Репозиторій ЧДТУ

МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ 
ЧЕРКАСЬКИЙ ДЕРЖАВНИЙ ТЕХНОЛОГІЧНИЙ УНІВЕРСИТЕТ 
КАФЕДРА ХІМІЧНИХ ТЕХНОЛОГІЙ ТА ВОДООЧИЩЕННЯ 
 
Реєстраційний №________  
          «Допущено до захисту» 
     Завідувач кафедри  д.т.н., 
професор 
    _________Геннадій СТОЛЯРЕНКО 
                                                                       «____»  _________________2022р. 
 
 
КВАЛІФІКАЦІЙНА РОБОТА МАГІСТРА 
на тему 
РОЗРОБКА ТЕХНОЛОГІЇ УТИЛІЗАЦІЇ ВІДПРАЦЬОВАНИХ 
АВТОНОМНИХ ДЖЕРЕЛ ЖИВЛЕННЯ. 
за спеціальністю 161 «Хімічні технології та інженерія» 
 
 
Науковий керівник Виконавець роботи 
 магістрант 
___________ Наталія ФОМІНА  
__________ Альона ВОЛИНЕЦЬ 
 
  
  
  
  
  
  
      Нормоконтроль                         Наталія ФОМІНА 
  
 
Черкаси 2022 
ВСТУП 
Актуальність теми дослідження.  
Батарейки та акумулятори – компактні джерела струму, які знайшли 
широке використання в побуті й тому  сучасних умовах особливо 
актуальною є проблема утилізації автономних джерел струму. Це пов’язано 
передусім з наступними аспектами:  
 масштабне збільшення загального числа використання 
гальванічних елементів;  
  посилення вимог до охорони навколишнього середовища; 
  зростаюча роль використання вторинних ресурсів. 
Найважливішим є те, що в їх складі містяться важкі метали (залізо, 
марганець, цинк, нікель, кадмій, свинець, ртуть (в старих зразках), срібло та 
інші) та їх сполуки, які є досить небезпечними як для здоров’я людини, так і 
для навколишнього середовища.   
 На сьогодні так звана «утилізація» відпрацьованих батарейок 
відбувається на сміттєзвалищах та полігонах, які не відповідають вимогам як 
спеціально обладнані місця для безпечного захоронення відходів. При 
захороненні відпрацьованих батарейок через деякий час починається 
деструкція їх корпусів та надходження у ґрунт токсичних компонентів.  
Потрібно зазначити, що визначення негативного впливу, яке завдається 
довкіллю, важко визначити внаслідок відсутності точних даних про типи 
відпрацьованих батарейок, які не були утилізовані, різний склад одного типу 
батарейок, з точки зору реалізованих виробів – різний термін придатності.  
Проте, негативний внесок і вплив токсичних іонів на здоров’я людини 
не зменшується протягом тривалості життя не утилізованих батарейок. 
Складність реалізації переробки відпрацьованих джерел струму в 
Україні полягає в низькій екологічній свідомості, відсутності наукового 
підходу до переробки і технологічній складності переробки внаслідок різних 
типів батарейок, відмінністю в конструкції та хімічним складом, а також у 
відсутності фінансування. Тим не менше, внаслідок переробки зникає втрата 
кольорових металів, яку, в першу чергу, можна використовувати на 
виробництво нових джерел живлення, та мінімізувати забруднення 
навколишнього природного середовища. 
Мета роботи – розробити технологічну схему переробки  
відпрацьованих джерел живлення. 
Об’єкт дослідження: відпрацьовані сольові, лужні та вуглецево-
цинкові батарейки.  
Наукова новизна одержаних результатів: 
– розроблено технологічну схему для повного циклу переробки 
відпрацьованих батарейок; 
– встановлено можливе використання органічних відновників для 
інтенсифікації процесу. 
Методи дослідження. В експериментальних дослідженнях 
використовували рентгенофлюоресцентий метод аналізу для визначення 
вмісту цинку та марганцю в шламі відпрацьованих батарейок.  
Ваговий метод використовувався для визначення маси зразків та ваги 
оболонок.  
Потенціометричний – для визначення рН розчину під час 
вилуговування.  
Практичне значення отриманих результатів. Отримані дані 
дозволяють зменшити вплив важких металів з відпрацьованих елементів 
живлення на навколишнє природнє середовище.  
 
 
 
 
 
 
1 ЛІТЕРАТУРНИЙ ОГЛЯД  
 
1.1 Стан переробки елементів живлення в Україні. 
 
На сьогодні повністю безпечна для здоров’я людини та навколишнього 
природного середовища технологія переробки елементів живлення  відсутня. 
Навіть у європейських державах процеси переробки елементів живлення не є 
нешкідливими для навколишнього середовища. 
У складі внутрішньої частини хімічних джерел струму можуть 
міститися до 10 хімічних високотоксичних хімічних елементів: літій, ртуть, 
свинець, кадмій. Корпус елементу живлення виконується з металу й тому 
шкідливі речовини в процесі  транспортування, складування та експлуатації 
залишаються всередині корпусу і на зовні потрапити не можуть.  
Позначення на гальванічних елементах попереджують, що після 
використання ці вироби не можна викидати у сміттєвий кошик разом із будь 
якими відходами. На деяких батарейках цей символ присутній разом з 
позначенням вмісту небезпечного хімічного елементу.  
Хімічний знак ртуті (Hg) або свинцю (Pb) вказує на вміст у 
гальванічному елементі 0,0005 % ртуті або 0004 % свинцю.  
За рівнем небезпеки для людини кадмій, ртуть, свинець, цинк віднесені 
до 1-го класу (особливо небезпечні), кобальт і нікель - до 2-го.  
Отруєння цими речовинами може представляти серйозну загрозу для 
здоров'я і життя. Наприклад, Свинець, накопичується у нирках та викликає 
найсильніші розлади нервової системи та захворювання мозку. Кадмій –  
накопичується в нирках, печінці, кістках і щитовидній залозі, призводить до 
виникнення ракових захворювань [1].  
Використані джерела живлення відправлені для захоронення на 
звалища піддаються корозії і становлять значну небезпеку для 
навколишнього середовища. Як правило, населення не звертає уваги на 
попереджуючі позначення і відправляє відпрацьовані батарейки у сміття, яке 
викидається у контейнери з побутовими відходами. Контейнери вивозяться 
на міське звалище, де через кілька місяців під впливом опадів корпус 
батарейки починає іржавіти і руйнуватися. Луги, марганець, свинець, кадмій, 
цинк, літій, ртуть, хлор та інші небезпечні для здоров'я речовини попадають 
у грунти, і починається кругообіг отруйних речовин, який неможливо 
зупинити. З ґрунту ці хімічні елементи надходять  у ґрунтові води та 
водойми. Результатом цього явища стає виявлення забруднення водних 
об’єктів, а потім й проблема зі здоров’ям населення, яке використовує цю 
воду як джерело питної води[2].  
Треба зазначити, що важкі метали, які містяться в хімічних джерелах 
струму, мають токсичну дію навіть у малих концентраціях у результаті їх 
біоакумуляції в живих організмах і природних екосистемах. Вони важко 
виводяться з живих організмів і їх шкідлива дія може проявитися з часом у прояві 
важких захворювань.  
Підраховано, що один гальванічний елемент забруднює близько 20 
квадратних метрів землі – це територія зростання двох дерев, ареал 
проживання  кількох тисяч дощових черв'яків. Шкідливі речовини з однієї 
батарейки здатні забруднити 400 літрів води та 20м2ґрунту (рис.1.1).  
 
 
Рисунок 1.1 –Забрудненння від однієї батарейки води та грунту 
 
 
За підрахунками, кожен житель міста Черкаси в середньому 
використовує 5 елементів живлення в рік. Враховуючи кількість жителів, які 
використовують батарейки - 284 тисяч, отримаємо цифру річного 
споживання майже 1,5 млн. штук. Будемо оптимістами й визнчимо, що 0,5 
млн (тобто третина) все ж таки сбирається у спеціальній контейнери і потім 
відправляється  поки ще на зберігання  підприємствам, які мають на це 
ліцензії. Якщо приблизно підрахувати, то в Україні щорічно накопичується і 
відправляється на полігони до 100 млн. батарейок, вага яких складе 
приблизно 2500 тонн. Ось така невтішна ситуація відбувається зараз в 
Україні.  
У 2006 року в Україні було прийнято Закон «Про хімічні джерела 
струму», де зазначено, що «заготівля відпрацьованих хімічних джерел струму 
здійснюється спеціалізованими виробництвами з утилізації та спеціалізованими 
підприємствами з утилізації безпосередньо або через мережу приймальних 
пунктів» [3]. Але для малих побутових джерел живлення цей пункт Закону 
практично не виконується і налагодженої мережі приймальних пунктів для 
гальванічних елементів від населення в Україні не існує  
В Україні утилізація елементів живлення здійснювалася на львівське 
підприємстві «Аргентум». Відпрацьовані батарейки та побутові акумулятори 
для передачі на утилізацію державному підприємству «Аргентум повинні 
були відповідно запакувати батарейки та переслати поштою. Пряма 
фінансова вигода від збору батарейок для утилізації відсутня і будується на 
ентузіазмі екологічних волонтерів. На державному підприємстві "Аргентум" 
дослідно-виробнича дільниця займала площу близько 50 м2, а існуюча 
установка переробляла до 300 кг батарейок в день але при цьому  не 
проводилася утилізація хімічних речовин [4].  
До вирішення важливої екологічної проблеми долучились багато 
громадських організацій. З 2012 році Всеукраїнська екологічна ліга, 
Національний молодіжний центр «Екологічні ініціативи» та Всеукраїнська 
дитяча спілка «Екологічна варта» проводять всеукраїнську громадську 
природоохоронну кампанію «Батарейкам – утилізація!».Основним завданням 
кампанії було інформування населення про необхідність правильного 
поводження з відпрацьованими хімічними джерелами струму, зокрема 
батарейками, та залучення небайдужих громадян до збирання таких відходів 
для подальшої їх утилізації. У всіх регіонах Україні було встановлено 518 
контейнерів і за рік зібрано14 тон відпрацьованих батарейок. У м. Черкаси 
учнями шкіл та студентами було зібрано 2 тонни[5].  
У 2013 році була заснована Екологічна ініціатива «Батарейки, 
здавайтеся» в м. Дніпро громадською організацією «ЕкоДніпро». У 2016 році 
екологічним рухом «Батарейки, здавайтеся» було запущено компанію зі 
збору коштів на утилізацію і переробку батарейок в Україні. З моменту 
запуску ініціативи були створені регіональні філії та понад 1500 пунктів 
прийому батарейок у всіх областях України. Станом на 2018 рік було зібрано 
200 тонн пальчикових батарейок [6].  
 
 
 Рисунок 1.2 – Відпрацьовані хімічні джерела струму 
 
 
1.2 Перспективи удосконалення існуючих технологій 
 
В процесі підготовки кваліфікаційної магістерської роботи було 
опрацьовано патенти в яких пропонувалися різноманітні методи переробки 
батарейок. 
Перший метод – відновлення з’єднань цинку, оксиду мангану та 
металів з відходів лужних батарейок. Батарейки подрібнюються, вода та 
частки металевого корпусу відділяються. Потім з’єднання цинку 
відділяються від з’єднань мангану методом хімічного розділення. З’єднання 
цинку та мангану утворюють водну суспензію разом з електролітом [7]. 
Метод  другий відноситься до видділення діоксиду мангану, гідроксиду 
або оксиду цинку та сталі з лужних батарейок з металевим корпусом. 
Спочатку батарейки подрібнюються, а частки корпусу й електронні 
компоненти відділяються. Потім з’єднання цинку (у вигляді гідроксиду або 
оксиду цинку) в електроліті відділяють від з’єднань мангану (у вигляді 
діоксиду мангану) хімічним розділенням [8]. 
Метод обробки подрібнених батарейок за допомогою лугу 
використовують для видділення з лужних та/або вуглецево-цинкових 
батарейок мангану та цинку (у вигляді нерозчинних оксиду мангану та 
оксиду цинку), Оксид цинку отримують шляхом взаємодії цинку в розчині з 
діоксидом карбону або мінеральною кислотою. Оксиди мангану 
перетворюються в монооксид мангану методом обпалювання в інертній 
атмосфері [9]. 
Технологія утилізації лужних та/або вуглецево-цинкових батарейок 
забезпечує сталий склад та його вимірюваність [10]. 
За наступним методом батарейки подрібнюються, утворений 
подрібнений матеріал підігрівають, проводять прокалювання з метою 
отримання висушеного матеріалу. Отриманий матеріал шламу поділяють на 
фракції. Технологічна схема переробки батарейок містить піч з першим 
конвеєром та тунель, що обертається. Тунель має спіральну лопатку, в 
залежності від її внутрішньої поверхні, яка проходять вздовж стіни тунелю. 
Другий конвеєр розміщений нижче виходу тунелю, що обертається [11]. 
Метод видділення цинку з цинковмісного матеріалу включає в собі 
етапи вилуговування сировини в розчини, в тому числі галогенової сировини, 
утвореної з двох та більше різноманітних галогенідів; для вилуговування 
цинку в розчин. Розчин, що містить цинк, електролізують, отримуючи 
металевий цинк та прості сполуки галогенів. Потім елетролізний розчин, 
який містить галогенні сполуки, повертається на стадію вилуговування. 
Частина електролізованого розчину може бути видалена у вигляді потоку для 
видалення з катодного відділення електролізера в процесі електролізу та 
оброблена для видалення мангану у вигляді осаду діоксиду мангану шляхом 
додавання до нього вапняку. Відношення pH та Eh розчину регулюються з 
метою утворення осаду діоксиду мангану  та осаду цинку [12]. 
Метод включає в собі етапи сортування батарейок в групи за 
технологіями: видалення пальчикових батарейок з вказаних груп; 
подрібнення відсортованих батарейок на фракцію з розміром часток 5 мм; 
видалення феромагнітного матеріалу; перенесення фракції після всіх стадій 
на процес переробки для подальшого вилучення матеріалів, що можуть 
використовуватися повторно [13]. 
У даному патенті описано метод покращення виділення цинку з 
сірчанокислих розчинів електролізом у присутності активної речовини. 
Підвищення виходу цинку за струмом та покращення якості осаду здійснюється 
завдяки використанню як поверхнево-активної речовини 5-аміносаліцилову 
кислоту [14]. 
Пропонується метод покращення двохстадійної технології виділення 
цинку з кеків, які містять ферит цинку. Для підвищення виділення цинку та 
зниження витрат за допомогою вилуговування його сульфатною кислотою за 
температури 90 °C, з додаванням клінкеру від вельцювання кеку або коксу 
[15]. 
Розглянуто метод покращення технології виділення цинку зі шламу 
вилуговуванням водно-аміачним розчином для підвищення ступеня 
виділення цинку зі шламу за допомогою його обробки у розчині амонійних 
солей аміачної води при концентрації аміаку 100-200 г/дм3, концентрації 
іонів амонію 13,4-37 г/дм3[16]. 
В даному патенті надано метод покращення виділення цинку з розчину 
з метою підвищення виділення цинку з розчинів солей за допомогою 
використання сорбенту, – смоли, яка має комплексоутворюючі іонообмінні 
властивості, – ди-(β-метакрилоїл-α-хлорметил) метилфосфонтату зі ступенем 
полімеризації n = 2-35 [17]. 
В патенті розглянуто метод покращення виділення цинку та міді з 
напівпродуктів переробки цинкових руд водно-аміачними розчинами з 
метою селективного виділення цинку та міді та підвищення ступеня 
виділення їх зі шламу за допомогою проведення процесу в дві стадії: 
виділення цинку з розчином хлоридом амонію та аміаку та виділення міді 
після фільтрації циркулюючим розчином, який містить 3-5 % аміаку [18]. 
Метод отримання цинку та міді з огарку шляхом його обробки 
водоаміачним розчином, який відрізняється тим, що з метою селективного 
вилучення цинку та міді, обробку огарку здійснюють в дві стадії: на першій 
стадії оброблюють розчином, який містить 3-7 % аміаку та 0,02-0,05 % 
сульфіду амонію, на другій – розчином, який містить 15-20 % аміаку [19]. 
В даному патенті розглянуто метод покращення технології виділення 
цинку з хлоридно-сульфатних розчинів, який містить екстракцію цинку 
третинним аміном, водне відмивання екстрагенту від домішок, реєстракцію 
цинку розчином ди-2 етилгексилфосфорної кислоти та реєстракцію цинку 
розчином сірчаної кислоти з метою спрощення процесу при переробці 
розчинів, які містять більше 3 г/дм3 заліза. Екстракція провродиться 
третинним аміном у присутності аміналкілфенолу [20]. 
Метод використовується для виділення цинку та інших металів з 
сульфідної сировини, яка також містить залізо. Сульфідну сировину 
вилуговують в окиснювальних умовах за двостадійним методом 
протитокового вилуговування під тиском з отриманням цинковмісного 
розчину, з якого можна отримати цинк звичайним методом (електрохімічне 
виділення з наступним відновним вилуговуванням) [21]. 
Метод може використовуватися для отримання оксиду цинку з 
цинковмісної оксидної сировини. Метод включає в собі вилуговування 
цинковмісної оксидної сировини 8-10% водним розчином амоніаку при 
температурі 17-25°C, співвідношення між твердою та рідкою фазою – 1:9 – 
1:10 протягом 20-60 хв. Далі проводять дистиляцію амоніаку з цинковмісного 
розчину при температурі 85-95°C до отримання pH =  8-9 до осадження 
гідроксиду цинку та поверненням амоніаку для приготування амонійного 
розчину. Потім проводять відділення осаду гідроксиду цинку, його сушку та 
направлення розчину, що залишився після відділення осаду, на приготування 
амонійного розчину, який повертають на вилуговування [22]. 
 
1.3 Опис гідрометалургійних методів 
 
1.3.1 Вилуговування 
 
Ефективність вилуговування оцінюється: 
 виділенням – ступенем переходу виділеного елементу у 
відношенні до його вмісту у вихідній сировині, 
 швидкістю процесу (маса виділеного елемента на одиницю часу 
збільшується зі збільшенням температури, концентрації реагентів, 
інтенсивності перемішування, питомій поверхні дисперсності сировини); 
 селективністю – ступенем виділення цінного елемента у 
відношенні до домішок; чим менше швидкість та виділення, тим більше  
селективність вилуговуваного елемента; 
 питомими витратами елемента – витрата реагенту на масову 
одиницю виділеного металу; даний показник залежить від фазового складу 
сировини, регенерації розчинника та організації замкнутою за розчинником 
схеми; 
 властивостями отриманих пульп, які впливають на показники їх 
відстоювання та знежирення; вони визначаються дисперсністю та фазовим 
залишком твердої фази, в’язкістю та густиною пульп, температурою. 
Процеси вилуговування класифікуються за: 
 типу розчинника (лужний, кислотний, сольовий, органічні та 
комплексоутворюючі реагенти); 
 методом здійснення (періодичні, безперевні, одно- та 
багатостадійне, прямо- та протитокове); 
 окисно-відновними властивостями середовища (окиснювальне, 
відновне, нейтральне); 
 величині тиску (при атмосферному та надлишковому – 
автоклавні умови); 
 використанню підготовчих операцій (пряме або з попередньою 
підготовкою) [23].  
 
1.3.1.1 Методи вилуговування 
 
Вилуговування здійснюють в періодичному та безперервному режимах. 
В періодичному режимі сировину та реагенти завантажують в реактор, 
забезпечуючи перемішування при заданих параметрах, оброблюють пульпу 
до тих пір, доки не будуть досягнуті необхідні параметри (виділення, 
селективність). Вміст реактора вивантажують, а його готують до наступних 
процесів, які повторюють за тих же самих умов. 
При безперервному режимі пульпа з витратної ємності за допомогою 
насоса закачується в перший реактор, а потім безперервно, один за іншим, 
надходить до інших реакторів. Число реакторів та час перебування в них 
пульпи вибирають з такою умовою, щоб в останньому розчині були досягнуті 
необхідні показники вилуговування. Подібні схеми ефективні у великих 
масштабах виробництва, оскільки раціонально використовується апарат у 
часі (відсутні втрати на його завантаження та вивантаження, нагрівання та 
охолодження, подачу та скидання тиску), простіше система автоматизації, 
менші експлуатаційні витрати (менші втрати тепла), але більші капітальні 
витрати (насоси, витратні ємності, арматура). 
В залежності від стадій розрізняють одно- та багатостадійне 
вилуговування. При прямотоковому вилуговуванні вихідна пульпа 
безперервно проходить всі апарати каскаду та вивантажується до останнього. 
Протитокове вилуговування здійснюють лише тоді, коли необхідно досягти 
більш повного виділення іону металу (навіть з меншою селективністю). З 
цією метою залишок від першої стадії оброблюється початковим 
розчинником. Отриманий вторинний кек вважається відвальним для даного 
процесу, а розчин повертають на першу стадію (сировина, що обробляється, 
та розчинник надходять по зустрічним маршрутам). Даний метод є більш 
раціональним, але при незворотному накопиченні сукупних домішок у 
зворотному розчині, що погіршує показники вилуговування та селективності 
металу. Для підтримання оптимального складу розчину його частину 
виводять на окрему переробку (глибоке випарювання, нейтралізація, 
сорбційно-екстракційне очищення) [24, 25, 26]. 
 
1.3.1.2 Інші методи вилуговування 
 
Кучне та підземне вилуговування застосовують для виділення металів 
із збалансованої сировини (сировини з низьким вмістом цінного металу, з 
великими витратами на його виділення та транспортування, малим об’ємом 
сировини). Сутність технології полягає в рівномірному зрошенні сировини 
розчинником, забезпечуючи умови для розчинення металу, кількісному зборі 
продукційного розчину та виділення з нього металу у формі товарного 
продукту. 
Реалізація технології ускладняються одночасною обробкою величезної 
кількості сировини великими об’ємами бідних розчинів, віддаленістю від 
промислових зон та проблемами енергозабезпечення, забезпечення робочою 
силою, а також впливом метеорологічних факторів (дощі, посухи, паводки). 
Різниця між кучним та підземним вилуговуванням полягає в типі 
оброблюваної сировини та методі його підготовки. Методи зрошення, 
збирання розчину та його обробки здебільшого подібні. 
Методом кучного вилуговування обробляють відвали пустої породи, 
які утворюються при розробці корисних копалин відкритим методом, або 
спеціально створені терикони з більш багатьох, рівномірної сировини. 
Підземне вилуговування здійснюють в закинутих відпрацьованих 
шахтах та для обробки невеликих рудних тіл. В першому випадку найбільш 
доцільні родовища, в яких застосовували системи зрушення та 
магазинування. При обробці рудного тіла перевагу віддають покладам з 
великим зрушенням. Також враховується наявність та розміщення водних 
шарів з метою зменшення втрат розчину. 
Перколяційне вилуговування застосовують для обробки багатих руд, 
які містять мідь, золото, уран, або шматкову сировину в металургії міді, 
нікелю, кобальту. Вихідний матеріал завантажують в ємність з псевдодном та 
забезпечують примусову циркуляцію розчину крізь утворений шар сировини, 
що оброблюється. Руду подрібнюють до величини 4-8 мкм та класифікують 
для видалення шламових фракцій. Вилуговування проводять у бетонних 
чанах, які мають антикорозійний захист. Реалізується принцип протитоку. 
При перколяційному вилуговуванні зменшуються витрати розчинника, 
відсутня необхідність фільтрації пульп, утворюються більш багаті розчини, 
що дозволяє використовувати більш ефективні методи для виділення металів; 
але необхідно приділяти увагу до процесу, ретельне промивання хвостів 
(протитокова), оскільки вони надходять у відвал. 
Агітаційне вилуговування полягає в обробці подрібненого продукту за 
допомогою мішалок с механічним приводом, стисненого повітря, сумісним 
впливом мішалок та повітря, або у барабані-вилуговувачі, що обертається. 
Дана ціль досягається при механічному перемішуванні, зміненні числа 
обертів та конструкції перемішуючого приладу (лопатева, гвинтова, турбінна 
мішалки, наявність дифузора) витратами та тиском повітря в пачуках, 
збільшення числа обертів барабану. 
Пачуки – вертикальний циліндр з конусним дном. Крізь розміщену 
центральну трубу подають енергоносій (повітря, пар), забезпечуючи 
циркуляцію пульпи та її однорідність. Перемішування повітрям менш 
енергоємнісно та доцільно при обробці сировини, пов’язаного з 
використанням окиснювача (ціанування золотовмісних руд, розчинення 
мідної вторинної сировини, уранових руд). При використанні пари одночасно 
забезпечують підігрівання пульпи. 
Агітаційне вилуговування здійснюють у багатотонажному виробництві 
у безперервному режимі, для чого використовують декілька послідовно 
з’єднаних каскадом реакторів. 
При агітаційному вилуговуванні для прискорення процесу та 
підвищення виділення металів часто використовують підігрівання пульпи; 
при активному розвитку екзотермічної окиснювальної реакції для 
підтримання заданої температури необхідне охолодження пульпи. Для цього 
використовують прямий (безпосереднє введення в пульпу пари, води) та 
побічний (за допомогою вмонтованих холодильників, зовнішніх сорочок, 
виносних теплообмінників) методи регулювання температури. Метод 
прямого нагрівання або охолодження найбільш ефективний та простий, але 
призводить до розведення або випарювання розчину, що не завжди 
вказується у схемі виділення металів [27]. 
 
 
 
 
 
1.3.1.3 Вилуговування в автоклаві 
 
Різновидом агітаційного вилуговуванням є автоклавне, принципова 
різниця якого є у використанні підвищених температур (T > 370 К)  та тиску 
(Р > 0,1 МПа), що забезпечує значну інтенсифікацію процесу та 
селективність вилуговування цінного металу відносно іонів-домішок, які 
схильні до гідролізу в кислому середовищі (Fe3+, Pb4+, Sn4+, Mn4+ та інші). 
Автоклавне вилуговування здійснюється без окисника (вскриття 
бокситів) розчином соди, окисненої нікелевої руди – розчином сульфатної 
кислоти, олов’яних концентратів – розчином хлоридної кислоти або з 
використанням кисню (до 60-80 % кисню у повітрі). Автоклавне 
вилуговування застосовують для обробки сульфідних концентратів, штейнів. 
При надлишку окисника та підвищених температур основною реакцією 
вилуговування сульфідів є: 
MeS + 2О2 = MeSO4.      (1.1) 
Це найбільш інтенсивний процес при якому досягається кількісне 
осадження заліза у вигляді осаду, що добре фільтрується, але необхідні в 4 
рази більші витрати кисню через відсутність використання замкнутості схеми 
за газом та за розчином у зв’язку з накопиченням в ньому сульфат-іону. 
Аміачне вилуговування використовують для видалення металів у 
вигляді комплексів (мідь, нікель, кобальт, цинк, кадмій, срібло): 
 
MeS + (n+2)NН  + O  + Н O = [Me(NH ) ]2+
3 2 2 3 n  + (NH4)2SO4;  (1.2) 
NH2MeS + NH3 + O2 + H2O → [Me(NH ) ]2+
3 n  + SxO
2–
y  + SO3  (1.3) 
 
При цьому сульфіди заліза окиснюються, а залізо осаджуються у 
вигляді гідроксиду в твердій фазі: 
 
nH2O + 2(NH4)2SO4.2FeS + 4NH3 + 5,5О2 + Н2О = Fe2O3   (1.4) 
Перевагами процесу є висока селективність відносно заліза, помірно 
невисокі параметри (T = 340-355 К, Ркисню = 0,15-0,2 МПа), можливість 
використання водню для осадження, наприклад, міді, нікелю, кобальту з 
отриманих розчинів. 
Корпус автоклавів виготовляють з конструкційних сталей, всередині 
футерують антикорозійним матеріалом (резина, кислотостійка цегла, 
кераміка, високолеговані сталі, титанові сплави). 
Автоклави з механічним перемішуванням забезпечують більш 
інтенсивний гідродинамічний режим та аерацію; але вони дорожче.  
Виникають труднощі з експлуатацією перемішуючих пристроїв та 
герметизації вузлів їх введення до корпусу апарата. 
При проведенні безокиснювального вилуговування, обробці пульп з 
підвищеною густиною доцільно використовувати вертикальні автоклави, в 
яких перемішування здійснюється повітрям або парою. 
Як правило, автоклави працюють в безперервному режимі. Автоклави, 
що обертаються, мають циліндричну або сферичну форму. Іноді їх заповнюють 
сталевими кульками. При обертанні досягається перемішування пульпи, 
оновлення реакційної поверхні та остаточне подрібнення твердої фази. 
Подібні апарати використовують для проведення безокиснювального 
високотемпературного вилуговування та застосовують для обробки 
матеріалів з високою питомою густиною за невеликого обсягу виробництва. 
Простота конструкції дозволяє підвищувати температуру, що суттєво 
прискорює проведення безокиснювального вилуговування. 
Метод характеризується ефективним використанням тепла, низькими 
капітальними витратами [21]. 
 
 
 
 
 
1.4 Виділення металів у формі солей 
 
Метод заснований на досягненні перенасиченого стану розчину, в 
результаті якого метал, який виділяють, утворюється у вигляді солі 
(кристалізація, висолювання). До цієї групи також можна віднести і 
дистиляцію, при якій склад та стабільність розчину порушується за рахунок 
термічної обробки з наступним утворенням осадів основних солей. 
Незважаючи на простоту, широке застосування, недоліки цих методів є 
низький відсоток прямого виділення металу, енергоємність та громіздкість 
технології. 
Випарка та кристалізація. Спочатку випарюють розчин до досягнення 
перенасиченого стану, після чого виділяється тверда фаза у вигляді солі. 
Дану технологію застосовують для отримання мідних, нікелевих, цинкових 
купоросів, при обробці алюмінатних розчинів у схемі Байєра, стічних вод для 
видалення баластових солей, при розділенні металів; солей з різною 
розчинністю; для виведення залишку води з метою забезпечення замкнутого 
за циклом технологічної схеми. Як правило, розчинність солей з 
підвищенням температури збільшується; але в автоклавних умовах (за Т = 
400 – 470 К), особливо в кислотних розчинах, розчинність солей 
зменшується, що може є методом розділення солі металу та кислоти з метою 
регенерації останньої. 
Дробну кристалізацію застосовують для розділення полікомпонентних 
розчинів з метою однойменних чистих солей. Метод полягає в 
багатократному повторенні циклу «кристалізація – розчинення іонів – 
кристалізація». 
Використовують дві схеми випарки: періодичну та безперервну. 
Періодична схема одностадійна, її проводять при обігріванні ємності крізь 
парову сорочку, а пара води видаляється в атмосферу. 
Більш ефективний варіант вакуумної випарки, яка запобігає викидам 
пари в атмосферу нагріванню розчину до високих температур. Безперервну 
випарку проводять в багатокорпусних випарних апаратах. Свіжа пара 
подається тільки на першу стадію випарки, а в наступні апарати надходить 
парогазова суміш з попередньої стадії. Іноді використовують «вогняну» 
випарку розчинів, застосовуючи як теплоносій, гарячі гази від спалювання 
природного газу. Оскільки рух розчину та гріючої пари співпадають, схема є 
прямотоковою. Операцію проводять  в печах киплячого шару або в апаратах 
із зануреним факелом. Це більш інтенсивний процес, при якому отримують 
кристалогідрати з меншим вмістом молекул води, але в цьому випадку 
необхідні системи пиловловлення та знезараження відхідних газів. 
Ефективність методу «випарка – кристалізація» визначається 
величиною енергетичних витрат, умовами реалізації отриманої солі, а також 
утилізації. 
Висолювання – осаджування солі внаслідок зменшення її розчинності, 
зумовленого значним збільшенням іонної сили розчину; внаслідок 
досягається при введенні кислоти, солі, які мають однаковий аніон з аніоном 
осаджуваної солі, наприклад MeSO4(NH4)2SO4 · nH2O, де Me: Ni, Cu, Zn. 
Висолювання – простий метод, який не вимагає складної апаратури, 
великих енергетичних затрат. Неповне осадження, утворення комплексних 
осадів металу, який виділяється, проблеми використання фільтрату 
зменшують переваги висолювання. 
Дистиляція – обробка розчину зовнішнім енергоносієм (парою, гарячим 
повітрям, електронагрівачем) за температур, які забезпечують сублімацію 
летких компонентів (амоніак, діоксид карбону, ціаніди), що входять у склад 
солі. Солі руйнується з утворенням осаду гідроксиду, основних сульфатів, 
карбонатів, більш простих солей. 
Наприклад, при обробці парою амонійно-карбонатних розчинів нікелю 
сублімується амоніак, діоксид карбону та утворюється основний карбонат 
нікелю. Метод застосовують при виділенні міді, нікелю, кобальту, цинку з 
розчинів, отриманих в процесі вилуговування оксидних руд, сплавів, 
свіжевідновлених металізованих огарків. 
При дистиляції отримують парогазову суміш, яку вловлюють в 
абсорберах, відновлюючи розчинник, який повертають на вилуговування [26, 
28]. 
1.5 Осадження металів в елементарному вигляді 
 
При обробці розчинів гідроксидних пульп реагентами-відновниками 
відбувається осаджування металів у елементарному вигляді. Як відновник 
використовують хімічні реагенти, метали-осаджувачі, гази, електричний 
струм. Важливими технологічними методами є цементація, автоклавне 
осадження, електроліз з нерозчинними анодами (електроекстракція). 
Цементація – осадження металів з розчину його солей іншим металом з 
більшим елетронегативним потенціалом. Крім електрохімічної активності 
металу-осаджувача при його вибору враховують ціну, небезпечність 
забруднення розчину введеними домішками. 
Зі збільшенням температури та інтенсивності перемішування, 
початкового вмісту осаджуваного металу швидкість цементаціїзбільшується, 
утворюється більш дисперсний осад; в кислих розчинах – чисті дисперсні 
осади або щильні плівки. 
Цементацію використовують при осаджені міді з розчинів від кучного 
або підземного вилуговування, при очищенні нікелевого, кобальтового, 
цинкового електролітів від міді: 
 
Cu2+ + Me = Сu + Ме2+,     (1.5) 
де Me – Zn, Ni, Fe, Co. 
Для цементації використовують агітатори, барабани, конусні апарати, 
жолоби. 
Агітатори ефективні при невеликому масштабі виробництва, в них не 
допускається перемішування повітрям, щоб уникнути розчинення осаду та 
осаджувача. Це високопродуктивні та компактні апарати, які працюють на 
порошкоподібному осаджувачі; використовуються при очистці від міді 
цинкового, нікелевого електролітів, про осадженні золота цинковим пилом. 
Барабанні цементатори встановлюють з нахилом в сторону зливу 
відпрацьованих розчинів, ставлять на ролики та обертають 2-4 рази за 
хвилину. У конусних апаратах розчин під напором надходять у вершину 
конусу та проходять крізь шар осаджувача. За рухом розчину вверх 
швидкість потоку зменшується, що скорочує втрати осаду з відпрацьованим 
розчином. Апарати встановлюють послідовно. 
Жолоби – найбільш прості апарати, які широко використовують при 
осадженні міді з розведених розчинів. Жолоби встановлюють з нахилом 1-3°, 
прямолінійно та зигзагоподібно. Скрап завантажують на псевдодно, шар 
якого періодично перемішують. Після накопичення осаду цементованої міді 
вона змивається та крізь псевдодно потоком води транспортується у збірну 
ємність. На сучасних установках обслуговування жолобів виконують 
наступні процеси: завантаження, очистка, ремонт та монтаж. Виділення міді з 
використанням жолобів перевищує 90 %, осад отримують чистим та досить 
крупнозернистим. 
Автоклавне осадження газами-відновниками полягає в обробці 
розчинів за підвищеної температури та тиску газами-відновниками (воднем, 
діоксидом сульфуру, монооксидом карбону). Він вирізняється високою 
інтенсивністю, забезпеченням селективного осадження металу у вигляді 
порошку, регенерацією розчинника (наприклад, при осадженні міді з кислих 
розчинів), в деяких випадках (при осаджені нікелю, кобальту) отриманням 
композиційних порошків. 
Метод використовується у промисловому масштабі для осадження 
порошків нікелю, кобальту, міді, благородних металів. 
Механізм даних процесів виглядає наступним чином: 
 
Меn+ + В n-
газ → Me + В газ,     (1.6) 
зокрема для SO2: 
SO2 + Н2O = H2SO3 → 2Н+ + SO 2-
3  
Ме2+ + SO 2-
3  + Н2О = Me + 2Н+ + SO 2-
4  
Ме2+ + SO2 + 2Н2О = Me +SO 2- +
4  +4Н     (1.7) 
 
Приклад використання даного процесу: 
при осадженні міді з кислих розчинів: 
Cu2+ + SO 2-
3  + H2O = Сu + 2Н+ + SO 2-
4 ,    (1.8) 
або амонійних розчинів: 
Cu2+ + SO 2-
3  + H2O + 2NH3 = Сu + 2NH + +SO 2-
4 4 .  (1.9) 
 
Основним газом-відновником є водень – досить активний  та  
доступний реагент, який не додає домішок до розчину, але має підвищену 
вибухо- та вогненебезпечність. За допомогою водно відновлюють іони 
металів, які розміщені в ряді напруг, починаючи з іонів кобальту (II) ( Ео = –
0,28 В): 
 
Меn+ + Н2 = Me + 2nH+).     (1.10) 
 
Рівновага вказаних реакцій зміщується в сторону прямої реакції в 
присутності нейтралізатора, краще – розчинного лужного реагент типу 
амоніаку:  
 
[Me(NН ) ]2+
3 n  + Н2 → MeNН+
4+ 2 (n – 2) NH3↑.    (1.11) 
 
Зі збільшенням концентрації амоніаку зростає стійкість амонійних 
комплексів (зменшується швидкість і повнота осадження металу) та робочий 
тиск в автоклаві. Тому існує оптимальна концентрація амоніаку, що близька 
до стехіометричної: [NН ]:[Ме2+
3 ] = 2,1 – 2,3. 
Найбільш важливими параметрами процесу є тиск, температура, склад 
розчину (вміст металу, поверхнево-активні речовини, кислотність), 
інтенсивність перемішування. Температура – найбільш інтенсифікуючий 
фактор процесу, значення якої не перевищує 420-450 К у зв’язку зі 
збільшенням енерговитрат, агресивності (особливо в кислих середовищах), 
небезпечністю гідролізу солей, спікання дисперсних фракцій та погіршенням 
тим самим чистоти та якості порошку. 
Оскільки в процесі іонізації водню збільшується кислотність, для більш 
повного та швидкого завершення процесу необхідно або обмежувати повноту 
осадження, або вводити зовнішній нейтралізатор. 
Для автоклавного осадження порошків металів використовують 
автоклави з механічним перемішуванням (актуально ефективне насичення 
пульпи реакційним газом та більш повне його використання); зазвичай їх не 
футерують для запобігання забруднення порошку продуктами ерозії 
футеровки, а виготовляють з високолегованих сталей або титанових сплавів. 
Автоклави виготовляють з великим запасом міцності та оснащуть 
розвиненою системою приладів для контролю за ходом процесу та його 
безпеки. 
Електроліз використовують для обробки розчинів з підвищенням 
вмістом металів ( ≥ 40 г/дм3), застосовуючи нерозчинні аноди. На катоді 
відновлюють іони металів:  
Меn+ + nе = Meк,      (1.12) 
а на аноді проходять реакції з утворенням молекулярного кисню: 
 
Н2O + 2е = 2Н+ + 0,5О2.     (1.13) 
 
Цей метод застосовують для виділення міді, цинку, кадмію, сурми, 
нікелю, срібла та інших металів, отримуючи компактні або 
порошкоутворюючі осади [23]. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
2 ХІМІЗМ ТЕХНОЛОГІЧНИХ ПРОЦЕСІВ 
 
2.1 Характеристика розчинників, що застосовують при вилуговуванні 
 
Ефективність дій розчинника при вилуговуванні визначається 
температурою, концентрацією, тривалістю  процесу та  крупністю сировини. 
Вода є найбільш доступним розчинником та є ефективним при 
вилученні розчинних сульфатів, хлоридів металів, в тому числі продуктів 
обпалювання. Водні розчини солей (сульфати та хлориди Ферума (III), 
ціанати, хромати, сульфід натрію). Механізм їх дії приведений даними 
реакціями: 
MeS + 2FeCl3 = МеСl2 + 2FeCl2 + S0;    (2.1) 
MeS + Fe2(SO4)3 = MeSO4 + 2FeSO4 + S0;    (2.2) 
PbSO4 + 4NaCl = Na2PbO4 + Na2SO4;    (2.3) 
Me + 4NaCN + 1/2O2 + H2O = 2Na2[Me(CN)4] + 2NaOH, (2.4) 
де: (Me: Au, Ag, Cu, Zn та інші). 
 
Це досить ефективні розчинники, що забезпечують розвиток реакцій 
при Т > 373 К, але вони дорогі. Отримані розчини забруднюються 
баластовими солями, що ускладнює регенерацію розчинника та виділення 
цінного компонента. 
Хлорна вода – вода, насичена хлором: 
 
Сl2 + Н2О ↔ НСlO + НСl.      (2.5) 
 
За звичайних умов в 1 дм3 води розчиняється 2,26 дм3 хлору. В 
залежності від кислотності середовища можлива присутність CI2 (при рН < 
4), НСlO (при 4 < рН < 7,5) и СlO– (при рН > 7,5). 
 
 
Хлорна вода активно розчиняє метали, сульфіди: 
 
MeS + Cl  = Ме2+ + 2Сl– + S0
2 (aq) ;     (2.6) 
Me + Cl  = Ме2+
2 (aq)  + 2Сl–,      (2.7) 
в тому числі з утворенням комплексів типу [MeCl4]
2–. 
 
Хлорну воду використовують для вилуговування полікомпонентних 
сплавів, руд благородних металів, молібденових концентратів. Токсичність, висока 
ціна та проблеми регенерації обмежують область застосування цього розчинника. 
Серед кислот найчастіше застосовують сульфатну кислоту: доступний 
реагент, має високу розчинну здатність та помірно агресивний до матеріалів, 
що застосовуються при створенні апаратів. При електрохімічному або 
автоклавному осадженні металів із сульфатних розчинів відбувається 
регенерація кислоти. Нітратна та хлоридна кислоти мають велику ціну, але 
при цьому забезпечують меншу селективність та ускладнюють вибір 
апаратурного процесу. Використання хлоридної кислоти, внаслідок її 
здатності до утворення комплексів, доцільно в технологіях, які містять 
сорбційно-екстракційну технологію розділення металів. 
Для сировини з підвищеним вмістом порід основного характеру 
використовувати кислоти недоцільно внаслідок їх підвищених витрат та 
надлишкового спінювання. 
Луги забепечують високу селективність вилуговування металів та 
спрошують вибір матеріалу. До цього класу розчинників відносяться розчини 
лугів, соди та амоніаку. Останні особливо ефективні при переробці сировини, 
в якій метали, що виділяються (Cu, Zn, Ni, Co, Cd, Ag), здатні утворювати 
амонійні комплекси, які містяться в металевій, оксидній, сульфатній формах. 
Амонійні комплекси металів термічно нестійкі за температури 380-400 К 
руйнуються з утворенням осадів кольорових металів (гідроксидів, основних 
карбонатів або сульфатів) та пароамонійної газової фази [30, 31]. 
 
2.2 Окисно-відновне вилуговування 
 
При розчиненні благородних металів, сульфідів, арсенідів, селенідів, 
телуридів необхідно застосовувати окисники – реагенти, що здатні віддавати 
кисень або приєднувати електрони. В основному, для вилуговування 
застосовують кисень, хлор, гіпохлорит, нітратну кислоту, солі Феруму (III), 
Хрому (VI), Мангану (VII). Основні реагенти-окисники та їх характеристики 
наведено в таблиці 2.1. 
Ряд оксидів та гідроксидів іонів металів високої валентності погано 
розчинні в розчинах кислоти. Для їх розчинення використовують реагенти-
відновники. 
 
Таблиця 2.1 – Основні реагенти-окисники, які використовуються при 
вилуговуванні. 
Окисник Хімічна реакція Стандартний Відносна ціна 
потенціал, В за киснем 
Fe2(SO4)
3+
3 Fe  + e → Fe2+ 0,77 4,2 
HNO3 NO3– + 3e + 4H+ → NO + 2H2O 0,96 4,5 
O2(г) O2 + 4e + 4H+ → 2H2O  1,23 1,0 
K2Cr 2– + 3+
2O7 Cr2O7  + 6e + 14H  → 2Cr  + 1,33 48,0 
7H2O 
Cl2(г)  CI2 + 2e → 2Сl– 1,35 7,2 
NaClO  СlO – + 6e + 6H+ → Сl–3 3  + 3H2O 1,45 16,8 
KMnO  МnО –
4 4  + 5e + 8H+ → Mn2+ + 4H2O  1,49 87,3 
O3 O3 + 2e + 2H+ → O2 + H2O  2,07 2,0 
 
У присутності відновників утворюються більш стійкі в розчині іони 
металів меншої валентності, що забезпечує більш рівноважну їх 
концентрацію  та більш повне розчинення вихідного матеріалу. 
Бактеріальне вилуговування. Для прискорення окиснювальних 
процесів застосовують бактерії: дрібні (0,5-2,0 мкм) одноклітинні організми, 
які розмножуються подвійним діленням. У неорганічному середовищі 
живуть автотрофні, в органічному – гетеротрофні бактерії. Особливий 
інтерес представляють культури, які отримують енергію шляхом окиснення 
Сірки та її з’єднань (SO2, S2–, S2O3–) до сульфат-іона та через окиснення іона 
Ферума (II) до іона Ферума (III). Найбільша активність їх життєздатності 
проявляється при температурі 303=308 К. Для бактерій шкідливі високі 
концентрації солей Купруму, Цинку та інших металів, але їх адаптація 
можлива за умови поступового переносу культури до середовища зі 
збільшеною концентрацією цих солей. Мікроорганізми на порядок 
прискорюють окиснення сульфатовмісних до утворення сульфату Феруму 
(III); останній в кислому середовищі активно окиснює більшість сульфатів 
металів. 
Прийоми бактеріального окиснення використовують при окисненні 
піриту в урановмісних рудах, для окиснення арсенідів. 
Суть методу електрохімічного розчинення полягає у переході в розчин 
елементів з матеріалів, що проводять струм (сплавів, штейнів, сульфідних 
концентратів) при наявності електричного струму. 
Закономірності електрохімічного розчинення подібні до теоретичних 
положень електролізу: швидкість розчинення зростає зі збільшенням густини 
струму та інтенсивності гідродинамічного режиму; сповільнюється внаслідок 
пасивируючого впливу нерозчинних продуктів (оксидів, сульфатів 
Плюмбуму, Стануму, елементарної Сірки). 
Хлорне вилуговування. При використанні хлорвмісних розчинників 
проявляється окиснювальна та хімічна взаємодія, що важливо при обробці 
сплавів та сульфідних матеріалів. При обробці останніх утворюється 
додатково елементарна Сірка: 
MeS + Сl2(aq) = МеСl  + S0
2 ,     (2.8) 
а далі утворюється дихлорид бісульфуру (S2Cl2), який активно 
взаємодіє із сульфідами: 
 
MeS + S2Cl2 → MeCl  + 3S0
2 .     (2.9) 
Процес проходить за температурою 390-420 К; елементарна сірка 
розчиняється в дихлориді бісульфуру в будь-яких співвідношеннях. В ній 
також розчиняються хлориди Арсену, Стибію, Стануму, Селену, Тулуру, 
Молибдену, Вольфраму. Ці елементи можливо виділити шляхом дистиляції 
розчину. Оксиди, хлориди багатьох металів нерозчинні в дихлориді 
бісульфуру. При надлишку хлору в дихлориді бісульфуру спрощується 
хлорування Ауруму, Платини та інших благородних металів. 
Сорбційне вилуговування – обробка сировини водним розчинником за 
наявності сорбенту, здатного селективно поглинати метали; прискорює 
процеси, забезпечує більш повне виділення та виключає необхідність у 
застосуванні громіздких операцій згущення фільтрації при обробці пульп. 
Тонина помолу сировини повинна бути менше розміру зерен сорбенту (0,5-
1,5 мкм), що необхідно для його виділення після насичення з пульпи, яка 
пропускається крізь вібросито. Сорбенти повинні бути стійкими до 
механічного впливу абразивних часток пульпи. 
Сорбційне вилуговування застосовується для виділення Урану, 
Ауруму, рідкісних металів; також можна застосовувати для Купрум-, Нікель- 
та кобальтовмісних руд та концентратів [28, 31, 32]. 
 
2.3 Сорбційні та екстракційні процеси 
 
Дані процеси використовуються для концентрування розчинів, які 
містять не більше 1 % металу, що виділяється, або для селективного 
виділення його з полікомпонентного розчину. 
 
2.3.1 Сорбційні процеси 
 
Сорбція – поглинання розчинених речовин спеціальними речовинами 
(сорбентами). Найбільше значення для гідрометалургії мають іоніти – штучні 
високомолекулярні органічні з’єднання. Іонний обмін здійснюється 
виділенням в розчин еквівалентної кількості іонів тієї ж кількості і того ж 
знаку, що було виділено в розчин. За характером іоногенних груп 
розрізняють катіоніти, що містять кислотні групи; аніоніти, що містять 
основні групи, та амфоліти, що містять і кислотні, і основні групи. 
Сорбційна технологія включає ряд послідовних операцій: 
 підготовку вихідного сорбенту; 
 власне сорбцію; 
 елюірування (десорбція) за допомогою іншого реагенту з 
отриманням очищеного або концентрованого розчину (елюата) виділяємого 
компоненту; 
 регенерацію сорбенту для подальшого використання. 
Для сорбційних процесів використовують апаратуру періодичної, 
напівбезперервної та безперервної дії з нерухомим та рухомим, суцільним та 
зваженим шаром сорбенту; в апаратах здійснюють перехресний, паралельний 
та протитоковий рух фаз. 
Найбільш простим апаратом є колона (фільтр) з суцільним шаром 
сорбенту. Декілька колон розміщують в циклі сорбції, одну або дві – на 
промивання, декілька колон – для десорбції та регенерації. Цикли сорбції та 
десорбції чергуються. Колони з насиченим сорбентом переключають на 
промивання, десорбцію, а колони з регенеруючим сорбентом включають в 
цикл сорбції. 
При реалізації сорбційного вилуговування пульпи виділення металу 
складає 10-15 %. Спосіб застосовують для обробки пульп з вмістом твердих 
часток    50-60 % та крупністю часток – 0,15 мкм. 
Сорбційні процеси особливо ефективні при знезаражуванні стічних вод 
для розділення близьких за властивостями елементів (в металургії метали 
платинової групи та рідкоземельні метали) [33, 34]. 
 
 
 
2.3.2 Екстракція 
 
Екстракція – процес заснований на здатності ряду органічних сполук, 
нерозчинних у воді, селективно утворювати з іонами металів з’єднання та на 
виділення їх в органічну фазу. 
Екстрагенти використовуються в суміші з розчинниками (керосин, 
бензол, толуол); вони нерозчинні у водному середовищі, мають високу 
температуру спалахування (більше 340 К), вузький температурний інтервал 
перегонки. Підбираючи тип розчинника, можна підсилювати або 
послаблювати екстракцію іонів. Вимоги до розчинників є аналогічними до 
вимог екстрагентів. 
Чим більший коефіцієнт розподілення або більше співвідношення 
органічної фази до водної фази, тим менше необхідно стадій екстракції. 
Найчастіше на екстракцію надходять сульфатні та хлоридні розчини. В 
хлоридних розчинах більшість іонів металів (II) утворюють хлоридні 
комплекси типу [MeCl4]
2–. 
Найбільше застосування в гідрометалургії отримали екстрактори типу 
змішувачів-відстійників. Кожен апарат складається з секцій, які включають 
змішувальну та відстійну камери. 
Недоліком екстракції є вогненебезпечність та токсичність реагентів, 
втрати екстрагентів з водною фазою, що спостерігається під час пульпових 
процесів (0,5-1 кг/т). 
Основні витрати екстракції – підготовка вихідного розчину, наявність 
дорогого обладнання, організація протипожежної охорони та реагентів 
(екстрагент, реекстрагент, регулятори кислотності) [33, 34].  
 
2.4 Виділення металів з розчинів 
 
Виділення металу з розчину пропонує дві цілі: очищення від металів-
домішок та осадження у вигляді товарного продукту. Для виділення металів 
застосовують осадження у вигляді важкорозчинних осадів, сорбцію, 
екстракцію, дробну кристалізацію, мембранну технологію, іонну флотацію, 
дистиляцію, електрохімічне осадження, цементацію. При обиранні методу 
враховують склад вихідного розчину, забезпеченість реактивами, доступність 
апаратурного оформлення, економічні показники та потреби ринку. 
Характеристика розчинності деяких металів наведено у таблиці 2.2. 
Осадження металів-домішок у вигляді гідроксидів полягає в основі 
гідратної схеми очищення розчинів в металургії кобальту, цинку, при очистці 
нікелевого аноліту. 
При осадженні іонів Феруму, Кобальту, Мангану їх попередньо 
окиснюють киснем повітря (для Феруму) або Хлором, гіпохлоритом (для 
Мангану та Кобальту); для підтримання необхідного рівня рН 
використовують розчин соди, рідше луги. 
У зв’язку з низькою розчинністю сульфідів більшості кольорових 
металів осадження є їх ефективним методом концентрування металів при 
обробці бідних розчинів або селективного їх відділення від інших елементів. 
Як осаджувач використовують сульфіди або гідросульфіди лужних металів, 
амонію та сірководень.  
При використанні сірководню швидкість процесу та фільтрування 
осаду збільшується у присутності каталізаторів. Сульфіди металів утворюють 
і при використанні осаджувача  – елементарної сірки, особливо, – при 
осадженні металів (Купруму, Нікелю, Кобальту та благородних металів) в 
присутності більш електронегативного металу-відновника (~ 350– 370 К). 
Характеристику сульфідів деяких металів наведено в таблиці 2.3. 
 
 
 
 
 
 
Таблиця 2.2 – Характеристика розчинності металів (Т = 298 К) 
Гідроксид pH осадження Добуток розчинності Розчинність, мг/дм3 
AI(OH)3 3,1 1,9 ∙ 10-33 2,9 ∙ 10-9 
Bi(OH)3 3,9 4,3 ∙ 10-3 6,3 ∙ 10-9 
Cd(OH)2 7,0 1,2 ∙ 10-14 1,2 ∙ 10-5 
Co(OH)  6,4 2,0 ∙ 10-16
2  3,6 ∙ 10-6 
Со(ОН)  1,0 3,0 ∙ 10-41
3  5,7 ∙ 10-11 
Cu(OH)2 4,5 5,6 ∙ 10-20 2,4 ∙ 10-7 
Fe(OH)2 6,7 1,6 ∙ 10-15 0,7 ∙ 10-5 
Fe(OH)3 1,6 4,0 ∙ 10-38 2,0 ∙ 10-10 
Mg(OH)2 8,4 5,5 ∙ 10-12 1,1 ∙ 10-4 
Ni(OH)2 7,1 1,0 ∙ 10-15 1,4 ∙ 10-5 
Sb(ОН)3 1,2 4,0 ∙ 10-42 1,1 ∙ 10-11 
Sn(OH)2 1,4 5,0 ∙ 10-26 2,3 ∙ 10-9 
Sn(OH) -56 -12
4 0,1 1,0 ∙ 10  2,1 ∙ 10  
TIOH 13,8 7,2 ∙ 10-1 9,0 ∙ 10-1 
Тl(ОН)  -0,5 1,5 ∙ 10-44
3  4,8 ∙ 10-12 
Zn(OH)2 5,9 4,5 ∙ 10-17 2,2 ∙ 10-6 
 
Таблиця 2.3 – Показники осадження сульфідів 
Хімічна Добуток розчинності рН осадження при 
формула активності іона металу 
CuS 8,0 · 10-37 0,0-1,5 
SnS 1,0 · 10-26 0,3-1,2 
CdS 1,0 · 10-28 1,8-3,3 
PbS 7,0· 10-29 2,2-3,7 
ZnS 1,6 · 10-23 2,5-4,0 
CoS 5,0 · 10-22 3,0-4,5 
NiS 3,0 · 10-21 3,7-5,2 
FeS 4,0 · 10-19 4,0-5,5 
MnS 7,0 · 10-16 4,2-5,7 
 
Іони Сu (I), Аg (I), Мg (I) в присутності Cl– утворюють нерозчинні 
осади. Якщо у розчині  Купрум присутній у вигляді іона (II) осадження 
здійснюють з додаванням відновника (діоксид Сульфуру, Цинку, Феруму та 
інші). 
Як осаджувач найчастіше  використовують розчин соди або пульпу 
вапняку. При обробці більш концентрованих розчинів утворюються основні 
солі типу Ме(ОН)2 · МеСО3. Утворення карбонатів або основних карбонатів 
металів можливо при обробці лужних розчинів діоксидом карбону, особливо 
під тиском (0,2 – 0,3 МПа) [33]. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
3 ЕКСПЕРИМЕНТАЛЬНА ЧАСТИНА 
 
 
3.1 Характеристика сировини 
 
Батарейка – хімічне джерело струму; електрохімічний прилад, здатний 
перетворювати хімічну енергію в електричну. Випускається в трьох 
варіантах: дискові, циліндричні та призматичні. Базова батарейка складається  
з анода, катода, електролітів, сепараторів та зовнішнього корпусу. 
Сепаратори виготовлені з полімерних матеріалів, паперу та картону. 
Зовнішній корпус складається зі сталі, полімерних матеріалів або картону. 
В дискових джерелах струму найчастіше використовують ламельні 
електроди, в яких активні маси запресовані в тонку металеву сітку та 
розміщують один над одним, розділяючи їх сепаратором. Також можуть 
застосовуватися спечені електроди. У циліндричних джерелах струму 
електроди розміщуються по-різному. При бобинній конструкції хімічних 
джерел струму один електрод виконується у вигляді стержня у центрі 
джерела струму, другий – у вигляді циліндра навколо нього. При рулонній 
конструкції – пакет з двох електродів та сепаратора скручується у вигляді 
рулону. 
Герметизація дискових та циліндричних джерел струму досягається 
завальцьовкою кришки в корпус при використанні прокладки з полімерного 
матеріалу. 
На основі масового співвідношення між типами хімічних джерел 
струму (табл. 3.1) слід припустити, що найбільше використовується група 
лужних, сольових та вуглецево-цинкових елементів (сумарно – близько 80 
%мас), які мають подібний склад і які можуть перероблюватися разом (табл. 
3.2). 
 
 
 
 
Таблиця 3.1 – Співвідношення різних хімічних джерел струму 
Тип елементу %мас [29] %мас [30] 
Сольові 21,49 — 
Вуглецево-цинкові — 18,62 
Лужні 63,42 59,96 
Літій-іонові 2,32 4,28 
Нікель-кадмієві — 9,19 
Нікель-метал-гідридні 0,61 5,23 
Свинцеві — 2,17 
Інші 12,16 0,55 
 
Таблиця 3.2 – Властивості цінних металів, які можуть бути отримані з 
відпрацьованих батарейок 
Властивості Mn Zn Fe 
Атомний радіус (пм) 135 138 126 
Температура плавлення (oC) 1244 419 1535 
Температура кипіння (oC) 2087 907 2800 
Густина (г/см3) 7.2 7.1 7.9 
Енергія іонізації (кДж/моль) 715 903 752 
Атомний номер 25 30 26 
Електрона конфігурація 4s23d5 4s23d10 4s23d6 
Твердість (за Моосом) 6.0 2.5 4.0 
 
3.2 Характеристика найбільш поширених джерел струму 
 
Лужні батарейки використовують порошкоподібний цинк як негативно 
заряджений електрод – анода;, діоксид Мангану з графіту (вуглецевим 
стержнем) як позитивно заряджений електрод – катод та гідроксиду калію в 
якості електроліту. Діоксид Мангану, отриманий електролітичним методом, 
частіше використовується в лужних батарейках через більш високий вміст 
Мангану, його підвищеної реакційної здатності та більшої чистоти. 
Електроліт  –  концентрований гідроксид калію з концентрацією 35-52 % 
забезпечує більшу електропровідність та понижене газоутворення. Порошок 
цинку використовується для анода з метою забезпечення великої площі 
поверхні для високої швидкості та більш однорідного розподілення твердої 
та рідкої фаз. Цинк повинен бути високої чистоти (99,85-99,00 %), який, в 
основному, отримується електролізом або дистиляцією. Елемент повністю 
закритий сталевим корпусом високої густини. Сепаратор, виготовлений з 
тканинного матеріалу, використовується всередині для розділення анода та 
катода від розчину електроліту. Для запобігання втрат електроліту з 
батарейки додають шар адгезивної пластмаси  та асфальтовий ізолятор. 
Деякі компоненти батарейок є органічними речовинами, такі як папір 
та вуглець, що незначно впливають на навколишнє середовище. Інші 
компоненти (сталь, пластмаса, Цинк, Манган та токсичні метали) 
розкладаються повільно і залишаються в оточуючому середовищі. 
Відпрацьовані лужні батарейки складається з двох частин. Анодна частина 
містить непрореагований металевий Цинк, розчин гідроксиду Калію, 
гелеутворюючі агенти та іонний Цинк, який накопичується в процесі 
розрядження батарейки. Катіонна частина складається з діоксиду Мангану, 
який є непрореагованим. 
У цинк-вуглецевих елементах використовується Цинк (анод), діоксид 
Мангану (катод) та хлорид амонію або хлорид цинку (електроліт), розчинені 
у воді. Вуглець (ацетиленова сажа) змішується з діоксидом Мангану для 
покращення електропровідності та збереження вологи. В таблиці 3.2 показані 
властивості цінних металів, які можуть бути отримати з відпрацьованих 
батарейок. 
Сольові марганцево-цинкові елементи. 
Активна маса позитивного електроду складається із суміші діоксиду 
Марганцю з лусковим графітом або ацетиленовою сажею та електролітом. Як 
анод використовується металевий Цинк, в якості електроліту – водний 
розчин хлориду амонію, хлориду цинку або їх суміш з деякими добавками. 
Лужні марганцево-цинкові елементи. 
Як анод в цих елементах використовується цинковий порошок. 
Електроліт – концентрований розчин гідроксиду калію з добавками оксиду 
цинку. 
Цинк-повітряні елементи. 
Як катод, на якому утворюється кисень повітря, знаходяться вугільні 
електроди, модифіковані каталізатором. Активним матеріалом анода є цинк. 
Електроліт – розчин гідроксиду калію або натрію. 
Внаслідок корозії та пасивації цинку, працездатність елемента 
знижується. Для запобігання цьому використовують цинк підвищеної 
чистоти з додаванням інгібіторів. 
У сольових елементах, корпус виготовлений з цинку, є негативним 
електродом. Позитивний електрод представляє собою брикет із спресованої 
активної маси, зволоженої електролітом, в центрі якої розміщений струмовідвід – 
вугільний стержень, оброблений сумішшю на основі парафіну для зменшення 
втрат води з електроліту. Зверху струмовідвід зажатий металевим ковпачком. 
Електроліт в сепараторі – загущений. В елементах є газова камера, в яку надходять 
гази при розрядженні та саморозрядженні. Зверху розміщується прокладка, яка 
ізолює активну масу позитивного електроду від цинкової склянки. Для зменшення 
вірогідності протікання, внаслідок корозії тонкостінної цинкової склянки, 
елементи розміщують у футлярі, картонному або полімерному, іноді додатково 
використовується футляр з білої жерсті. У даному випадку дно та верх елементу 
також закривають білою жерстю. 
У лужних елементах живлення Цинк розміщують у вигляді порошку а 
активну масу позитивного електроду відпресовують до внутрішньої стінки 
сталевого нікельованого корпусу, який слугує струмовідводом позитивного 
полюсу. Через густу активну масу та використання сталевого корпусу лужні 
елементи однакових розмірів важче сольових на 25-50 %. 
 
 
3.3 Хімізм зарядження/розрядження 
 
В цинк-вуглецевому сухому елементі окиснення Цинку здійснюється у 
відповідності з наступною реакцією: 
 
Zn(s) → Zn2+(aq) + 2 e-      (3.1) 
 
Відновлення Мангану відбувається наступним чином: 
2MnO2(s) + H2(g)→ Mn2O3(s) + H2O(l)    (3.2) 
 
Водень утворюється від NH4+ (aq): 
 
2NH +
4 (aq) + 2 e- → H2(g) + 2NH3(aq)    (3.3) 
 
У даній реакції Манган відновлюється від ступеня окиснення +4 до +3. 
Існують і інші можливі побічні реакції, але загальна реакція в елементі може 
бути представлена як: 
Zn(s) + 2MnO (s) + 2NH +
2 4 (aq) → Mn2O3(s) + Zn(NH ) 2+
3 2 (aq) + H2O(l) (3.4) 
Електрорушійна сила (ЕРС) батарейки складає 1,5 В. Приблизна 
природа ЕРС пов’язана зі складністю катодної реакції. Реакція анода 
відносна проста з відомим потенціалом. Побічні реакції та виснаження 
активних речовин призводять до підвищення внутрішнього опору батарейки, 
що призводять до зменшення ЕРС. 
За використанням хлориду Цинку забезпечується покращення роботи 
цинк-вуглецевого елемента (збільшення терміну та більш стабільної роботи). 
Дані елементи позначаються «Heavy Duty» для того, щоб відрізняти їх від 
цинк-вуглецевих елементів загального призначення. Замість суміші 
електроліту, який містить хлорид амонію, використовується паста хлориду 
Цинку. Таким чином, катодна реакція дещо відрізняється: 
 
MnO2(s) + H2O(l) + e- → MnO(OH)(s) + OH-(aq)   (3.5) 
як і загальна реакція: 
Zn(s)+2MnO2(s)+ZnCl2(aq)+2 H2O(l)→2MnO(OH)(s)+2Zn(OH)Cl(aq) (3.6) 
 
Сухий елемент (елемент Лекланше) складається з цинкового корпусу, 
заповненого вологою пастою, яка містить сульфат амонію. В центрі 
електролітної пасти розміщений вуглецевий стержень, покритий діоксидом 
Мангану, який є сильним окисником. Реакція у даному елементі представляє 
собою окисно-відновну реакцію: 
 
Zn(s)+2MnO2(s)+2NH4Cl(aq) → ZnCl2(aq)+Mn2O3(s)+2NH3(aq)+H2O(l) (3.7) 
 
Цинк окиснюється, тому він є анодом і утворює негативно заряджений 
елемент. Діоксид Мангану відновлюється, тому він є катодом, і утворює 
позитивно заряджений елемент. Напруга сухого елемента складає 1,5 В, а 
струм залежить від розміру. Протягом реакції концентрація хлориду амонію 
падає і разом з ним напруга. Це є одним з недоліків даного елементу. 
Лужний елемент працює за окисно-відновною реакцією, як і в елементі 
Лекланше, за винятком того, що в якості електроліту застосовується 
гідроксид Калію: 
Zn(s) + 2 MnO2(s) + H2O(l) →  Zn(OH)2(s) + Mn2O3(s)   (3.8) 
 
Відмінність лужного елементу від сухого полягає в тому, що електроліт 
не приймає участі в реакції. Це означає, що напруга лужного елементу 
залишається близько до 1,5 В до кінця, коли або Цинк, або діоксид Мангану 
повністю не прореагують. Ця перевага постійного потенціалу є основною 
причиною, чому лужний елемент майже повністю витіснив сухий елемент з 
використання. 
 
 
3.4 Кількісний склад сировини 
 
Дані про кількісний склад сировини  наведено в таблицях 3.3-3.10. 
 
Таблиця 3.3 – Кількісний склад марганцево-цннкових (сольових) та 
лужних батарейок 
Вміст в сольових Вміст в лужних елементах, 
Компонент 
елементах, % % 
Залізо та сталь 24,8 37 
Марганець 22,3 23 
Цинк 14,9 11 
Інші метали 1,8 1,6 
Електроліт 5,4 2 
Вуглець 3,7 2 
Папір 1,0 — 
Пластмаса 2,2 6 
Вода 10,1 6 
Інші неметали 13,8 11,4 
 
Таблиця 3.4 – Кількісний склад вуглецево-цинкових та цинк-
повітряних батарейок 
Вміст в вуглецево- Вміст в цинк-повітряних 
Компонент 
цинкових елементах, % елементах, % 
Залізо та сталь 16,8 42 
Марганець 15,0 – 
Цинк 19,4 35 
Інші метали 0,9 1 
Електроліт 6,0 4 
Вуглець 9,2 1 
Папір 0,7 – 
Пластмаса 4,0 4 
Вода 12,3 10 
Інші неметали 15,7 3 
 
 
Таблиця 3.5 – Кількісний склад ртуть-оксидних батарейок 
Компонент Вміст, % 
Залізо та сталь 37 
Ртуть 31 
Марганець 1 
Нікель 1 
Цинк 14 
Гідроксид калію 2 
Вуглець 1 
Пластмаса 3 
Вода 3 
Інші неметали 7 
 
Таблиця 3.6 – Кількісний склад літієвих та літій-марганцевих батарейок 
Компонент Вміст літієвих Вміст літій-марганцевих 
батарейок, % батарейок, % 
Залізо та сталь 60 50 
Літій 3 2 
Марганець 18 19 
Нікель 1 1 
Вуглець 2 2 
Пластмаса 3 7 
Інші неметали 13 19 
 
Таблиця 3.7 – Кількісний склад срібно-оксидних батарейок 
Компонент Вміст, % 
Срібло 31 
Залізо та сталь 42 
Ртуть 0,4 
Марганець 2 
Нікель 2 
Цинк 9 
Інші метали 4 
Луг 1 
Вуглець 0,5 
Пластмаса 2 
Вода 2 
Інші неметали 4,1 
 
Таблиця 3.8 – Кількісний склад свинцевих акумуляторів 
Компонент Вміст, % 
Свинець 65 
Інші метали 4 
Сірчана кислота 16 
Пластмаса 10 
Інші матеріали 5 
 
Таблиця 3.9 – Кількісний  склад  нікель-кадмієвих  та  нікель- 
металогідридних акумуляторів 
 
Вміст нікель- Вміст нікель-
Компонент кадмієвих металогідридних 
акумуляторів, % акумуляторів, % 
Кадмій 15 4 
Залізо та сталь 35 20 
Нікель 22 35 
Інші метали – 12 
Луги 2 4 
Пластмаса 10 9 
Вода 5 8 
Інші неметали 11 8 
 
Таблиця 3.10 – Кількісний склад літій-іонових акумуляторів 
Компонент Вміст, % 
Залізо та сталь 22 
Алюміній 5 
Кобальт 18 
Літій 3 
Інші метали 11 
Вуглець 13 
Інші неметали 28 
 
3.5 Характеристика допоміжних речовин 
Характеристика речовин, які використовують в технологіях випуску 
елементів живлення наведено в таблиці 3.11. 
 
Таблиця 3.11 – Характеристика допоміжних речовин 
№ Найменування Стандарти Показники, обов'язкові до Регламен-
сировини, або контролю товані  
напівпродуктів, технічні показник
матеріалів умови и 
1 2 3 4 5 
1 Калій гідроксид ГОСТ Масова частка гідроксиду  
чистий 24363-80 калію (КOH), %, не менше 84,5 
  
Масова частка карбонату  
калію (К2CO3), %, не більше 1,5 
   
Масова частка хлоридів     
(Cl-), %, не більше 0,008 
   Масова частка сульфатів  
(SO 2-
4 ), %, не більше 0,003 
  
Масова частка силікатної 
0,005 
кислоти (SiO2), %, не більше 
 
 
Масова частка фосфатів  
(P2O5), %, не більше  0,001 
  
Масова частка загального 0,001 
азоту, %  
 
Масова частка важких  
металів, %, не більше 0,001 
  
Масова частка заліза (Fe), %,  
не більше 0,001 
  
Масова частка алюмінію  
(Al), %, не більше 0,001 
  
Масова частка кальцію (Ca),  
% не більше  0,001 
  
Масова частка моногідрату 92,5 
(H2SO4), %, не менше  
 
2 Сульфатна ГОСТ Масова частка заліза (Fe), %,  
не більше 0,02 
кислота 2184-2013   
Масова частка залишку 
технічна  
після прокалювання, %, не 
0,05 
більше 
 
 
Колір, см3 розчину  
порівняння, не більше 6 
 
 Дослідження проводилися на лабораторній установці, що надана на 
рисунку 3.1  
 
 
 
 
1– Термоста; 2 – Термометр; 3 – Мешалка; 4 – Штатив; 5 – Ємність.  
 
Рисунок 3.1 –Лабораторна установка 
4 МЕТОДИКА ПЕРЕРОБКИ ШЛАМУ ВІДПРАЦЬОВАНИХ 
ЕЛЕМЕНТІВ ЖИВЛЕННЯ 
 
Принципова схема переробки шламу зображена на рисунку 4.1. 
 
 
Сортування 
 
 
 Подрібнення 
 
 
 Фільтрація 
 
 
 Вилуговування 
 
 
Рисунок 4.1 – Принципова схема переробки шламу 
 
 
4.1 Подрібнення 
Метод попередньої обробки полягає у зменшенні розміру часток та 
отримання однорідного порошку для підвищення ефективності 
вилуговування. На стадії попередньої обробки: сортування від інших типів 
батарейок, ручне, механічне або кріогенне розбирання для видалення 
металевого лому , пластмаси та паперу, подрібнення молотковою дробаркою, 
щоковою дробаркою або шліфуванням шляхом шарового фрезерування та 
провіювання крізь сита з розмірами отворів в межах 0,1-1 мм. 
 
 
4.2 Нейтральне вилуговування водою 
 
Перед відновлюваним кислотним вилуговуванням використовується 
нейтральне вилуговування, мета якого полягає у видалення електролітів KOH 
та NH4Cl. Оскільки ZnO, Mn2O3 Mn3O4 – нерозчинні у воді, на них не впливає 
промивання водою. Використовують дистильовану або деіонізовану воду за 
сталої швидкості перемішування (200 об/хв) за кімнатної температури або       
60 °С протягом 60 хв. Час контакту – від 1 до 3 раз. Співвідношення тверда 
речовина/рідина змінювалося на 1/1,1/2, 1/5, 1/10, 1/20 г/мл.  
При нейтральному вилуговуванні втрата ваги складала від 5,8 до 15 %. 
Після промивання водою значення pH було в межах 9,7 та 11. 
В нейтральному вилуговуванні видалення калію складало від 83 до 96 
%, а видалення хлору складало від 96 до 98 %.  
KOH, отриманий з нейтрального вилуговування, може 
використовуватися як осаджувач на стадії селективного осадження.  
У відновлювальному кислотному вилуговуванні використовували 
H2SO4 та HCl. Використання H2SO4 є найбільш поширеною практикою. 
 
4.3 Характеристика порошку 
 
XRF – аналіз порошків, використаних у попередніх дослідженнях, 
показав, що для лужних та цинкових сумішей вміст Mn змінювався з 28 до 38 
%. Вміст Zn змінювався з 10 до 16 %. Загальний вміст цінних металів 
змінювався з 41 до 50 %.  
Для лужних батарейок вміст Mn змінювався з 24 до 45 %. Вміст Zn 
змінювався з 15 до 25 %. Загальний вміст цінних металів зростав з 39 до 69 
%. 
Для цинк-вуглецевих батарейок вміст Mn змінився з 18 до 34 %. Вміст 
Zn змінився з 15 до 16 %. Загальний вміст цінних металів зростав з 33 до 49 
%. 
Нейтральне вилуговування підвищило вміст цінних металів між 3,7 та 
11,6 %.  
Попередні дослідження XRF-аналізу показали, що недоочищений 
порошок з батарейок містив Mn2O3, Mn3O4, MnO2, Ca4Mn2O7, ZnO, KOH, 
KO2, графіт та промитий порошок з батарейок, який містив Mn2O3, Mn3O4, 
MnO2, ZnO та графіт. 
 
4.4 Вилуговування кислотою 
 
Кислотне вилуговування може бути досягнуто трьома різними 
методами. 
На стадії селективного кислотного вилуговування екстракція Zn стає 
максимальною при мінімальній екстракції Mn з використання розбавлених 
розчинів H2SO4, розділення Zn та Mn повинно здійснюватися поетапно. 
У загальній стадії відновлювального кислотного вилуговування та 
одночасній екстракції Zn та Mn ступінь вилучення стає максимальною в 
концентрованих кислотах разом з додавання відновника. 
При протитоковому двостадійному вилуговуванні екстрагують Zn без 
відновника, а потім Mn екстрагують у присутності відновника. Більш 
концентровані кислотні розчини, високі температури та високі 
співвідношення між твердою речовиною і розчином не є економічно 
доцільними. 
 
4.5 Відновлювальне кислотне вилуговування 
 
Повне розчинення Zn та MnO2 може бути досягнуто шляхом 
кислотного відновлювального вилуговування з використанням різних кислот 
та відновників. Сульфати Мангану та сульфати Цинку отримують за 
допомогою відновників. У перспективі у відновлювальному кислотному 
вилуговуванні MnO2 є використання органічних відновників вуглеводнів, 
таких як тирса (C6H10O5)n, глюкоза (C6H12O6), сахароза (C6H22O11), гліцерин, 
лактоза (C6H22O11), щавлева кислота (C2H2O4), лимонна кислота (C6H8O7), 
винна кислота, мурашина кислота, аскорбінова кислота (C6H6O6), перекис 
водню, оксид сульфуру (IV). Вуглеводні відновники вважаються економічно 
ефективними та безпечними. 
ZnO у H2SO4 легко розчинний, а Mn2O3 і Mn3O4 частково розчинні. 
MnO є нерозчинним, відновлюючим агентом, що є необхідним для 
вилуговування всього Mn, що міститься в порошку. Відновник не повинен 
впливати на Zn, але впливає на MnO2. Відновник зменшує оксиди Mn (IV) та 
Mn (III) до кислого розчинного Mn (II). 
В таблиці 4.1 наведено реакції розчинення компонентів батарейок з 
відновниками та без них. 
Можуть бути повністю розчинені кислотними середовищами H2SO4 та 
HCl у співвідношенні з рівняннями. Через утворення MnO2 розчинення 
Mn2O3 і Mn3O4 є частковим у співвідношенні з рівняннями. Таким чином, для 
підвищення ефективності вилуговування відновниками є: глюкоза, лактоза, 
перекис водню, щавлева кислота, лимонна кислота та аскорбінова кислота, 
Розведені кислоти за більш низької концентрації здатні розчиняти ZnO та 
MnO з підвищенням температури та часу вилуговування. 
У попередніх дослідженнях на відновлювальне кислотне 
вилуговування час змінювався від 1 до 5 годин. Процес проводився близько 3 
год. Дослідження на вилуговування проводили при постійному 
перемішуванні у водяній бані за температури, що контролювалася. 
Температура вилуговування була змінена з 20 до 90°C, а для проведення 
досліджень складала 60 °C. Швидкість перемішування складала 200 об/хв. 
При вилуговуванні за допомогою кислоти молярність змінювалася від 
0,5 до 4 M H2SO4, а кислотне співвідношення змінювалося від 0,5 до 1,6 від 
стехіометричного.  
 
 
 
Таблиця 4.1 – Реакції розчинення компонентів батарейок з кислотами з 
відновниками або без них. 
Повне розчинення H2SO4 Повне розчинення HCl 
Zn +  H2SO4 → ZnSO4 + H2                                           Z    n      +        2   H     C    l    →    ZnCl2 + H2                                                                           
ZnO + H2SO4 → ZnSO4 + H2O                       Z   n  O   +    2  H   C  l  →  ZnCl2 + H2O                                                
MnO + H2SO4 → MnSO4 + H2O                     M    n O    +    2  H   C  l → MnCl2 + H2O                                              
Часткове розчинення H2SO4 Часткове розчинення HCl 
Mn2O3+H2SO4 →MnO2+MnSO4 +H2O      Mn2O3+2HCl →MnO2+MnCl2+H2O 
Mn3O4+2H2SO4→MnO2+2MnSO4+2H2O Mn3O4+4HCl→MnO2+2MnCl2+2H2
O 
Розчинення з відновниками Розчинення з відновниками 
12MnO2+C6H O +24H+→6CO 2+
12 6 2+12Mn +18H2 MnO2 + 4HCl → Mn2+ + 2Cl2(g)↑ + 2H2O 
O MnO2+H2O2+2HCl→MnCl2+2H2O+ 
MnO2 +H2SO4 +H2O2 → MnSO4 + 2H2O + O2 O2(g)↑ 
MnO2+H2SO4+C2H2O4→ MnSO4 + 2H2O + 2CO2 MnO2+HCl+C2H2O4→MnCl2+2H2O+2CO2 
10MnO2+10H2SO4+C6H8O6→10MnSO4+14H2O+6CO 10MnO2 
2 +20HCl+C6H8O6→10MnCl2+14H2O+6CO2 
9MnO2+9H2SO4+C6H8O7→9MnSO4+13H2O+6C 9MnO2+9HCl+C6H8O7→9MnCl2+13H2O+
O2 6CO2                                                                                  
Mn3O4(s)+3H2SO4(aq)+H2O2→3MnSO4(aq)+4H2O(l)
+O2(g) 
 
При вилуговуванні кислотна молярність складала 2 M HCl, а кислотне 
співвідношення змінювалося від 1 до 1,6 від стехіометричного. Додавання 
відновників складала від  стехіометричного: глюкоза (0-4 від); лактоза (2,5-7 
г/л); перекис водню (0-4 %об); щавлева кислота  (0,5-1,5); лимонна кислота  
(0,7-1,3); аскорбінова кислота (1-1,3).  
У таблиці 4.2 представлено результати попередніх досліджень за 
оптимальних умов та оптимальних виходів екстракції для Zn та Mn шляхом 
кислотного вилуговування у присутності або відсутності відновника. Без 
відновника значення виходу Zn змінився від 71 до 100 %, а Mn змінився від 5 до 40 
%. Найбільший вихід Mn спостерігався при концентраціях розведеної кислоти 
(0,13 M H2SO4). За концентрації (1,1-2 M H2SO4) повний вихід Zn, а вихід Mn 
складав 30-40 % при тривалості процесу 2-4 год, при температурі вилуговування 
50 °C та співвідношенні твердої фази до рідкої 1/60. За високої концентрації H2SO4 
досягалося практично повний вихід Zn, але дуже низький вихід Mn.  
За використання лактози, як відновника, досягався практично повний 
вихід Zn, та 98 % Mn за співвідношення часу 3 год, 90 °C та співвідношенні 
твердої фази до рідкої 1/10. Використовуючи 0,56 M H2SO4 та 2 % H2O2 при 
температурі 55 °C та співвідношенні твердої фази до рідкої 1/30 вихід Zn та 
Mn – практично повний. За використання щавлевої кислоти. як відновника, 
кількість H2SO4 змінювалася від 0,5 до 2,7, з концентрацією щавлевої 
кислоти від 31 до 67 г/л та співвідношенні твердої фази до рідкої в межах 1/5 
та 1/10 вихід Zn був практично повним, а ступінь вилучення Mn – змінювався 
в межах  від 64 до 98 %. Використання лимонної кислоти, як відновника, 
давало вихід Mn  від 71 до 89 % при повному виході Zn. Використання 
аскорбінової кислоти, як відновника, давала вихід в межах  від 67 до 97 % Mn 
при повному вилученні Zn. 
 
Таблиця 4.2 – Оптимальні умови кислотного вилуговування зі 
значенням виходу цінних компонентів 
  Час (год)/  Темп.(oC)/  
Кислота Відновник Тв. ф/ рід ф. (маса/об.) Вихід (%) 
(г/мл) (%) 
1 2 3 4 
1.5M H SO  — 3 год, 80o
2 4 C, 1/10,  Zn: 98.9%, 
300 об/хв Mn: 19.3% 
1.1M H2SO4 — 3 год, 80oC, 1/5 Zn: 99%,  
 (20%) Mn: 21.3% 
0.7%об/0.13MH2SO4 — 2 год, 50oC, 1/60 Zn: 100%, 
 Mn: 30% 
0.7 %об / 0.13M H2SO4 — 4 год, 50oC, 1/60 Zn: 100%,  
Zn: 40% 
Для Zn, H o
2SO4,  0.2 — 70 C, 1/10 Zn: 99.3%, 
%об Mn: 4.5% 
2M  H2SO4 — 2 год, 50oC, 1/5 Zn: 86.6%, 
Mn: 6.7% 
2M HCl — 2 год, 50oC, 1/7 Zn: 71.1%, 
Mn: 5.3% 
2M H2SO4 9 г/л лактоза 3 год, 90oC, 1/10 Zn: 100%, 
Mn: 98% 
3 %об / 0.56M H2SO4 2 (%об) H2O2 55oC, 1/30  Zn: 100.6%, 
Mn: 99.2% 
  
 Продовження таблиці 4.2 
1 2 3 4 
1.4M H2SO4 0.96M H2O2 5 год, 25oC, 1/10  Zn: 84.5%, 
(10%)  Mn: 94.1% 
0.5M H2SO4 1 мл H o
2O2 30%об 3 год, 25 C, 1/8.4,  Zn: 86%,  
800 об/хв Mn: 81% 
2M H2SO4 0.39 M H2O2 1 год, 60oC. 1/10 Zn: 98%,  
Mn: 97% 
2M HCl 3%мас H2O2 1 год, 50oC Zn+Mn > 77% 
2M H2SO4 66.8 г/л щавлева 5 год, 80oC, 1/10 Mn: 96.5% 
кисл.  (10%)  
1.8M H2SO4 59.4 г/л щавлева 5 год, 80oC, 1/5  Zn: 100%,  
кисл. (20%) Mn: 70% 
2.7M H2SO4 59.4 г/л щавлева 5 год, 80oC, 1/5 Zn: 97.2%, 
кисл.  (20%) Mn: 72.8% 
0.543 M H2SO4 30.6 г/л щавлева 105 хв, 85 oC, 1/20 Mn: 98.4% 
кисл. 
1.8M H2SO4 59.4 г/л щавлева 5 год, 80oC, 1/5  Zn: 45.08 ,  
кисл. (20%) Mn: 55 (g/L) 
+30% H2SO4 30% щавлева 3 год, 45oC, 1/10,  Zn: 101%,  
кисл. 200 об/хв Mn: 64% 
+30% HCl 30% щавлева 3 год, 45oC, 1/10,  Zn: 91.9%, 
кисл. 200 об/хв Mn: 64.3% 
+60% H2SO4 аскорбінова 3 год, 45oC, 1/10,  Zn: 100.3%, 
кисл. стехіом. 200 об/хв Mn: 71.4% 
+60% H2SO4 аскорбінова 3 год, 45oC, 1/10,  Zn: 101.1%, 
кисл. стехіом. 200 об/хв Mn: 89.4% 
HCl стехіом. аскорбінова 3 год, 45oC, 1/10,  Zn: 103.4%, 
кисл. стехіом. 200 об/хв Mn: 75.2% 
+30% H2SO4 30% 3 год, 45oC, 1/10,  Zn: 99.8%, 
аскорбінова 200 об/хв Mn: 66.5% 
кисл. 
H2SO4 стехіом. аскорбінова 3 год, 90oC,1/6.7,  200 Zn: 128.8%, 
кисл. стехіом. об/хв Mn: 97% 
+30% HCl 30% 3 год, 45oC, 1/10, 200 Zn: 88.1%, 
аскорбінова об/хв Mn: 70.8% 
кисл. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
5 ОПИС ТЕХНОЛОГІЧНОЇ СХЕМИ 
 
Принципова схема переробки відпрацьованих батарейок представлена 
на рис 5.1. 
 
Метою подрібнення є зменшення розміру часток, отримання 
однорідного порошку для підвищення ефективності вилуговування та 
видалення залізної або сталевої тирси; папір та пластмаса відділяються на 
ситах. Первинне подрібнення здійснювалося у молоткових дробарках. 
Вторинне подрібнення здійснювалося у шарових млинах 1,2,  (або 
молоткових та щокових дробарках) до порошку. Для розділення фракцій 
застосовувалися сита 3 з отворами 2 мм. Оптимальна крупність часток після 
подрібнення складає 0,1-1,0 мм. Магнітною сепарацією 4 видалялися залізна 
або сталева тирса (подрібнені залізні конструктивні елементи). Папір та 
пластмаси відводилися в ємність  15. Нейтральне вилуговування відбувалось 
в ректорі 5 при постійній швидкості перемішування (200 об/хв) за 
температури близько 50 °C протягом 5-60 хв.; електроліт з реактора 5 
надходив до реактора 6. Дистильована вода подавалася з баку 10 та 
відводилася у бак 11. Далі проводилося розділення металів кислотно-лужним 
вилуговуванням 60 % розчином сульфатної кислоти у реакторі 6 в кількості, 
щоб співвідношення між масовою часткою осаду до масовою часткою 
розчину складала 1/10. Швидкість обертів – 200 об/хв, температура – 80 °C. 
При цьому відбувалося розчинення металів та видалення нерозчинного 
залишку (вуглецю). Кислота надходила з ємності 12; розчин відводився в 
реактор-нейтралізатор 7; графіт збирався в об’ємі 16. 
Процес нейтралізації проводився 70 % розчином гідроксиду калію до 
забезпечення значення pH = 8 при 200 об/хв та температурі 50 °C. Протягом 
нейтралізації (доведення до значення pH = 8) відбувається осадження солей 
металів, крім цинкових та манганових. Розчин зі сполуками Цинку  
відводився у ємність 17; в ємність 18 надходили розчини зі сполуками 
марганцю; в ємність 19 надходили розчини зі сполуками інших металів. 
Після першого осадження значення pH доводять до 9, протягом чого 
осаджуються цинквмісні сполуки, а потім доводять до 11, протягом якого 
осаджуються марганцевмісні сполуки. 
1 
10 
8 
11  
13 
3 15 12 5 
9 
2 
4 6 7 
16 
14 17 18 19 
 
 
 
1-2 – шарові млини; 3 - сита; 4 – магнітний сепаратор; 5-6 – реактори; 
7 – реактор-нейтралізатор; 8-9 – мішалки; 10 – ємність для дистильованої 
води; 11 – ємність для розчину електроліту; 12 – ємність для кислоти; 
13 – ємність для лугу; 14 – бак із залізною та сталевою тирсою; 15 – бак з 
папером та пластмасами; 16 – бак з графітом; 17 – бак з сполуками цинку; 
18 – бак з сполуками марганцю; 19 – бак з сполуками інших металів. 
 
Рисунок 5.1 – Принципова схема переробки батарейок 
 
 
 
6 ПЕРЕРОБКА БАТАРЕЙОК В ІНШИХ КРАЇНАХ 
 
У Європі та Америці з використаних батарейок вилучають марганець і 
цинк для виробництва цінного добрива для сільськогосподарських рослин. 
У США використовують технологію RMC. Вона дозволяє розділити 
100% компонентів лужних батарейок. Отримані продукти продаються. 
Приблизно 25% таких батарейок – це сталь і нікель, які використовуються 
для створення нових металів. Папір і пластик (8% -14%) йде на заводи з 
вироблення електрики зі сміття. В батарейках містяться такі елементи, як 
цинк, магній і калій – саме ці елементи використовують в створенні преміум 
добрива, наприклад, для кукурудзи. 
У Фінлядії компанії AkkuSer і Rec Alkaline, що займаються переробкою 
небезпечних відходів, мають свою технологію – Trace Mix. Вона дозволяє 
добувати з батарейок 4 основні елементи: марганець, цинк, калій і сірку. 
Після переробки виходить добриво.  
У Німеччині також зацікавилися такою технологією і вже тестують 
отримані поживні речовини на різних сільськогосподарських культурах. 
Втім, використані батарейки мають недостатню цінність для покриття 
витрат на їх збір і переробку. В ЄС деякі витрати на переробку покриваються 
спеціальним податком, який стягується з заводу виробника, відповідно до 
Директиви по відпрацьованих акумуляторах і батарейках (Accumulators and 
Waste Batteries Directive). Європейський Союз взагалі планував переробляти 
45% батарейок до 2018 року, але багато країн не вийшли на цю цифру. Поки 
ніхто так і не придумав спосіб зробити таку переробку прибутковою.  
У світі все більше вживаних батарей та акумуляторів, і не лише через 
електромобілі й електровелосипеди. Утім, тільки близько половини з них 
переробляється, тож потрібні значні інвестиції в потужності з утилізації. 
  Наприклад, в німецькому місті Бремергафен компанія Redux 
спеціалізується на переробці вживаних батарейок та акумуляторів від 
різноманітних електроприладів. Щорічно на її потужностях утилізовують 10 
тисяч тонн використаних елементів живлення. 
Використані батарейки від електроприладів є основним бізнесом 
компанії Мартін Райхштайн (Martin Reichstein). Батарейки складають  десь 
90% сировини, що надходить на переробку. Цікаво, що ще й досі  80 
відсотків батарейок – це  старі лужно-марганцеві батарейки. 
Разом ц цим на сьогодні половина одноразових батарейок абсолютно 
різних типів опиняються на смітниках, посилено забруднюючі навколишнє 
природне середовище та негативно впливаючи  на стан здоров’я населення. 
Не дивлячись на те, що елементи живлення містять цінні метали: кобальт, 
нікель, мідь і літій їх утилізація не завжди є економічно вигідною. На 
рисунку 1.1 наведено потужності  підприємства з переробки батарейок та 
акумуляторів  компанії REDUX Recycling/Saubermacher. Прибуток від 
вторинної сировини, як правило, не покриває пов'язаних з нею витрат. 
 
 
 Рисунок 6.1 –  Потужності з переробки батарейок та акумуляторів 
компанії REDUX Recycling/Saubermacher. 
На замовлення ЄС Дармштадтським екологічним інститутом було 
проведено дослідження щодо визначення відсотку батарейок, що збираються 
у Німеччині. Дослідження підтвердили, що  у 2019 році батарейок від 
електроприладів було зібрано 52,22 відсотка. Тобто майже половина 
використаних батарейок опиняється на смітнику. А це означає що є ще на 
чим працювати усім країнам Європейского союзу. 
 Нині переглядається Європейська директива щодо поводження з 
батарейками від 2006 року. Єврокомісія уже направила відповідний проєкт у 
Європарламент, який передбачає довести до 2030 року ступінь переробки 
матеріалів, що знаходяться у одноразових лужно-марганцевих і перезарядних 
нікель-метал-гідридних батареях, до 95%. 
У світі успішно проводяться наукові дослідження і вже розроблено 
багато нових технологій щодо утилізації саме літієвих батарейок й  саме тому  
Єврокомісія запропонувала коефіцієнт утилізації на рівні 25 відсотків на 
2025 рік і 70 відсотків на 2030 рік». Але на думку експертів, що знаються на 
цих питаннях це питання зрушиться з міста лише при умові коли покупець 
нових батарейок буде в обмін здавати використані елементи живлення. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
8 ЕКОНОМІЧНІ РОЗРАХУНКИ 
 
Низький рівень використання відходів призводить до накопичення їх у 
навколишньому природному середовищі і спричиняє його забруднення. 
Підвищення рівня використання відходів є об’єктивною необхідністю, 
обов’язковою умовою екологічної безпеки підприємства.  
Сумарна кількість цинку та марганцю в сировині відповідає вмісту цих 
компонентів у рудах. Вилучення з сировини даних компонентів є важливою 
задачею внаслідок зменшення кількості небезпечних відходів (відпрацьовані 
хімічні джерела струму належать до III класу небезпеки)  та отримання 
цінних компонентів: цинку, значні поклади якого відсутні на території 
України та марганцю. Основною областю використання отриманих 
компонентів, – виробництво нових хімічних джерел струму. 
Для вирішення цих завдань було обрано відпрацьовані первинні хімічні 
джерела струму – батарейки, найбільш поширеними типами яких є сольові, 
лужні та вуглецево-цинкові. 
Для розрахунків було обрано показники для роботи з переробки 
батарейок невеликого промислового  виробництва, аби ближче наблизитися 
до реальних витрат та реальних показників виробництва. 
 
8.1 Розрахунок вартості основних фондів 
До вартості основних фондів відносять вартість будівель і споруд та 
вартість обладнання.  
Розрахунок вартості обладнання наведено в таблиці 8.1. 
Розрахунок будівель та споруд наведено в таблиці  8.2. 
 
 
 
 
 
Таблиця 8.1 – Розрахунок вартості обладнання 
  Ціна за   Вартість з   
Найменування Кіл од., Сума, Монтаж монта- Норма Сума 
грн. грн (12% від жем, аморт., аморти-
ціни) грн. % зації, грн. 
1 2 3 4 5 6 7 8 
Шаровий 2 45000 90000 10800 100800 15 115920 
млин 
Грохот 1 57000 57000 6840 63840 15 73416 
Магнітний 1 32000 32000 3840 35840 15 41216 
сепаратор 
Реактор 3 50000 150000 18000 168000 15 193200 
Ємність 4 10000 40000 4800 44800 15 51520 
Баки 6 12000 72000 8640 80640 15 92736 
Всього – – 441000 52920 493920 – 568008 
 
Таблиця 8.2 – Розрахунок вартості будівель та споруд 
  Норма Сума 
Найменування Вартість, грн. амортизації, % амортизації, 
грн. 
1 2 3 4 
Будівлі:    
Приміщення цеху 5835000 5 6126750 
Споруди:    
Склад зберігання 458000 5 480900 
реагентів 
Всього 6293000 – 6607650 
 
8.2 Штати і фонд заробітної плати персоналу 
 
8.2.1 Баланс часу роботи 
  
Баланс робочого часу визначає кількість днів, які повинен 
відпрацювати один середньосписочний робітник за рік в залежності від 
прийнятого режиму роботи циклу і тривалості робочої зміни. 
Для безперервного виробництва з 8-годинною робочою зміною баланс 
робочого часу одного робітника в днях за рік складає: 
1 Календарний фонд – 365 днів. 
2 Вихідні дні – 91 день. 
3 Дійсний фонд часу роботи – 274 дні. 
4 Неявка на роботу: 
 а) відпустка – 24 дні; 
 б) хвороба (сер.) – 7 днів; 
 в) виконання держобов’язків – 1 день. 
 Разом невиходів - 32 дні. 
Ефективний фонд робочого часу одного робітника – 242 дні. 
 
8.2.2 Розрахунок фонду зарплати робітників 
 
Розрахунки фонду заробітної плати робітників проводяться на основі 
діючих тарифних умов, чисельності основних і допоміжних робітників та 
фонду робочого часу. 
Розрахунки чисельності робітників та фонду їх зарплати приведені в 
таблиці 8.3. 
 
Таблиця 8.3 – Розрахунок чисельності робітників та фонду їх зарплати 
  Розрахунок фонду заробітної праці 
Посада Чисе- Посадовий Тарифний Доплата за Річний 
льніс оклад за фонд зарплати, шкідливі умови фонд 
ть місяць, грн грн. праці, грн/рік зарплати, 
грн. 
1 2 3 4 5  
Апаратник 3 20 000 60 000 60 000 780 000 
Лаборант 2 10 000 20 000 20 000  260 000 
Всього  – 80 000 80 000 1040 000 
 
8.3 Кошторис витрат 
Розрахунок вартості електроенергії, води та допоміжних матеріалів 
приведені в таблиці 8.4, річні витрати на утримання цеху наведені в таблиці 
8.5, річні витрати на утримання та експлуатацію обладнання наведені в 
таблиці 8.6. 
 
8.3.1 Річна потреба в допоміжних матеріалах та електроенергії 
 
Таблиця 8.4 – Розрахунок вартості електроенергії, води та допоміжних 
матеріалів 
 Од. Ціна за Загальні Вартість річних 
Найменування виміру одиницю, витрати на 1 т витрат, грн. 
грн. 
Електроенергія: КВт 2,57857 959,4 2473,89 
Водопостачання та м3 7,16 0,5696 4,08 
водовідведення м3 6,06 0,4792 2,91 
Допоміжні матеріали:     
Сульфатна кислота (техн.) кг 8,00 308,91 2471,28 
Гідроксид калію (техн.) кг 33 77,95 2572,35 
Разом: – – – 7524,51 
 
8.3.2 Кошторис витрат виробництва 
 
Таблиця 8.5 – Витрати на утримання цеху 
№ Статті витрат Сума, грн. Примітки 
1 Зарплата цехового персоналу по 1040 000 з таблиці 6.3 
обслуговуванню технологічного процесу 
2 Відрахування на соціальне страхування  228 000 22 % від фонду 
зарплати 
3 Утримання виробничих будівель і споруд 314650 5 % від їх 
вартості 
4 Витрати на охорону праці (шкідливі умови)  104 000 10% від фонду 
зарплати 
5 Амортизація виробничих будівель і споруд 314650 5 % від їх 
вартості 
Разом витрат 2001 300  
 
8.3.3 Кошторис витрат на утримання та експлуатацію обладнання 
 
 
Таблиця 8.6 – Витрати по утриманню та експлуатації обладнання 
№ Статті витрати Сума, грн Примітки 
1 2 3 4 
1 Утримання і витрати на   
експлуатацію виробничого   
обладнання:   
а)зарплата робітників по нагляду 76731,6 з таблиці 6.3 
та обслуговуванню обладнання;   
б)відрахування на соціальне 16880,96 22 % від ФЗП 
страхування;   
в)відрахування в центр зайнятості 7673,16 1 % від ФЗП 
г)допоміжні матеріали 61385,44 80 % від ст. 1 
 Разом по статті 1 162671,16  
2 Амортизація виробничого 74088 15 % від їх 
обладнання вартості 
 Разом по статтях 1-2 236759,16  
3 Зношування інвентарю, 7102,78 3 % за статтями 
інструментів та інші витрати 1 – 2 
 Разом по кошторису 243861,94  
 
 
8.4 Калькуляція собівартості 
 
Річний обсяг переробки сировини складає 600 т. Собівартість 
переробки перерахована на 1т сировини та наведена в таблиці 8.7. 
 
 
 
 
 
Таблиця 8.7 – Собівартість переробки 1 т сировини 
№ Статті калькуляції Од. Витрати на на 1 т 
п/п виміру Кількість Сума, грн. 
1 2 3 4 5 
1 Матеріали:    
Сульфатна кислота кг 308,91 2471,28 
Гідроксид калію кг 77,95 2572,35 
2 Вода та електроенергія на    
технологічні потреби:    
а)електроенергія; кВт 959,4 2473,89 
б)вода на побутові цілі м3 1,0488 6,99 
 Разом енергетичних витрат –  2480,88 
3 Витрати на утримання – – 1177,06 
виробництва 
4 Витрати на утримання та – – 406,16 
експлуатацію обладнання  
 Разом собівартість –  9107,73 
5 Загальновиробничі витрати – – 136,62 
(1,5 % від цехової собівартості) 
 Разом виробнича собівартість –  9244,35 
6 Позавиробничі витрати (0,5 % – – 46,23 
від виробничої собівартості) 
 Повна собівартість   9290,58 
 
 
 
 
 
ВИСНОВКИ 
 
Метою даної роботи було розробка технологічної схеми переробки 
відпрацьованих хімічних джерел струму – батарейок. 
Було обрано групу сольових, лужних та вуглецево-цинкових батарейок 
через найбільшу розповсюдженість серед інших хімічних джерел струму 
(батарейок та акумуляторів) та подібний хімічний склад. 
Була спроектована технологічна схема для процесу переробки 
батарейок. В основі переробки механічної частини процесу переробки – 
процеси подрібнення, сепарації, в основі хімічної частини процесу переробки 
– процес гідрометалургії. 
Для досліджень було обрано сульфатну кислоту, в якості лугу – 
гідроксид калію. 
Проведено розрахунки опалення приміщення та розроблено правила 
безпеки в надзвичайних ситуаціях. 
Були розрахована собівартість переробки 1 т батарейок. 
Пропонується використання даної технології для створення замкнутого 
циклу виробництва хімічних джерел струму.