Este trabalho relata um estudo de sulfatação, em escala laboratorial, com objetivo de propor um tratamento para a recuperação seletiva de determinados metais presentes em lodos galvânicos (LG). Os metais de interesse são cobre, zinco e níquel e o agente promotor da sulfatação é a pirita, obtida de rejeitos de carvão mineral. A particularidade deste tratamento é o emprego simultâneo de dois resíduos perigosos como matériasprimas. Estes resíduos são gerados em grande quantidade em sítios de extração de carvão (rejeito piritoso) e empresas galvânicas (lodo galvânico). Os resíduos foram caracterizados por fluorescência de raios X (XRF), distribuição granulométrica e percentual de umidade. A caracterização química apresentou lodos com alta concentração de cobre, maior do que 14% (base seca). Na etapa de sulfatação, o lodo galvânico foi misturado com o rejeito piritoso e os parâmetros avaliados foram: razão lodo galvânico/rejeito piritoso, temperatura de sulfatação e tempo de patamar. Depois da sulfatação, o produto da reação foi lixiviado com água, em temperatura ambiente, por 15 min. Nesta etapa hidrometalúrgica, os parâmetros variáveis foram tempo de lixiviação e concentração de sólidos na polpa.As condições que melhor refletem o compromisso de recuperar os metais de interesse e a viabilidade econômica do processo foram alcançados com a razão 1:0,4 lodo galvânico/rejeito piritoso, 90 min de patamar e 550ºC de temperatura de sulfatação, para a etapa pirometalúrgica e 15 min de lixiviação e 14g.L-1 de sólidos em polpa como condições hidrometalúrgicas. Estas condições propiciaram a recuperação de 60% de zinco, 49% de níquel e 50% de cobre.

Este trabalho relata um estudo de sulfatação, em escala laboratorial, com objetivo de propor um tratamento para a recuperação seletiva de determinados metais presentes em lodos galvânicos (LG). Os metais de interesse são cobre, zinco e níquel e o agente promotor da sulfatação é a pirita, obtida de rejeitos de carvão mineral. A particularidade deste tratamento é o emprego simultâneo de dois resíduos perigosos como matériasprimas. Estes resíduos são gerados em grande quantidade em sítios de extração de carvão (rejeito piritoso) e empresas galvânicas (lodo galvânico). Os resíduos foram caracterizados por fluorescência de raios X (XRF), distribuição granulométrica e percentual de umidade. A caracterização química apresentou lodos com alta concentração de cobre, maior do que 14% (base seca). Na etapa de sulfatação, o lodo galvânico foi misturado com o rejeito piritoso e os parâmetros avaliados foram: razão lodo galvânico/rejeito piritoso, temperatura de sulfatação e tempo de patamar. Depois da sulfatação, o produto da reação foi lixiviado com água, em temperatura ambiente, por 15 min. Nesta etapa hidrometalúrgica, os parâmetros variáveis foram tempo de lixiviação e concentração de sólidos na polpa.As condições que melhor refletem o compromisso de recuperar os metais de interesse e a viabilidade econômica do processo foram alcançados com a razão 1:0,4 lodo galvânico/rejeito piritoso, 90 min de patamar e 550ºC de temperatura de sulfatação, para a etapa pirometalúrgica e 15 min de lixiviação e 14g.L-1 de sólidos em polpa como condições hidrometalúrgicas. Estas condições propiciaram a recuperação de 60% de zinco, 49% de níquel e 50% de cobre.

Este trabalho relata um estudo de sulfatação, em escala laboratorial, com objetivo de propor um tratamento para a recuperação seletiva de determinados metais presentes em lodos galvânicos (LG). Os metais de interesse são cobre, zinco e níquel e o agente promotor da sulfatação é a pirita, obtida de rejeitos de carvão mineral. A particularidade deste tratamento é o emprego simultâneo de dois resíduos perigosos como matériasprimas. Estes resíduos são gerados em grande quantidade em sítios de extração de carvão (rejeito piritoso) e empresas galvânicas (lodo galvânico). Os resíduos foram caracterizados por fluorescência de raios X (XRF), distribuição granulométrica e percentual de umidade. A caracterização química apresentou lodos com alta concentração de cobre, maior do que 14% (base seca). Na etapa de sulfatação, o lodo galvânico foi misturado com o rejeito piritoso e os parâmetros avaliados foram: razão lodo galvânico/rejeito piritoso, temperatura de sulfatação e tempo de patamar. Depois da sulfatação, o produto da reação foi lixiviado com água, em temperatura ambiente, por 15 min. Nesta etapa hidrometalúrgica, os parâmetros variáveis foram tempo de lixiviação e concentração de sólidos na polpa.As condições que melhor refletem o compromisso de recuperar os metais de interesse e a viabilidade econômica do processo foram alcançados com a razão 1:0,4 lodo galvânico/rejeito piritoso, 90 min de patamar e 550ºC de temperatura de sulfatação, para a etapa pirometalúrgica e 15 min de lixiviação e 14g.L-1 de sólidos em polpa como condições hidrometalúrgicas. Estas condições propiciaram a recuperação de 60% de zinco, 49% de níquel e 50% de cobre.

Com a expansão do emprego de módulos fotovoltaicos para geração energética, surge o desafio do descarte adequado desse resíduo de equipamento eletroeletrônico. Através da elaboração de um processo multietapas, esse desafio torna-se possível de ser abordado. O presente estudo possui o objetivo de recuperar os materiais presentes nos módulos fotovoltaicos de silício cristalino e de silício amorfo. Diversas técnicas de caracterização física e química foram empregadas para determinar-se composição dos módulos fotovoltaicos e consequentemente o fluxo de processos necessários para recuperação dos materiais identificados. Foi identificado que o módulo de silício cristalino possuía no semicondutor alguns metais como prata (na concentração de 0,063% em massa do módulo) e silício, e na fase polimérica polidimetilsiloxano como encapsulante e PET como backsheet. A separação e recuperação dos polímeros foi realizada através do uso da teoria de dissolução de solventes de Hildebrand, abordando aspectos termodinâmicos e cinéticos. A separação ocorreu em 24h a 860rpm mergulhando-se os módulos em isopropanol, podendo ocorrer separação em até 6h a 860rpm utilizando-se tetrahidrofurano. A lixiviação da prata a partir do semicondutor foi possível com ácido sulfúrico 4mol.L-1, 95°C, sob adição de 6mL de peróxido de hidrogênio a cada 15min, alcançando-se 100% de lixiviação em 2h. Alterando-se a temperatura para 30°C a lixiviação foi completa apenas em 6h de experimento Precipitou-se a prata em solução na forma de cloreto de prata com adição de cloreto de sódio. O módulo de silício amorfo continha EVA na fração polimérica e silício, germânio, prata, estanho e índio (concentração 0,34g/m2 do módulo) na fração metálica, observados tanto por micrografias quanto por análise química quantitativa. A calcinação a 400°C permitiu a remoção do EVA e liberação dos contatos de prata. A lixiviação de índio foi de 100% para uma solução 1mol.L-1 de ácido fosfórico a 75°C, sob 800rpm de agitação e relação sólido-líquido 1g.10mL-1 em 1h. / As the photovoltaic module market grows, an increasingly challenging scenario arises for solar modules end of life management. Such a scenario can be tackled through a process comprising multiple steps. This study has the objective to recover materials present in photovoltaic modules of crystalline silicon and amorphous silicon. Several characterization techniques (physical and chemical) were employed to determine the composition of the modules and thus the process flow needed to recover the identified materials. Along the process, it was noticed that the crystalline silicon module had in its semiconductor metals such as silver (in concentration of at least 0,063% in weight of module) and silicon. Also polydimethylsiloxane was identified as encapsulant and polyethylene therephtalate as backsheet. A separation and recovery of these materials was possible using the theory of solvent dissolution of Hildebrand, comprising thermodynamics and kinetics. The separation occurred in 24h at 860rpm, rising the modules in isopropyl alcohol and potentially reaching 6h at 860rpm when rising them in tetrahydrofuran. The silver leaching from the semiconductor phase was possible in sulphuric acid 4 mol.L-1, 95°C, under addition of 6mL of hydrogen peroxide every 15min, reaching 100% silver leached in 2h. Shifting the temperature to 30°C, the leaching would occur completely only after 6h of experiment. The silver was precipitated as a chloride from the solution by addition of sodium chloride. The amorphous silicon module showed that EVA was present in the polymeric phase and silicon, germanium, silver, tin and indium (the last one at concentration of 0,34g/m2 in area of the module) in the metallic phase, observed on the micrographies and chemical analyses. Calcination was performed at 400°C, removing the EVA and freeing the silver contacts. Indium was 100% leached with a 1mol.L-1 phosphoric acid solution at 75°C, under 800rpm and solid-liquid ratio of 1g.10mL-1 in 1h.