags, fûts), qui sont pesés au niveau des moyens de pesée 102, étiquetés, enregistrés et stockés au niveau
30 des moyens de stockage 103.
Les cartes peuvent arriver sous trois formes principales :
1) des cartes entières nécessitant un double broyage avant tout traitement ;
2) des cartes prébroyées nécessitant un simple broyage avant tout traitement ; et
3) des cartes correctement broyées à une dimension inférieure à 5 mm, ne nécessitant 35 pas de broyage supplémentaire avant traitement.
C'est pourquoi, à l'aide du système de transport décrit ci-dessus, les cartes sont dirigées selon leur nature : soit successivement vers le broyeur grossier 109 puis le broyeur fin 11 1 (cas 1 ci-dessus) ; soit directement vers le broyeur fin 111 (cas 2 ci-dessus) ; soit directement le silo de stockage de déchets 116 (cas 3 ci-dessus). Le broyeur grossier 109 réalise un broyage ou concassage des déchets les réduisant à une dimension inférieure à 25 mm, tandis que le broyeur fin 111 réalise un broyage ou concassage des déchets les réduisant à la dimension requise inférieure à 5 mm. Par ailleurs, préalablement à l'entrée des cartes correctement broyées dans le silo de stockage de déchets 116, celles-ci subissent un prélèvement automatisé au niveau des moyens d'échantillonnage 113, qui coupent périodiquement le flux de cartes. Par exemple, on pourra prélever 300 kg d'échantillon par lot de 24 t. Puis l'échantillon est analysé par les moyens d'analyse 114 après quartage en laboratoire pour atteindre une masse finale d'échantillon de 4 à 5 kg. On préfère ne traiter un lot donné de déchets que lorsque le résultat de l'analyse est connu, afin d'adapter les paramètres du traitement. C'est pourquoi, avant que l'analyse d'échantillon n'ait été effectuée, les cartes reviennent via le transporteur de retour 119 vers les moyens de stockage 103.
Le local des broyeurs 109, 1 11 est assaini, et les fines en suspension dans l'air sont récupérées et réinjectées dans le silo de stockage de déchets 116.
Les cartes électroniques broyées sont ensuite extraites à la base du silo de stockage de déchets 1 16 et viennent alimenter les trémies situées au-dessus de l'entrée de chacun des trois fours de pyrolyse 202a, 202b, 202c. La densité en vrac du produit est de 0,7 en entrée des fours. La pyrolyse est utile pour dégrader et éliminer les matières organiques contenues dans les cartes. Il s'agit d'une combustion ménagée des chaînes carbonées, qui est effectuée tout en maintenant les métaux des déchets à l'état métallique.
Le temps de séjour dans les fours peut être compris entre 20 et 90 min et il est préférentiellement de 30 min. La température d'opération peut être comprise entre 350 et 55O0C et valoir de préférence environ 4000C. Le contrôle des températures, de la dépression et de la vitesse de la vis permet de bien maîtriser l'opération. Chaque four a typiquement une capacité de traitement de 1 t/h. Les gaz de pyrolyse riches en composés phénolés sortent à 4000C de chaque four.
Les cartes calcinées sortant de chaque four sont refroidies sur la ligne de prélèvement de déchets calcinés 203 (transporteur jacketté) puis sont stockées dans les silos 204a, 204b alimentant la lixiviation cuivre. Le produit se présente sous un aspect noir dû au carbone résiduel provenant de la pyrolyse des plastiques. Il a une densité de 0,5 environ.
Les gaz de pyrolyse de chaque four sont brûlés à haute température dans la chambre de postcombustion 207a, 207b, 207c (temps de séjour de 2 s) afin de détruire toutes les molécules carbonées et les éventuelles dioxines et furanes. Ainsi, la quasi-totalité des chaînes carbonées est valorisée sous forme d'énergie qui peut être récupérée et utilisée dans le procédé lui-même. L'air comburant est préchauffé à 400°C afin d'assurer une bonne inflammation des gaz. Un complément d'air maîtrisé est nécessaire pour réguler la température de sortie de chambre à 1100°C et éviter la formation de NOx. Un brûleur d'appoint de 800 kW assure que la température soit suffisante pour que la combustion ait lieu, notamment pendant les phases transitoires. Un contrôle continu des températures d'entrée et de sortie de postcombustion est réalisée et permet de réguler l'entrée d'air de dilution. Les gaz à HOO0C arrivent dans la chambre de refroidissement 210 pour y subir une trempe à l'eau. L'eau de refroidissement est amenée à un débit de 10 nïVheure. L'eau est entièrement transformée en vapeur d'eau en captant une bonne part de l'énergie des gaz. Les gaz refroidis sortent de la chambre vers 2000C. Le contrôle de la température en sortie permet de réguler le débit d'eau injecté. Ces gaz sont ensuite refroidis finement à l'air vers 1500C avant d'entrer dans le filtre à manches 214. Les manches retiennent les fines particules solides contenant notamment des halogénures. Leur purge est effectuée dans le secteur suivant de la lixiviation cuivre. Les gaz totalement épurés sont rejetés à la cheminée 217. Un contrôle continu y est effectué (analyse des gaz, taux dé poussières...). En ce qui concerne l'extraction du cuivre, celle-ci s'effectue grâce à une suite d'opérations hydrométallurgiques : lixiviation en milieu acide oxydant, filtration du résidu, électrodéposition du cuivre nécessitant l'utilisation de plusieurs réacteurs, cuves de stockage, filtres, pompes et un ensemble de cellules d'électrolyse et de générateurs de courant.
Le débit journalier de cartes calcinées venant des silos 204a, 204b contenant 12 t de cuivre est traité dans les récipients de dissolution sélective 301 a 301b (réacteurs fermés) en 11 lixiviations de 4 heures chacune. Le fonctionnement est le suivant : transfert à la pompe de 15 m3 d'électrolyte pauvre en cuivre et riche en acide (à 85°C) provenant de la cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318. On procède ensuite à l'introduction de 4,8 t de cartes calcinées avec un fin bullage d'oxygène en fond de réacteur. L'électrolyte pauvre est une solution contenant de l'acide sulfurique (de 50 à 200 g/1, de préférence environ 100 g/1) et du fer soluble sous forme de sulfate de fer (5 à 20 g/1, de préférence environ 10 g/1) qu'il faut maintenir sous la forme Fe3+ (avec l'oxygène) pour attaquer efficacement le cuivre.
Le maintien de la température est assuré par injection de vapeur vive. Au final, le contenu du réacteur est filtré sur le filtre-presse 306a ou 306b ou les deux. Les jus riches en cuivre sont transférés vers la cuve de stockage d'électrolyte riche 312 alimentant les cellules d'électrolyse.
L'électrolyte s'enrichit en fer et nickel qui se dissolvent en même temps que le cuivre. Il est nécessaire d'effectuer une purge journalière sur l'électrolyte pauvre sortant des cellules d'électrolyse. Elle est envoyée vers la seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre 319 et son traitement s'effectue dans le premier réacteur d'épuration 320 deux fois par jour. Ces jus très acides et contenant fer, nickel et un peu de cuivre sont traités à la chaux jusqu'à pH 8,5. Il précipite du sulfate de calcium entraînant les hydroxydes métalliques. Cette pulpe est filtrée sur le filtre-presse supplémentaire 324. Le résidu obtenu (10 à 15 t/j) est mis en décharge contrôlée. Les jus sont recyclés vers la première cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318.
Les fines du filtre de la pyrolyse sont traitées dans Ie second réacteur d'épuration 325 tous les 2 jours en présence d'eau et d'un peu de chaux à pH 9. Les halogénures (chlorures et bromures
5 principalement) passent en solution. La pulpe est filtrée sur le filtre-presse supplémentaire 324 : le résidu (500 kg) est recyclé vers les récipients de dissolution sélective 301a, 301b et les jus (3 m3) enrichis en halogénures sont stockés en citerne pour traitement ultérieur.
L'ensemble des réacteurs, cuves de stockage, filtres sont assainis et les vapeurs et vésicules sont captés par la tour de lavage 331. Les jus acides obtenus sont régulièrement 10 purgés et recyclés vers la cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318.
Dans le procédé, l'électrolyte pauvre est porté puis maintenu à 85°C grâce à un serpentin alimenté à la vapeur. L'électrolyte riche est refroidi à 5O0C par un serpentin alimenté à l'eau froide. Cette eau froide peut être utilisée ensuite dans la chambre de vaporisation des gaz chauds de Ia postcombustion de la pyrolyse.
L 5 Les résidus solides humides (40 t/j) issus des filtres-presses 306a et 306b sont riches en métaux précieux. Ils sont séchés dans le four de séchage 308. Ils sont pulvérulents et ont une couleur noire, les fibres de verre qui en constituent le principal composé étant brisées au cours de l'agitation dans la cuve d'attaque. Les flux solides et liquides sont échantillonnés régulièrement et analysés.
20 En ce qui concerne l'étape d'électrodéposition, le courant, issu des redresseurs, passe en série de cellule d'électrolyse en cellule d'électrolyse et en parallèle aux niveaux des électrodes de chaque cellule. La densité de courant peut être de 50 à 400 A/m2, de préférence environ 200 A/m2 et la température de l'électrolyte peut être de 20 à 800C, de préférence de 45 à 500C. La concentration en ions ferriques est maintenue aussi faible que possible, et en tout cas 25 à un niveau inférieur à 10 g/1. Lorsque la concentration en fer total atteint une valeur de 10 à 30 g/1, une partie de l'électrolyte est purifié par précipitation du fer et filtration du précipité.
L'électrolyte riche venant de la cuve de stockage d'électrolyte riche 312 est envoyé dans la lere rangée de huit cellules. Les cellules sont disposées en cascade pour permettre la circulation de l'électrolyte et une pompe renvoie les jus de la dernière cellule vers la première.
30 Le débit circulant est de l'ordre de 15 mVh. L'électrolyte met 24 h pour s'épuiser en cuivre qui se dépose sur les cathodes. L'ajout d'un tensioactif permet d'obtenir un dépôt de cuivre fin et régulier. L'électrolyte épuisé est pompé vers la cuve de stockage d'électrolyte pauvre 318. Les cellules sont alors à nouveau remplies en électrolyte riche. Chaque rangée peut être vidée puis remplie en électrolyte tous les 4,5 à 5 heures.
35 Tous les 5 jours une rangée de cellules est strippée. Les cathodes de cuivre récupérées
(12 t) sont rincées à l'eau et le cuivre est séparé de son support inox par un outil mécanique adapté. Le cuivre obtenu est échantillonné et stocké. II faut encore noter que l'ensemble des flux solides et liquides sont avantageusement échantillonnés régulièrement et analysés.
L'étape d'extraction sélective du cuivre est importante lorsque le matériau de départ contient une proportion importante de cuivre. En effet, le cuivre est susceptible de former des composés stables insolubles dans le plomb liquide, lesdits composés contenant souvent des métaux précieux. C'est pourquoi il est nécessaire de se débarrasser de la plus grande quantité de cuivre possible avant d'entamer les étapes suivantes d'emplombage et de raffinage, sous peine de perdre une quantité importante de métaux précieux dans lesdits composés stables.
Par ailleurs, l'étape d'extraction sélective du cuivre permet d'extraire la quasi-totalité du cuivre sélectivement sous forme d'un produit marchand (cathodes de cuivre pur), pouvant être refondu sous forme de lingots.
Les métaux dissous dans l'électrolyte (fer, aluminium, nickel) peuvent être avantageusement éliminés lors des opérations périodiques de régénération de l'électrolyte.
Il faut noter qu'on peut remplacer l' électrodéposition du cuivre par une opération de cristallisation de sulfate de cuivre, produit marchand.
Selon le type de déchets, on peut se passer de l'une ou l'autre des étapes de pyrolyse et d'extraction du cuivre par dissolution sélective, ou des deux. C'est le cas par exemple lorsque les déchets consistent en des pots catalytiques. Dans ce cas, la teneur en chaînes carbonées et en cuivre ne justifie pas la présence de ces deux étapes, et les pots catalytiques usagés broyés subissent directement l'étape d'emplombage.
L'étape d'emplombage comprend la mise en contact des matériaux pré-traités (c'est-à- dire après broyage, pyrolyse éventuelle, extraction du cuivre éventuelle) avec une composition à base de plomb fondu dans le récipient d'emplombage 15. La composition à base de plomb fondu comprend en majorité du plomb et peut comprendre de 0 à 50 % d'étain, de préférence moins de 20 % d'étain. Cette composition est à l'état liquide. Elle sert de collecteur et d'extracteur des métaux précieux, qui se retrouvent solubilisés sous forme non oxydée. Le plomb et éventuellement l'étain de cette composition proviennent pour partie des métaux d'apport contenus dans les cartes électroniques, et pour partie des métaux récupérés par la suite. La dissolution s'effectue de la façon suivante : l'agitation est mise en route et crée un vortex de plomb fondu dans le chaudron. L'alimentateur 407 déverse au cœur du vortex les matières à emplomber. L'opération dure environ 15 minutes. La température peut alors être comprise entre 350 et 55O0C et est de préférence d'environ 500°C.
Par la suite commence une phase d'écumage ou phase de séparation des éléments sans affinité avec le plomb. Dans cette phase, l'agitation est stoppée, et les parties inertes lavées de leurs métaux précieux (céramiques, fibres de verre, ferrites...) remontent à la surface où elles surnagent. La machine d'écumage 405 est alors mise en route et permet de récupérer les matières surnageantes. Lorsque ces matières surnageantes ont été enlevées du bain de plomb, l'opération est répétée. L'écumage peut être effectué à une température comprise entre 250 et 45O0C, par exemple d'environ 270°C pour un alliage plomb-étain à 30 % d'étain en poids.
Les matières surnageantes peuvent être à nouveau traitées de Ia même manière dans le récipient d'emplombage supplémentaire 18. En effet une petite quantité de plomb (et de précieux) est entraînée avec les matières surnageantes lors de l'écumage, et il est donc utile de répéter l'opération dans un deuxième chaudron afin d'éviter de perdre des métaux précieux.
Les inertes collectés à l'écumage au niveau du récipient d'emplombage supplémentaire 18 sont envoyés en décharge sous forme de déchets ultimes après avoir été éventuellement échantillonnés et analysés. La composition à base de plomb fondu contenue dans le récipient d'emplombage supplémentaire 18 présente une faible concentration de métaux précieux
(moins de 100 g par tonne) et elle est renvoyée par pompage vers le récipient d'emplombage 15.
La phase d'emplombage peut durer plusieurs jours. On considère qu'elle est achevée lorsque la teneur en métaux précieux dans la composition à base de plomb fondu atteint une valeur seuil, par exemple située entre 2 et 4 kg par tonne de plomb.
On peut alors procéder à une opération optionnelle de décuivrage, consistant à ajouter du soufre dans le vortex de composition à base de plomb, afin de former des mattes de cuivre, qui sont renvoyées dans un récipient de dissolution sélective 301a, 301b pour extraction du cuivre.
Puis la composition à base de plomb fondu, avec les métaux précieux solubilisés, est envoyée vers un chaudron de stockage à partir duquel cette composition est coulée en anodes
(ceci constitue les moyens de coulage d'anodes 25).
L'étape de raffinage Betts qui s'ensuit permet de libérer les métaux précieux contenus dans les anodes ainsi coulées. Lors de cette étape, le plomb et l'étain sont retirés des anodes par électrolyse en milieu fiuosilicique, ce qui est connu sous le nom de procédé Betts, au niveau de l'unité d'électrolyse Betts 501. Les cellules d'électrolyse sont alimentées par un électrolyte contenant par exemple environ 90 g/1 de plomb et 80 g/1 d'acide libre. Cet électrolyte est préparé en solubilisant de la litharge (PbO) dans de l'acide fluosilicique au niveau du réacteur Betts 503. L'électrolyse peut être effectuée par exemple à une densité de courant de 350 A/m2 et à une température d'électrolyte de 40°C. Au cours de l'électrolyse, le plomb et l'étain solides des anodes se dissolvent dans l'électrolyte, tandis que des dépôts de plomb et d'étain s'accumulent sur les cathodes. L'ajout de tensioactif dans l'électrolyte permet de rendre ce dépôt fin et régulier. Les métaux précieux, eux, demeurent au niveau des anodes.
Dans cette configuration, l'électrolyte ne concentre pas ou peu d'impuretés. Une purge totale peut n'être effectuée que 1 ou 2 fois par an. Dans ce cas là, l'électrolyte est envoyé au niveau de la seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre 319 pour traitement à la chaux dans le premier réacteur d'épuration 320, et un nouvel électrolyte est préparé. Une purge partielle peut être nécessaire pour abaisser la teneur en plomb avec de l'acide sulfurique dans le réacteur Betts 503.
Le réacteur 503 et les cellules d'électrolyse sont assainies et les effluents gazeux sont envoyés dans la tour de lavage 508. Les jus de lavage sont traités dans le premier réacteur d'épuration 320 via la seconde cuve de stockage d'électrolyte pauvre 319.
Dans l'exemple décrit ici, les deux rangées de cinq cellules contiennent 60x5=300 anodes de 450 kg chacune. Il faut six jours pour consommer 80 % des anodes qui libèrent donc leurs métaux précieux (432 kg) sous forme de boues anodiques, c'est-à-dire de résidus d'anodes dissoutes. Les boues anodiques peuvent selon les cas tomber en poussière dans des paniers ou présenter une structure alvéolaire adhérente. De préférence, on interrompt l'électrolyse avant la dissolution complète des anodes. On peut ainsi récupérer les boues anodiques par grattage.
Les cathodes de Pb/Sn produites sont de 108 t pour ces six jours.
On réalise avantageusement deux strippages de cathodes tous les trois jours et deux grattages des anodes dans le même temps. Les cathodes sont recyclées vers le chaudron 512 pour produire du plomb-étain marchand en lingots et / ou pour alimenter en composition à base de plomb fondu le récipient d'emplombage supplémentaire 18.
Les boues anodiques sont lavées, pesées et stockées en coffre. Avantageusement, les boues anodiques sont fondues une à deux fois par semaine dans le four d'oxydation 520 à une température de 1000 0C. Cette étape de fusion des boues anodiques, en présence d'oxygène gazeux (ou d'air) permet d'oxyder au moins une partie du plomb et de l'étain qui étaient encore contenus dans les boues anodiques. De la litharge (PbO) se forme en surface : elle est coulée en plaques et permet de doper l'électrolyte en plomb quand nécessaire. Les fumées du four sont canalisées vers le filtre de Femplombage. L'alliage précieux liquide peut être coulé en lingots (25 kg) qui sont stockés par lot en coffre. Tous les lingots sont échantillonnés puis pesés avant d'être commercialisés.
Le procédé décrit ci-dessus est conçu pour permettre de limiter le plus possible les pertes de métaux précieux à tous stades du procédé. C'est ainsi que : la ligne de récupération de fines 122 permet de réintroduire dans le système les fragments fins de déchets broyés qui passent dans l'air ambiant au niveau du broyage ; la conduite de soutirage de fines 215 permet de récupérer la fraction métallique entraînée avec les gaz carbonés lors de la pyrolyse ; la ligne de soutirage de fines lavées 327 permet de réinjecter dans le circuit principal les fragments de matériaux à traiter entraînés avec le ou les électrolytes ; - l'utilisation d'un récipient d'emplombage supplémentaire 18 en plus du récipient d'emplombage 15 permet de récupérer les métaux précieux accidentellement entraînés avec les matériaux inertes lors de l'emplombage principal ; de même le cuivre qui n'a pas été extrait lors de l'étape d'extraction sélective par dissolution est récupéré sous forme de mattes de cuivre au niveau du récipient d'emplombage 15 et est réinjecté dans le circuit principal.
Ainsi, le procédé permet de récupérer in fine plus de 90 voire 95 % en poids, de préférence plus de 99 % en poids, avantageusement plus de 99,9 % en poids des métaux précieux initialement contenus dans les déchets.
Les tableaux 1 et 2 ci-dessous donnent une estimation de la composition chimique des produits au cours des différentes étapes du procédé de traitement, dans le cas où les déchets sont des cartes électroniques usagées typiques.
Tableau 1 — composition chimique au cours du procédé (lere artie
Figure imgf000022_0001
Tableau 2 - com osition chimique au cours du procédé (2 èemmee partie)
Figure imgf000022_0002

Claims

REVENDICATIONS
1. Procédé de traitement de déchets contenant des métaux précieux, comprenant les étapes successives suivantes : - mise en contact des déchets avec une composition à base de plomb fondu ;
- écumage du mélange obtenu pour récupérer des matières surnageantes ; et
- raffinage du mélange écume par électrolyse de manière à récupérer les métaux précieux.
2. Procédé selon la revendication 1, dans lequel on récupère à l'étape d'écumage des résidus qui sont traités par : mise en contact des résidus avec une deuxième composition à base de plomb fondu ;
- écumage du mélange obtenu ; et - récupération du mélange écume pour fournir au moins une partie de la composition à base de plomb fondu de la revendication 1.
3. Procédé selon la revendication 1 ou 2, dans lequel l'étape de raffinage du mélange écume comprend les sous-étapes suivantes : - coulage du mélange écume en anodes ;
- électrolyse d'une solution d'acide fluosilicique en utilisant lesdites anodes ; et
- récupération de boues anodiques contenant les métaux précieux.
4. Procédé selon la revendication 3, comprenant avant, simultanément ou après l'étape de récupération de boues anodiques, l'étape suivante : récupération de dépôts cathodiques de plomb et éventuellement d'étain pour fournir au moins une partie de la composition à base de plomb fondu et / ou de la deuxième composition à base de plomb fondu.
5. Procédé selon la revendication 3 ou 4, dans lequel l'étape de raffinage du mélange écume comprend, après la sous-étape de récupération de boues anodiques, les sous-étapes supplémentaires suivantes : fusion des boues anodiques récupérées en présence d'oxygène ; écumage des boues anodiques fondues ; et - coulage en lingots des boues anodiques fondues et écumées.
6. Procédé selon l'une des revendications 1 à 5, dans lequel chaque composition à base de plomb fondu comprend de 0 à 50 % d'étain, de préférence de 0 à 20 % d'étain.
7. Procédé selon l'une des revendications 1 à 6, comprenant, préalablement à l'étape 5 de mise en contact des déchets avec une composition à base de plomb fondu, l'étape suivante : extraction de cuivre des déchets par dissolution sélective.
8. Procédé selon la revendication 7, dans lequel l'étape d'extraction de cuivre L 0 comprend les sous-étapes suivantes : dissolution sélective des déchets en présence d'acide sulfurique, de sulfate de fer et d'oxygène ; traitement de la solution obtenue par filtration et / ou électrolyse et / ou précipitation ; L5 - récupération de cuivre d'une part et d'autres impuretés métalliques d'autre part.
9. Procédé selon la revendication 7 ou 8, comprenant, préalablement à l'étape d'extraction de cuivre, l'étape suivante : combustion des déchets par pyrolyse, produisant des gaz carbonés ; et ï 0 éventuellement postcombustion des gaz carbonés.
10. Procédé selon l'une des revendications 1 à 9, comprenant en outre une étape préliminaire de broyage des déchets et / ou d'analyse de déchets broyés.
11. Procédé selon l'une des revendications 1 à 10, dans lequel les métaux précieux comprennent un ou plusieurs métaux choisis parmi l'or, l'argent, le platine, le palladium, le rhodium, le ruthénium, l'iridium, l'osmium et leurs mélanges.
î θ 12. Procédé selon l'une des revendications 1 à 1 1, dans lequel les déchets sont choisis parmi les pots d'échappement catalytiques et les déchets électroniques tels que les cartes électroniques.
13. Procédé selon l'une des revendications 1 à 12, dans lequel plus de 90 % en masse, s 5 de préférence plus de 99 % en masse, des métaux précieux contenus dans les déchets sont récupérés.
14. Procédé selon l'une des revendications 1 à 13, dans lequel les matières surnageantes comprennent des céramiques, fibres de verre et/ou ferrites.
15. Installation de traitement de déchets contenant des métaux précieux, comprenant : - au moins un récipient d'emplombage (15) ;
- une ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu (24), reliée en entrée du récipient d'emplombage (15) ; une ligne d'amenée de matériaux prétraités (14), reliée en entrée du récipient d'emplombage (15) ; - des moyens d'écumage (16) associés au récipient d'emplombage (15) ; une ligne de soutirage de mélange écume (21), reliée en sortie du récipient d'emplombage (15) ;
- des moyens de raffinage du mélange écume par électrolyse (36), alimentés par la ligne de soutirage de mélange écume (21) ; et - une ligne de soutirage de métaux précieux (38), reliée en sortie des moyens de raffinage du mélange écume (36).
16. Installation de traitement selon la revendication 15, comprenant en outre : une ligne de soutirage de résidus d'écumage (17), reliée en sortie des moyens d'écumage (16) ; au moins un récipient d'emplombage supplémentaire (18), alimenté d'une part par la ligne de soutirage de résidus d'écumage (17) et d'autre part par une ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire (31) ; des moyens d'écumage supplémentaires (19) associés au récipient d'emplombage supplémentaire (18) ; et une ligne de soutirage de mélange écume supplémentaire (22), reliée en sortie du récipient d'emplombage supplémentaire (18) et alimentant la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu (24).
17. Installation de traitement selon la revendication 15 ou 16, dans laquelle les moyens de raffinage du mélange écume par électrolyse (36) comprennent :
- des moyens de coulage d'anodes (25) ; des moyens d' électrolyse Betts (27) ; et
- des moyens de récupération de boues anodiques (28).
18. Installation de traitement selon la revendication 17, dans laquelle les moyens de raffinage du mélange écume par électrolyse (36) comprennent : des moyens de récupération de plomb-étain (29), alimentant la ligne d'amenée de composition à base de plomb fondu supplémentaire (31).
19. Installation de traitement selon l'une des revendications 15 à 18, comprenant en 5 outre : des moyens d'extraction de cuivre (37), dont une sortie est reliée à la ligne d'amenée de matériaux prétraités (14) ; et une ligne d'amenée de matériaux primaires (6), reliée en entrée des moyens d'extraction de cuivre (37). L O
20. Installation de traitement selon la revendication 19, dans laquelle les moyens d'extraction de cuivre (37) comprennent : au moins un récipient de dissolution sélective (7), alimenté par la ligne d'amenée de matériaux primaires (6) ; .5 - une ligne d'amenée d'électrolyte pauvre (1 1), reliée en entrée du récipient de dissolution sélective (7) ; des moyens d'électrolyse (9) ; des moyens de transfert d'électrolyte riche (8), reliant le récipient de dissolution sélective (7) aux moyens d'électrolyse (9) ; ! 0 - des moyens de strippage des cathodes (13) ; et des moyens de recyclage d'électrolyte pauvre (10), reliés en sortie des moyens d'électrolyse (9).
21. Installation de traitement selon la revendication 19 ou 20, comprenant en outre : i5 - des moyens de pyrolyse des déchets (2), reliés en sortie à la ligne d'amenée de matériaux primaires (6) ; une ligne d'amenée de déchets (1) alimentant les moyens de pyrolyse (2) ; et éventuellement une ligne d'échappement des gaz (4) en sortie des moyens de pyrolyse (2) et > 0 alimentant des moyens de postcombustion (5).
22. Installation de traitement selon l'une des revendications 15 à 21, comprenant en outre :
- des moyens de broyage et d'analyse (lter) alimentés par une ligne d'amenée 5 de déchets bruts (Ibis) et alimentant la ligne d'amenée de déchets (1).
PCT/FR2007/001728 2006-10-20 2007-10-19 Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede WO2008047010A2 (fr)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CA 2666767 CA2666767A1 (fr) 2006-10-20 2007-10-19 Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede
EP07866405A EP2083954A2 (fr) 2006-10-20 2007-10-19 Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede
US12/446,158 US20100181205A1 (en) 2006-10-20 2007-10-19 Method for treating waste containing precious metals and device for implementing said method
JP2009532850A JP5284970B2 (ja) 2006-10-20 2007-10-19 貴金属を含有する廃棄物の処理方法及び該方法を実施するための装置
MX2009004208A MX2009004208A (es) 2006-10-20 2007-10-19 Procedimiento de tratamiento de desechos que contienen metales preciosos y dispositivo para la puesta en practica de este procedimiento.

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FR0609219 2006-10-20
FR0609219A FR2907352B1 (fr) 2006-10-20 2006-10-20 Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede.

Publications (2)

Publication Number Publication Date
WO2008047010A2 true WO2008047010A2 (fr) 2008-04-24
WO2008047010A3 WO2008047010A3 (fr) 2008-10-09

Family

ID=38182581

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/FR2007/001728 WO2008047010A2 (fr) 2006-10-20 2007-10-19 Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede

Country Status (7)

Country Link
US (1) US20100181205A1 (fr)
EP (1) EP2083954A2 (fr)
JP (1) JP5284970B2 (fr)
CA (1) CA2666767A1 (fr)
FR (1) FR2907352B1 (fr)
MX (1) MX2009004208A (fr)
WO (1) WO2008047010A2 (fr)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US11408053B2 (en) 2015-04-21 2022-08-09 Excir Works Corp. Methods for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents

Families Citing this family (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KR101737711B1 (ko) 2010-04-15 2017-05-18 엔테그리스, 아이엔씨. 폐 인쇄 회로판의 재순환 방법
EP2584262A1 (fr) 2011-10-21 2013-04-24 Cockerill Maintenance & Ingenierie S.A. Procédé de traitement pyrolytique de résidus organiques et inorganiques en four à étages pour la récuperation de sous-produits valorisables
WO2013057073A1 (fr) 2011-10-21 2013-04-25 Cockerill Maintenance & Ingenierie S.A. Procede de traitement pyrolytique de résidus organiques et inorganiques en four a etages pour la récupération de sous-produits valorisables
KR101699136B1 (ko) 2011-12-15 2017-01-23 엔테그리스, 아이엔씨. 폐 전기 및 전자 장비의 재활용 동안 땜납 금속의 스트리핑을 위한 장치 및 방법
KR101192292B1 (ko) 2012-06-27 2012-10-17 한국지질자원연구원 일체형 챔버를 이용한 용융염 전해 방법
KR101192290B1 (ko) 2012-06-27 2012-10-17 한국지질자원연구원 연속식 용융염 전해 장치
CN102994759B (zh) * 2012-11-28 2015-09-30 大连东泰产业废弃物处理有限公司 一种废弃催化剂中贵金属的回收装置
US10597753B2 (en) * 2015-08-27 2020-03-24 All Green Recycling, Inc. Systems and methods of efficiently recovering precious metals using an alkaline leach, ultrasound, and electrolysis
US10202668B2 (en) * 2015-08-27 2019-02-12 All Green Recycling, Inc. Metal recovery processes
US9809768B2 (en) * 2015-12-04 2017-11-07 Lubor JANCOK Device for the production of fuel gas from materials of organic and/or inorganic origin
CN108505069B (zh) * 2018-03-30 2021-04-20 西安瑞鑫科金属材料有限责任公司 一种从铱铑合金废料中回收铱、铑的方法
CN114959271B (zh) * 2022-05-18 2024-01-23 济源豫金靶材科技有限公司 一种溅射银残靶材的回收方法

Family Cites Families (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1794647A (en) * 1930-03-31 1931-03-03 Bunker Hill & Sullivan Mining Lead-purifying process
US2211679A (en) * 1939-09-02 1940-08-13 Eugene W Wheeler Soft ore milling machine
GB1128367A (en) * 1964-12-21 1968-09-25 Spectra International Inc Improvements in or relating to the recovery of metals
US3442643A (en) * 1965-12-08 1969-05-06 Ernest B Ackerman Recovery of electroplate utilizing molten lead
US4362704A (en) * 1979-11-29 1982-12-07 Taylor Patrick R Cobalt leaching process
US4650553A (en) * 1986-03-21 1987-03-17 Pennwalt Corporation Electrolytic recovery of lead from scrap
JP2861434B2 (ja) * 1991-02-13 1999-02-24 住友金属鉱山株式会社 Ｐｂ−Ｉｎ−Ａｇ合金からのＩｎ回収方法
JP3380262B2 (ja) * 1991-04-18 2003-02-24 同和鉱業株式会社 廃触媒の処理方法
JP2738192B2 (ja) * 1991-12-02 1998-04-08 住友金属鉱山株式会社 電解用粗インジウムの回収方法
JPH07243080A (ja) * 1994-03-09 1995-09-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 自動車廃触媒から白金族金属を吸収して回収された白金族金属含有銅の脱Ｆｅ、脱Ｐ方法
ZA987217B (en) * 1997-08-15 2000-02-14 Cominco Eng Services Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal from sulphide or laterite ores.
JP2003064426A (ja) * 2001-08-24 2003-03-05 Mitsubishi Materials Corp 貴金属スクラップ類の製錬方法
JP2003114178A (ja) * 2001-10-04 2003-04-18 Mitsui Kushikino Mining Co Ltd 有価金属含有廃棄物の評価方法及び有価金属の回収方法
JP4155177B2 (ja) * 2002-11-29 2008-09-24 三菱マテリアル株式会社 銀鉛含有物からの銀回収方法
JP2004269936A (ja) * 2003-03-06 2004-09-30 Dowa Mining Co Ltd 貴金属含有原料の精製方法および貴金属回収用金属
JP3906333B2 (ja) * 2003-03-11 2007-04-18 Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 貴金属の回収方法
US20050247162A1 (en) * 2004-05-05 2005-11-10 Bratina James E Precious metals recovery from waste materials using an induction furnace
JP5031998B2 (ja) * 2005-04-28 2012-09-26 相田化学工業株式会社 貴金属の回収方法

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US11408053B2 (en) 2015-04-21 2022-08-09 Excir Works Corp. Methods for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents
US11427886B2 (en) 2015-04-21 2022-08-30 Excir Works Corp. Methods for simultaneous leaching and extraction of precious metals
US11814698B2 (en) 2015-04-21 2023-11-14 Excir Works Corp. Methods for simultaneous leaching and extraction of precious metals

Also Published As

Publication number Publication date
EP2083954A2 (fr) 2009-08-05
FR2907352B1 (fr) 2009-02-20
US20100181205A1 (en) 2010-07-22
FR2907352A1 (fr) 2008-04-25
JP5284970B2 (ja) 2013-09-11
CA2666767A1 (fr) 2008-04-24
WO2008047010A3 (fr) 2008-10-09
JP2010506714A (ja) 2010-03-04
MX2009004208A (es) 2009-09-04

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP2083954A2 (fr) Procede de traitement de dechets contenant des metaux precieux et dispositif pour la mise en oeuvre de ce procede
EP2366038B1 (fr) Procédé de récuperation des métaux contenus dans les déchets électroniques
CN101336496B (zh) 用于从锂二次电池中回收贵重物质的回收方法和回收装置
US6391165B1 (en) Reclaiming metallic material from an article comprising a non-metallic friable substrate
JP2010506714A5 (fr)
US4018567A (en) Apparatus for separating the constituents of lead-acid storage batteries
EP0166710A1 (fr) Procédé de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
EP1070150B1 (fr) Procede de traitement de poussieres d'acieries par voie humide
US20200399736A1 (en) Processes for production of micronutrients from spent alkaline batteries
US20070041883A1 (en) Process for hydrometallurgical treatment of electric arc furnace dust
WO2024235188A1 (fr) Procédé d'utilisation complète de ressources de résidus de déchets contenant de l'arsenic et du mercure et dispositif
BE1006723A3 (fr) Traitement de boues a haute teneur en nickel.
FI127830B (en) Method for processing black mass of spent alkaline batteries
CN115149137A (zh) 一种废旧电池回收处理系统
EP1185613B1 (fr) Procede de traitement des melanges biodigestibles de solides et liquides
RU2786016C1 (ru) Усовершенствованный способ получения высокочистого свинца
RU2780328C1 (ru) Усовершенствованное производство олова, включающего композицию, содержащую олово, свинец, серебро и сурьму
CN220643225U (zh) 一种从含锡金属废料中回收锡的系统装置
RU2790720C1 (ru) Способ получения катодной меди из вторичного сырья
CA1193996A (fr) Procede et appareil pour la recuperation du zinc de dechets zinciferes industriels
WO2007055670A1 (fr) Procede de recyclage de solution de gravure pour le traitement des cartes imprimees
NL9102168A (nl) Werkwijze en inrichting voor het continu verwijderen van vuilresten van metallisch afval.
BE1019348A5 (fr) Cellule de cementation.
CN118932189A (zh) 一种镉金属还原回收方法及系统
CN118681902A (zh) 碲化镉光伏组件报废基板处理方法

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 07866405

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A2

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 12446158

Country of ref document: US

Ref document number: 2666767

Country of ref document: CA

Ref document number: MX/A/2009/004208

Country of ref document: MX

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2009532850

Country of ref document: JP

Kind code of ref document: A

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2007866405

Country of ref document: EP

点击 这是indexloc提供的php浏览器服务，不要输入任何密码和下载