Відходи радіоелектронної промисловості. Спосіб переробки відходів електронної та електротехнічної промисловості. Вивчення речовинного складу радіоелектронного брухту

Винахід відноситься до металургії шляхетних металів і може бути використане на підприємствах вторинної металургії з переробки радіоелектронного брухту та при витягуванні золота або срібла з відходів електронної та електрохімічної промисловості, зокрема способу вилучення шляхетних металів з відходів радіоелектронної промисловості. Спосіб включає одержання з відходів мідно-нікелевих анодів, що містять домішки благородних металів, їх електролітичне анодне розчинення з осадженням міді на катоді, одержанням нікелевого розчину та шламу з благородними металами. При цьому анодне розчинення проводять з анода, що містить 6-10% заліза, при розміщенні катода і анода в окремих сітчастих діафрагмах для створення катодного і анодного просторів з електролітом, що міститься в них. Отриманий у процесі електролізу електроліт з катодного простору направляють в анодний простір. Технічним результатом винаходу є значне підвищення швидкості розчинення аноду.

Винахід відноситься до металургії шляхетних металів і може бути використане на підприємствах вторинної металургії з переробки радіоелектронного брухту та при вилученні золота чи срібла з відходів електронної та електрохімічної промисловості.

Існують такі способи електрорафінування металів.

Відомий спосіб, який відноситься до гідрометалургії шляхетних металів, зокрема способів вилучення золота і срібла з концентратів, відходів електронної та ювелірної промисловості. Спосіб, в якому вилучення золота і срібла включає обробку розчинами комплексоутворюючих солей і пропускання електричного струмуз щільністю 0,5-10 А/дм 2 як розчинів використовують розчини, що містять тіоціанат-іони, іони тривалентного заліза, і pH розчину становить 0,5-4,0. Виділення золота і срібла проводять на катоді, відокремленому від анодного простору мембраною, що фільтрує (Заявка РФ № 94005910, МПК С25С 1/20).

Недоліками цього способу є підвищені втрати дорогоцінних металів у шламі. Спосіб вимагає додаткової обробки концентратів комплексними солями.

Відомо винахід, яке відноситься до способів вилучення шляхетних металів з відпрацьованих каталізаторів, а також електрохімічних процесів з псевдоскрапленим або фіксованим шаром. Оброблюваний матеріал у вигляді засипки поміщають у міжелектродний простір електролізера, електрохімічне вилуговування благородних металів на основі їх анодного розчинення активують шляхом попередньої обробки матеріалу переполюсуванням електродів у статиці, що перетворює його в об'ємний багатополярний електрод, що забезпечує анодне розчинення металу у всьому об'ємі матеріалу через засипку від анода до катода забезпечують зі швидкістю, що визначається з умови запобігання попаданню на катод гідратованих аніонних хлоридних комплексів благородних металів, що утворюються при вилуговуванні в обсязі засипки, при цьому як електроліт використовують підкислену воду з вмістом соляної кислоти 0,3-4 %. Спосіб дозволяє підвищити продуктивність процесу та спростити його (Патент РФ № 2198947, МПК С25С 1/20).

Недоліком цього способу є підвищена витрата електроенергії.

Відомий спосіб, що включає електрохімічне розчинення золота та срібла у водному розчині при температурі 10-70°З присутності комплексоутворювача. Як комплексоутворювач використовують етилендіамінтетраацетат натрію. Концентрація ЕДТА Na 5-150 г/л. Розчин ведуть при рН 7-14. Щільність струму 0,2-10 А/дм2. Використання винаходу дозволяє збільшити швидкість розчинення золота та срібла; зменшити вміст міді у шламовому осаді до 1,5-3,0% (Патент РФ № 2194801, МПК С25 С1/20).

Недоліком цього способу є недостатньо висока швидкість розчинення.

В якості прототипу пропонованого винаходу обраний спосіб електролітичного рафінування міді та нікелю з мідно-нікелевих сплавів, що містять домішки дорогоцінних металів, який включає електрохімічне розчинення анодів з мідно-нікелевого сплаву, осадження міді з одержанням нікелевого розчину та шламу. Розчинення анодів ведуть у відокремленому діафрагмою анодному просторі, у зваженому шарі шламу, при цьому забезпечуються зниження витрат електроенергії (на 10%) та підвищення концентрації вмісту золота в шламі. (Патент РФ № 2237750, МПК С25С 1/20, опубл. 29.04.2003 р.).

Недоліками даного винаходу залишаються втрати благородних металів у шламі, недостатньо висока швидкість розчинення.

Технічним результатом є усунення зазначених недоліків, тобто. зменшення втрат шляхетних металів у шламі, збільшення швидкості розчинення, зниження витрати електроенергії.

Технічний результат досягається тим, що в способі електролітичного сірчано-кислотного розчинення мідно-нікелевих анодів, отриманих з відходів радіоелектронної промисловості, що містять домішки шляхетних металів, що включає анодне розчинення, хімічне розчинення і катодне осадження міді, з отриманням нікелевого розчину і шламу згідно винаходу, анод, що містить 6-10% заліза, і катод поміщають в окремі сітчасті діафрагми з хлорсодержащим електролітом, що знаходиться в них, а отриманий в процесі електролізу електроліт з катодного простору направляють в анодне.

Спосіб реалізується в такий спосіб.

В електролітичній ванні мідно-нікелевий анод, що містить 6-10% заліза, домішки шляхетних металів, і катод поміщають в окремі сітчасті діафрагми з хлорсодержащим електролітом, створюючи роздільні анодний і катодний простори. У катодному просторі електроліт збагачується тривалентним залізом FeCl 3 а потім його подають в анодне простір, наприклад за допомогою насоса. Процес розчинення анода ведуть при щільності струму 2-10 А/дм 2 , температурі 40-70 ° С і напрузі 1,5-2,5 В. Під дією електричного струму та окисного впливу тривалентного заліза процес розчинення анода значно прискорюється і збільшується вміст шляхетних металів у шламі.

У катодному просторі утворюється електроліт, збагачений FeCl 2 який направляють в анодне простір, де окислюється до FeCl 3 завдяки чому починається процес хімічного розчинення анода.

Завдяки електролітичному та хімічному впливушвидкість розчинення анода значно збільшується, підвищується вміст шляхетних металів у шламі, знижуються втрати золота та скорочується час розчинення анода.

При концентрації заліза в аноді менше 6% в електроліті спостерігається знижений вміст FeCl 3 що призводить до недостатнього хімічного впливу тривалентного заліза FeCl 3 на анод і, як наслідок, низької швидкості розчинення анода.

Збільшення концентрації заліза в аноді більше 10% не сприяє подальшому збільшенню швидкості розчинення анода, а створює додаткові труднощі під час переробки електроліту.

Цей спосіб доводиться такими прикладами.

Мідно-нікелевий анод, що містить 7% Fe і масою 119 г, помістили в анодний простір і розчиняли при напрузі 2,5 В, температурі 60°З щільності струму 1000 А/м 2 в електроліті наступного складу: CuSO 4 ·5H 2 O - 500 мл, Н 2 SO 4 - 250 мл, FeSO 4 - 60 мл, HCl - 50 мл. За відсутності циркуляції електроліту маса анода протягом першої години процесу зменшилася на 0,9 р. За дві години електролізу маса анода зменшилася на 1,8 р.

Після того, як електроліт стали переміщати з катодного простору в анодне, не змінюючи щільності струму, маса анода за першу годину електролізу зменшилася на 4,25 г, а за дві години на 8,5 г.

Мідно-нікелевий анод, що містить 4% Fe і масою 123 г, розчиняли в тих же умовах, і за відсутності циркуляції електроліту маса анода за першу годину процесу зменшилася на 0,4 г, а за дві години електролізу маса анода зменшилася на 0,8 м.

Переміщення електроліту з катодного простору в анодне, не змінюючи щільності струму, дозволило зменшити масу цього анода за першу годину електролізу на 1,15 г, а за дві години на 2,3 г.

За умови переміщення електроліту з катодного простору в анодне маса анода за першу годину електролізу зменшилася на 4,25 г, а за дві години - на 8,5 г.

На основі отриманих даних можна зробити висновок, що вміст заліза 6-10% в мідно-нікелевому аноді і переміщення електроліту, збагаченого FeCl 3 з катодного простору в анодне дозволяють значно збільшити швидкість розчинення анода.

Завдяки запропонованому способу досягаються ефекти:

1) збільшення вмісту благородних металів у шламі;

2) значне збільшення швидкості розчинення аноду;

3) скорочення обсягу шламу.

ФОРМУЛА ВИНАХОДУ

Спосіб вилучення благородних металів з відходів радіоелектронної промисловості, що включає отримання з них мідно-нікелевих анодів, що містять домішки благородних металів, їх електролітичне анодне розчинення з осадженням міді на катоді та отриманням нікелевого розчину і шламу з благородними металами, що відрізняється тим, що проводять електро анода, що містить 6-10% заліза, при розміщенні катода і анода в окремих сітчастих діафрагмах для створення катодного і анодного просторів з хлорсодержащим електролітом, що знаходиться в них, і отриманий в процесі електролізу електроліт з катодного простору направляють в анодне простір.

на правах рукопису

ТЕЛЯКОВ Олексій Наїльєвич

РОЗРОБКА ЕФЕКТИВНОЇ ТЕХНОЛОГІЇ ВИНЯТКУ КОЛЬОРОВИХ І БЛАГОРОДНИХ МЕТАЛІВ З ВІДХОДІВ РАДІОТЕХНІЧНОЇ ПРОМИСЛОВОСТІ

Спеціальність 05.16.02– Металургія чорних, кольорових

та рідкісних металів

А в т о р е ф е р а т

дисертації на здобуття наукового ступеня

кандидата технічних наук

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ

Робота виконана у державному освітній установівищого професійної освітиСанкт-Петербурзькому державному гірничому інституті імені Г.В.Плеханова ( технічному університеті)

Науковий керівник–

доктор технічних наук, професор,

заслужений діяч науки РФВ.М.Сізяков

Офіційні опоненти:

доктор технічних наук, професорІ.М.Білоглазов

кандидат технічних наук, доцентА.Ю.Баймаков

Провідне підприємство– інститут «Гіпронікель»

Захист дисертації відбудеться 13 листопада 2007 р. о 14 год. 30 хв. на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 212.224.03 при Санкт-Петербурзькому державному гірничому інституті ім. Г.В.Плеханова (технічний університет) за адресою: 199106 Санкт - Петербург, 21-а лінія, буд.2, ауд. 2205.

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Санкт-Петербурзького державного гірничого інституту.

ВЧЕНИЙ СЕКРЕТАР

спеціалізованої вченої ради

д.т.н., доцентВ.Н.Бричкін

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність роботи

Сучасна технологіяпотребує все більшої кількості благородних металів. Нині видобуток останніх різко скоротилася і забезпечує потреби, тому потрібно використовувати всі можливості з мобілізації ресурсів цих металів, і, отже, зростає роль вторинної металургії шляхетних металів. Крім того, вилучення Аu, Ag, Pt і Pd, що містяться у відходах, вигідніше, ніж із руд.

Зміна господарського механізму країни, включаючи військово-промисловий комплекс та збройні сили, зумовила необхідність створення в окремих регіонах країни заводів з переробки брухту радіоелектронної промисловості, які містять дорогоцінні метали. При цьому обов'язковим є максимальне вилучення дорогоцінних металів з бідної сировини та зменшення маси хвістів-залишків. Важливим також є те, що поряд з вилученням дорогоцінних металів можна отримувати додатково ще й кольорові метали, наприклад, мідь, нікель, алюміній та інші.

Мета роботи.Підвищення ефективності піро-гідрометалургійної технології переробки брухту радіоелектронної промисловості з глибоким вилученням золота, срібла, платини, паладію та кольорових металів.

Методи дослідження.Для вирішення поставлених завдань основні експериментальні дослідження здійснювали на оригінальній лабораторній установці, що включає піч з радіально розташованими дутьовими соплами, що дозволяють забезпечувати обертання розплавленого металу повітрям без розбризкування та за рахунок цього багаторазово збільшити подачу дуття (порівняно з подачею повітря в розплавлений метал через труби). Аналіз продуктів збагачення, плавлення, електролізу здійснювався хімічними методами. Для дослідження використовували метод рентгеноспектрального мікроаналізу (РСМА) та рентгенофазового аналізу (РФА).

Достовірність наукових положень, висновків та рекомендаційобумовлені використанням сучасних та надійних методів дослідження та підтверджується гарною збіжністю теоретичних та практичних результатів.

Наукова новизна

Визначено основні якісні та кількісні характеристики радіоелементів, що містять кольорові та дорогоцінні метали, що дозволяють спрогнозувати можливість хіміко-металургійної переробки радіоелектронного брухту.

Встановлено пасивуючий ефект оксидних свинцевих плівок при електролізі мідно-нікелевих анодів, виготовлених з радіоелектронного брухту. Виявлено склад плівок та визначено технологічні умови підготовки анодів, що забезпечують відсутність пасивуючого ефекту.

Теоретично розрахована та підтверджена в результаті вогневих експериментів на 75-кілограмових пробах розплаву можливість окислення заліза, цинку, нікелю, кобальту, свинцю, олова з мідно-нікелевих анодів, виготовлених з радіоелектронного брухту, що забезпечує високі техніко-економічні показники технології. Визначено величини енергії активації, що здається, для окислення в мідному сплаві свинцю – 42,3 кДж/моль, олова – 63,1 кДж/моль, заліза 76,2 кДж/моль, цинку – 106,4 кДж/моль, нікелю – 185,8 кДж/моль.

Практична значущість роботи

Розроблено технологічну лінію з випробування радіоелектронних брухтів, що включає відділення розбирання, сортування та механічного збагачення з отриманням металоконцентратів;

Розроблено технологію плавки радіоелектронного брухту в індукційній печі, поєднану з впливом на розплав окисних радіально-осьових струменів, що забезпечують інтенсивний масо- та теплообмін у зоні плавлення металу;

Розроблено та випробувано у дослідно-промисловому масштабі технологічну схему переробки радіоелектронних брухтів та технологічних відходівпідприємств, що забезпечує індивідуальну переробку та розрахунок з кожним постачальником РЕЛ.

Новизна технічних рішеньпідтверджена трьома патентами РФ: № 2211420, 2003; № 2231150, 2004; № 2276196, 2006 р.

Апробація роботи. Матеріали дисертаційної роботи доповідалися на Міжнародній конференції «Металургійні технології та обладнання». Квітень 2003 р. Санкт-Петербург; Всеросійської науково-практичної конференції «Нові технології в металургії, хімії, збагаченні та екології». Жовтень 2004 р. Санкт-Петербург; Щорічної наукової конференції молодих вчених «Корисні копалини Росії та їх освоєння» 9 березня – 10 квітня 2004 р. Санкт-Петерубрг; Щорічної наукової конференції молодих вчених "Корисні копалини Росії та їх освоєння" 13-29 березня 2006 р. Санкт-Петербург.

Публікації.Основні положення дисертації опубліковані у 4-х друкованих працях.

Структура та обсяг дисертації.Дисертація складається із вступу, 6 розділів, 3-х додатків, висновків та списку літератури. Робота викладена на 176 сторінках машинописного тексту, містить 38 таблиць, 28 малюнків. Бібліографія містить 117 найменувань.

У вступі обґрунтовано актуальність досліджень, викладено основні положення, що виносяться на захист.

Перший розділ присвячено огляду літератури та патентів у галузі технології переробки відходів радіоелектронної промисловості та способів переробки продуктів, що містять дорогоцінні метали. На основі аналізу та узагальнення літературних даних сформульовані цілі та завдання досліджень.

У другому розділі наведено дані щодо вивчення кількісного та речовинного складу радіоелектронного брухту.

Третій розділ присвячений розробці технології усереднення радіоелектронного брухту та отримання металоконцентратів збагачення РЕЛ.

У четвертому розділі представлені дані щодо розробки технології отримання металоконцентратів радіоелектронного брухту із вилученням шляхетних металів.

У п'ятому розділі описуються результати напівпромислових випробувань з плавлення металоконцентратів радіоелектронного брухту з подальшою переробкою на катодну мідь та шлам шляхетних металів.

У шостому розділі розглянуто можливість поліпшення техніко-економічних показників процесів, розроблених та перевірених у дослідно-промисловому масштабі.

ОСНОВНІ ЗАХИЩУВАНІ ПОЛОЖЕННЯ

1. Фізико-хімічні дослідження багатьох різновидів радіоелектронного брухту обґрунтовують необхідність попередніх операцій розбирання та сортування відходів з подальшим механічним збагаченням, що забезпечує раціональну технологію переробки одержуваних концентратів з виділенням кольорових та благородних металів.

На підставі вивчення наукової літературита попередніх досліджень було розглянуто та випробувано такі головні операції переробки радіоелектронних брухтів:

плавка брухту в електричній печі;
вилуговування брухтів у розчинах кислот;
випал ломів з подальшим електричним плавленням та електролізом напівфабрикатів, що включають кольорові та благородні метали;
фізичне збагачення ломів з подальшим електричним плавленням на аноди та переробкою анодів на катодну мідь і шлам благородних металів.

Три перші способи були відхилені через екологічні труднощі, які виявляються непереборними під час використання аналізованих головних операцій.

Спосіб фізичного збагачення був розроблений нами і полягає в тому, що сировина, що надходить, направляється на попередню розбирання. На цій стадії з електронно-обчислювальних машин та іншого електронного обладнання витягуються вузли, що містять дорогоцінні метали (таблиці 1, 2). Матеріали, що не містять дорогоцінні метали, направляють на вилучення кольорових металів. Матеріал, що містить дорогоцінні метали (плати з друкованим монтажем, штепсельні роз'єми, дроти та ін.), сортується для видалення золотих і срібних дротів, позолочених штирів бічних роз'ємів друкованих плат та інших деталей з високим вмістом дорогоцінних металів. Ці деталі можна переробити окремо.

Таблиця 1

Баланс електронного обладнання на ділянці 1-го розбирання

№ п/п	Найменування промпродукту	Кількість, кг	Зміст, %
1	Прийшло для переробки Стійки електронних приладів, машин, комутаційного обладнання	24000,0	100
2 3	Отримано після переробки Електронний брухт у вигляді плат, роз'ємів тощо. Лом кольорових і чорних металів, що не містить шляхетних металів, пластик, органічне скло.	4100,0 19900,0	17,08 82,92
2 3		24000,0	100

Таблиця 2

Баланс електронного брухту на ділянці 2-го розбирання та сортування

№ п/п	Найменування промпродукту	Кількість, кг	Зміст, %
1	Отримано для переробки Електронний брухт у вигляді (роз'ємів та плат)	4100,0	100
2 3 4 5	Отримано після відділення ручного розбирання та сортування Роз'єми Радіодеталі Плати без радіодеталей та фурнітури (на впаяних ніжках радіодеталей та на полуді містяться шляхетні метали) Засувки плат, штирі, напрямні плат (елементи, що не містять шляхетні метали) Разом:	395,0 1080,0 2015,0 610,0	9,63 26,34 49,15 14,88
2 3 4 5		4100,0	100

Такі деталі, як роз'єми на термореактивній та термопластиковій основі, роз'єми на платах, невеликі плати з фальгованого гетинаксу або склопластику з окремими радіодеталями та доріжками, конденсатори змінної та постійної ємності, мікросхеми на пластиковій та керамічній основі, резистори, керамічні та пласти , антен, вимикачі та перемикачі, можуть бути перероблені прийомами збагачення.

Як головний агрегат для операції дроблення були випробувані молоткова дробарка МД 2х5, щокова дробарка (ДЩ 100х200) та конусно-інерційна дробарка (КІД-300).

У процесі з'ясувалося, що конусна інерційна дробарка повинна працювати лише під завалом матеріалу, тобто. при повному заповненні приймальної лійки. Для ефективної роботиконусної інерційної дробарки існує верхня межа крупності матеріалу, що переробляється. Шматки більшого розмірупорушують нормальну роботу дробарки. Ці недоліки, головним із яких є необхідність змішування матеріалів різних постачальників, змусили відмовитися від використання КІД-300 як головний агрегат для подрібнення.

Використання в якості головного подрібнювального агрегату молоткової дробарки порівняно з щоковою виявилося кращим внаслідок її високої продуктивності при дробленні електронного брухту.

Встановлено, що продукти дроблення включають магнітну і немагнітну металеву фракції, які містять основну частину золота, срібла, паладію. Для отримання магнітної металевої частини продукту подрібнення був випробуваний магнітний сепаратор ПБСЦ 40/10. Встановлено, що магнітна частина переважно складається з нікелю, кобальту, заліза (таблиця 3). Визначено оптимальну продуктивність апарату, яка склала 3 кг/хв при витягуванні золота 98,2%.

Немагнітну металеву частину подрібненого продукту було виділено з використанням електростатичного сепаратора ЗЕБ 32/50. Встановлено, що металева частина складається в основному з міді та цинку. Шляхетні метали представлені сріблом та паладієм. Визначено оптимальну продуктивність апарату, яка склала 3 кг/хв при вилученні срібла 97,8%.

При сортуванні радіоелектронного брухту можливе селективне виділення сухих багатошарових конденсаторів, які характеризуються підвищеним вмістом платини – 0,8% та паладію – 2,8% (таблиця 3).

Таблиця 3

Склад концентратів, одержуваних при сортуванні та переробці радіоелектронного брухту

N п/п	Зміст, %
N п/п	Cu	Ni	Co	Zn	Fe	Ag	Au	Pd	Pt	Інші	Сума
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12
Срібно-палладієві концентрати
1	64,7	0,02	сл.	21,4	0,1	2,4	сл.	0,3	0,006	11,8	100,0
Золотовмісні концентрати
2	77,3	0,7	0,03	4,5	0,7	0,3	1,3	0,5	0,01	19,16	100,0
Магнітні концентрати
3	сл.	21,8	21,5	0,02	36,3	сл.	0,6	0,05	0,01	19,72	100,0
Концентрати із конденсаторів
4	0,2	0,59	0,008	0,05	1,0	0,2	ні	2,8	0,8	MgO-14,9 CaO-25,6 Sn-2,3 Pb-2,5 R2O3-49,5	100,0

2. Поєднання процесів плавки концентратів РЕЛ та електролізу отриманих мідно-нікелевих анодів лежить в основі технології концентрування благородних металів у шламах, придатних для переробки стандартними методами; підвищення ефективності способу на стадії плавки здійснюють ошлакування домішок РЕЛ в апаратах з радіально розташованими дутьевыми соплами.

Фізико-хімічний аналіз деталей радіоелектронного брухту показав, що в основі деталей присутні до 32 хімічних елемента, при цьому співвідношення міді до суми елементів, що залишилися, становить 5060: 5040.

Концентрати РЕЛ HNO3

Розчин Осад (Au, Sn, Ag, Cu, Ni)

на виробництво Au

Ag на лужну

Розчин на плавку

утилізацію

Cu+2, Ni+2, Zn+2, Pd-2

Рис.2. Схема вилучення благородних металів

з вилуговуванням концентрату

Так як більша частина концентратів, одержуваних при сортуванні та збагаченні, представлена в металевому вигляді, то була випробувана схема вилучення з вилуговуванням в розчинах кислот. Схема, представлена малюнку 2, була випробувана з отриманням золота чистотою 99,99% і срібла 99,99%. Вилучення золота та срібла склало 98,5% та 93,8% відповідно. Для отримання паладію з розчинів досліджено процес сорбції на синтетичному іонообмінному волокні АМПАН Н/SO4.

Результати сорбції представлені малюнку 3. Сорбційна ємність волокна становила 6,09%.

Рис.3. Результати сорбції паладію на синтетичному волокні

Висока агресивність мінеральних кислотвідносно низьке вилучення срібла та необхідність утилізації великої кількостіскидних розчинів звужує можливості використання цього способу до переробки золотих концентратів (спосіб неефективний для переробки всього обсягу концентратів радіоелектронного брухту).

Оскільки в концентратах кількісно переважають концентрати на мідній основі (до 85% від загальної маси) та вміст міді в цих концентратах становить 50-70%, в лабораторних умовах була перевірена можливість переробки концентрату на основі плавки на мідно-нікелеві аноди з подальшим їх розчиненням.

Рис.4. Схема вилучення благородних металів із плавкою

на мідно-нікелеві аноди та електролізом

Плавку концентратів проводили в печі "Таммана" у графіто-шамотових тиглях. Маса плавки становила 200 г. Без ускладнення розплавлялися концентрати на мідній основі. Температура їхнього плавлення знаходиться в інтервалі 1200-1250оС. Концентрати на залізо-нікелевій основі вимагають для розплавлення температури 1300-1350оС. Промислові плавки, проведені при температурі 1300оС індукційної печі з тиглем 100 кг, підтвердили можливість розплавлення концентратів, коли на плавку подається валовий склад збагачених концентратів.

Валовий вміст при плавці продуктів збагачення радіоелектронного брухту характеризується підвищеним вмістом міді – вище 50%, золота, срібла та паладію 0,15; 3,4; 1,4%, сумарний вміст нікелю, цинку та заліза становить до 30%. Аноди піддаються електрохімічному розчиненню при температурі 400С та катодної щільності струму 200,0 А/м2. Вихідний електроліт містить 40 г/л міді, 35 г/л H2SO4. Хімічний складелектроліту, шламу та катодного осаду наведено в таблиці 4.

В результаті випробувань встановлено, що при електролізі анодів, виготовлених з металізованих фракцій сплаву електронного брухту, електроліт, що застосовується в електролізній ванні, збіднюється по міді, в ньому накопичуються як домішки нікель, цинк, залізо, олово.

Встановлено, що паладій в умовах електролізу ділиться на всі продукти електролізу; так, в електроліті вміст паладію становить до 500 мг/л, концентрація на катоді досягає 1,4%. Найменша частина паладію надходить у шлам. У шламі відбувається накопичення олова, що ускладнює його подальшу переробку без попереднього виведення олова. Свинець переходить у шлам і також ускладнює його переробку. Спостерігається пасивація анода. Рентгеноструктурний і хімічний аналіз верхньої частини пасивованих анодів показав, що причиною явища є оксид свинцю.

Оскільки свинець, присутній у аноді, перебуває у металевому вигляді, то аноді відбуваються такі процессы:

2OH 2e = H2O + 0,5O2

SO4-2 2e = SO3 + 0,5O2

При незначній концентрації іонів свинцю в сірчанокислому електроліті його нормальний потенціал є найбільш негативним, тому на аноді утворюється сульфат свинцю, який зменшує площу анода, внаслідок чого зростає анодна щільність струму, що сприяє окисленню двовалентного свинцю в чотиривалентні іони

В результаті гідролізу відбувається утворення PbO2 за реакцією:

Pb(SO4)2 + 2H2O = PbO2 + 2H2SO4.

Таблиця 4

Результати розчинення анодів

№ п.п.	Найменування продукту	Зміст, %, г/л
№ п.п.	Найменування продукту	Cu	Ni	Co	Zn	Fe	W	Mo	Pd	Au	Ag	Pb	Sn
1	Анод, %	51,2	11,9	1,12	14,4	12,4	0,5	0,03	0,6	0,15	3,4	2,0	2,3
2	Катодний осад, %	97,3	0,2	0,03	0,24	0,4	ні	сл.	1,4	0,03	0,4	ні	ні
3	Електроліт, г/л	25,5	6,0	0,4	9,3	8,8	0,9	сл	0,5	0,001	0,5	ні	2,9
4	Шлам, %	31,1	0,3	сл	0,5	0,2	2,5	сл.	0,7	1,1	27,5	32,0	4,1

Оксид свинцю створює на аноді захисний шар, який визначає неможливість подальшого розчинення аноду. Електрохімічний потенціал анода становив 0,7, що призводить до перекладу іонів паладію в електроліт і подальшому розрядженні його на катоді.

Добавка хлор-іону в електроліт дозволила уникнути явища пасивації, але це не вирішило питання утилізації електроліту і не забезпечило застосування стандартної технології переробки шламів.

Отримані результати показали, що технологія забезпечує переробку радіоелектронного брухту, однак вона може бути суттєво покращена за умови окислення та ошлакування домішок групи металів (нікелю, цинку, заліза, олова, свинцю) радіоелектронного брухту під час плавлення концентрату.

Термодинамічні розрахунки, проведені з припущення, що у ванну печі необмежено надходить кисень повітря, показали, такі домішки, як Fe, Zn, Al, Sn і Pb, можуть бути окислені в міді. Термодинамічні ускладнення при окисненні виникають із нікелем. Залишкові концентрації нікелю – 9,37% при вмісті у розплаві міді 1,5% Cu2O та 0,94% при вмісті у розплаві 12,0% Cu2O.

Експериментальна перевірка здійснювалася на лабораторній печі з масою тигля 10 кг по міді з радіально розташованими дутьовими соплами (таблиця 5), що дозволяють забезпечувати обертання розплавленого металу повітрям без розбризкування і за рахунок цього багаторазово збільшити подачу дуття (порівняно з подачею) ).

Лабораторними дослідженнями було встановлено, що важлива роль при окисненні металоконцентрату належить складу шлаку. При проведенні плавок з флюсуванням кварцом не переходить у шлак олово і утруднюється перехід свинцю. При використанні комбінованого флюсу, що складається з 50% кварцового піску та 50% соди, переходять у шлак усі домішки.

Таблиця 5

Результати плавок металоконцентрату відходів радіоелектронного брухту

з радіально розташованими дутьовими соплами

в залежності від часу продування

№ п.п.	Найменування продукту	склад, %
№ п.п.	Найменування продукту	Cu	Ni	Fe	Zn	W	Pb	Sn	Ag	Au	Pd	Інші	Усього
1	Сплав вихідний	60,8	8,5	11,0	9,5	0,1	3,0	2,5	4,3	0,10	0,2	0,0	100,0
2	Сплав після 15-хвилинної продування	69,3	6,7	3,5	6,5	0,07	0,4	0,8	4,9	0,11	0,22	7,5	100,0
3	Сплав після 30-хвилинної продування	75,1	5,1	0,1	4,7	0,06	0,3	0,4	5,0	0,12	0,25	8,87	100,0
4	Сплав після 60-хвилинної продування	77,6	3,9	0,05	2,6	0,03	0,2	0,09	5,2	0,13	0,28	9,12	100,0
5	Сплав після 120-хвилинної продування	81,2	2,5	0,02	1,1	0,01	0,1	0,02	5,4	0,15	0,30	9,2	100,0

Результати плавок показують, що 15 хвилин продування через дутьові сопла достатні, щоб видалити значну частину домішок. Визначено уявну енергію активації реакції окислення в мідному сплаві свинцю – 42,3 кДж/моль, олова – 63,1 кДж/моль, заліза 76,2 кДж/моль, цинку – 106,4 кДж/моль, нікелю 185,8 кДж міль.

Дослідження анодного розчинення продуктів плавки показали, що пасивація анода при електролізі сплаву в сірчанокислому електроліті відсутня після 15-хвилинної продування. Електроліт не збіднюється по міді і не збагачується домішками, що перейшли в шлам при плавці, що забезпечує його багаторазове використання. У шламах відсутні свинець та олово, що дозволяє використовувати стандартну технологію переробки шламів за схемою: обезмежування шламу лужна плавка на золото-срібний сплав.

За результатами досліджень розроблено пічні агрегати з радіально розташованими дутьовими соплами, що працюють у періодичному режимі на 0,1 кг, 10 кг, 100 кг по міді, що забезпечують переробку різних за масштабом партій радіоелектронного брухту. У цьому вся технологічна лінія переробки здійснює вилучення дорогоцінних металів без об'єднання партій різних постачальників, що забезпечує точний фінансовий розрахунок здані метали. За результатами випробувань розроблено вихідні дані на будівництво заводу з переробки РЕЛ продуктивністю 500 кг золота на рік. Виконано проект підприємства. Термін окупності капітальних вкладень 7-8 місяців.

Виводи

1. Розроблено теоретичні основи способу переробки відходів радіоелектронної промисловості з глибоким вилученням шляхетних та кольорових металів.

1.1. Визначено термодинамічні характеристики основних процесів окислення металів у мідному сплаві, що дозволяють спрогнозувати поведінку згаданих металів та домішок.

1.2. Визначено величини здається енергії активації окислення в мідному сплаві нікелю – 185,8 кДж/моль, цинку – 106,4 кДж/моль, заліза – 76,2 кДж/моль, олова 63,1 кДж/моль, свинцю 42,3 кДж/ міль.

2. Розроблено пірометаллургічну технологію переробки відходів радіоелектронної промисловості з отриманням золото-срібного сплаву (метал Доре) та платино-палладієвого концентрату.

2.1. Встановлено технологічні параметри (час дроблення, продуктивність магнітної та електростатичної сепарації, ступінь вилучення металів) фізичного збагачення РЕЛ за схемою подрібнення магнітна сепарація електростатична сепарація, що дозволяє отримувати концентрати благородних металів з прогнозованим кількісним та якісним складом.

2.2. Визначено технологічні параметри (температура плавлення, витрата повітря, ступінь переходу домішок у шлак, склад шлаку, що рафінує) окислювальної плавки концентратів в індукційній печі з подачею в розплав повітря радіально-осьовими фурмами; розроблено та випробувано агрегати з радіально-осьовими фурмами різної продуктивності.

3. На підставі проведених досліджень виготовлено та запущено у виробництво дослідно-промислову установку з переробки радіоелектронного брухту, що включає ділянку подрібнення (дробилка МД 25), магнітної та електростатичної сепарації (ПБСЦ 40/10 та 3ЕБ 32/50), плавлення в індукційній печі ( ПІ 50/10) з генератором СЧГ 1-60/10 та блоком плавлення з радіально-осьовими фурмами, електрохімічного розчинення анодів та переробки шламів благородних металів; досліджено ефект «пасивації» анода; встановлено існування різко екстремальної залежності вмісту свинцю в мідно-нікелевому аноді, виготовленого з радіоелектронного брухту, що має враховуватися при керуванні процесом окисного радіально-осьового плавлення.

4. У результаті напівпромислових випробувань технології переробки радіоелектронного брухту розроблено вихідні дані для будівництва заводу з переробки відходів радіотехнічної промисловості.

5. Очікуваний економічний ефект від застосування розробок дисертації для потужність по золоту 500 кг/рік становить ~50 млн. крб. за терміну окупності 7-8 місяців.

1. Теляков О.М. Утилізація відходів електротехнічних підприємств/А.Н.Теляков, Д.В.Горленков, Е.Ю.Степанова// Тези доповіді Міжнар. конф. "Металургійні технології та екологія". 2003.

2. Теляков О.М. Результати випробувань технології переробки радіоелектронного брухту / А. Н. Теляков, Л. В. Іконін // Записки Гірничого інституту. Т. 179. 2006.

3. Теляков О.М. Дослідження з окислення домішок металоконцентрату радіоелектронного брухту // Записки Гірничого інституту. Т. 179. 2006.

4. Теляков О.М. Технологія переробки відходів радіоелектронної промисловості/А.Н.Теляков, Д.В.Горленков, Е.Ю.Георгієва// Кольорові метали. №6. 2007.

480 руб. | 150 грн. | 7,5 дол. ", MOUSEOFF, FGCOLOR, "#FFFFCC", BGCOLOR, "#393939");" onMouseOut="return nd();"> Дисертація - 480 руб., доставка 10 хвилин, цілодобово, без вихідних та свят

Теляков Олексій Наїльєвич. Розробка ефективної технологіївилучення кольорових та благородних металів з відходів радіотехнічної промисловості: дисертація... кандидата технічних наук: 05.16.02 Санкт-Петербург, 2007 177 с., Бібліогр.: с. 104-112 РДБ ОД, 61:07-5/4493

Вступ

Розділ 1. Огляд літератури 7

Глава 2. Вивчення речовинного складу радіоелектронного брухту 18

Розділ 3. Розробка технології усереднення радіоелектронного брухту 27

3.1. Випалення радіоелектронного брухту 27

3.1.1. Відомості про пластмаси 27

3.1.2. Технологічні розрахунки утилізації випалювальних газів 29

3.1.3. Випалення радіоелектронного брухту в нестачі повітря 32

3.1.4. Випалення радіоелектронного брухту в трубчастій печі 34

3.2 Фізичні методипереробки радіоелектронного брухту 35

3.2.1. Опис збагачувальної ділянки 36

3.2.2. Технологічна схема ділянки збагачення 42

3.2.3. Відпрацювання технології збагачення на промислових агрегатах 43

3.2.4. Визначення продуктивності агрегатів ділянки збагачення під час переробки радіоелектронного брухту 50

3.3. Промислові випробування збагачення радіоелектронного брухту 54

3.4. Висновки до 3 розділу 65

Розділ 4. Розробка технології переробки концентратів радіоелектронного брухту . 67

4.1. Дослідження з переробки концентратів РЕЛ у розчинах кислот. 67

4.2. Опробування технології отримання концентрованого золота та срібла 68

4.2.1. Випробування технології отримання концентрованого золота 68

4.2.2. Випробування технології отримання концентрованого срібла.

4.3. Лабораторні дослідження з вилучення золота та срібла РЕЛ плавкою та електролізом 69

4.4. Розробка технології вилучення паладію із сірчанокислих розчинів. 70

4.5. Висновки до розділу 4 74

Розділ 5. Напівпромислові випробування з плавки та електролізу концентратів радіоелектронного брухту 75

5.1. Плавка металоконцентратів РЕЛ 75

5.2. Електроліз продуктів плавки РЕЛ 76

5.3. Висновки до 5 розділу 81

Розділ 6. Вивчення окислення домішок під час плавки радіоелектронного брухту 83

6.1. Термодинамічні розрахунки окислення домішок РЕЛ 83

6.2. Вивчення окислення домішок концентратів РЕЛ 88

6.2. Вивчення окислення домішок концентратів РЕЛ 89

6.3. Напівпромислові випробування з окислювальної плавки та електролізу концентратів РЕЛ 97

6.4. Висновки за розділом 102

Висновки щодо роботи 103

Література 104

Введення в роботу

Актуальність роботи

Сучасна технологія потребує дедалі більшої кількості шляхетних металів. Нині видобуток останніх різко скоротилася і забезпечує потреби, тому потрібно використовувати всі можливості з мобілізації ресурсів цих металів, і, отже, зростає роль вторинної металургії шляхетних металів. Крім того, вилучення Au, Ag, Pt і Pd, що містяться у відходах, вигідніше, ніж із руд.

Зміна господарського механізму країни, включаючи військово-промисловий комплекс та збройні сили, зумовила необхідність створення в окремих регіонах країни комплексів з переробки брухту радіоелектронної промисловості, що містять дорогоцінні метали. При цьому обов'язковим є максимальне вилучення дорогоцінних металів з бідної сировини та зменшення маси хвістів-залишків. Важливим також є те, що поряд з вилученням дорогоцінних металів можна отримувати додатково ще й кольорові метали, наприклад, мідь, нікель, алюміній та інші.

Метою роботиє розробка технології вилучення золота, срібла, платини, паладію та кольорових металів з ломів радіоелектронної промисловості та технологічних відходів підприємств.

Основні положення, що виносяться на захист

Попереднє сортування РЕЛ з наступним механічним збагаченням забезпечує отримання металевих сплавів з підвищеним вилученням у них дорогоцінних металів.

Низький потенціал розчинення мідно-нікелевих анодів, отриманих при плавці радіоелектронного брухту, забезпечує можливість отримання

5 шламів благородних металів, придатних для переробки за стандартною технологією.

Методи дослідження.Лабораторні, укрупнено-лабораторні, промислові випробування; аналіз продуктів збагачення, плавлення, електролізу здійснювався хімічними методами. Для дослідження використовувався метод рентгеноспектрального мікроаналізу (РСМА) та рентгенофазового аналізу (РФА) з використанням установки "ДРОН-06".

Обґрунтованість та достовірність наукових положень, висновків та рекомендаційобумовлені використанням сучасних та надійних методів дослідження та підтверджується гарною збіжністю результатів комплексних досліджень, виконаних у лабораторних, укрупнено-лабораторних та промислових умовах.

Наукова новизна

Теоретично розрахована і підтверджена в результаті вогневих експериментів на 75" КІЛ0Г Р амм0ВЬ1Х п Рбах розплаву можливість окислення заліза, цинку, нікелю, кобальту, свинцю, олова з мідно-нікелевих анодів, виготовлених з радіоелектронного брухту, що забезпечує високі благородні метали.

Практична значущість роботи

Розроблено технологічну лінію з випробування радіоелектронних брухтів, що включає відділення розбирання, сортування, механічного.

збагачення плавки та аналізу шляхетних та кольорових металів;

Розроблено технологію плавки радіоелектронного брухту в індукції.
вінної печі, поєднана з впливом на розплав окислювальних радіаль-
но-осьових струменів, що забезпечують інтенсивний масо- та теплообмін у зоні
плавлення металу;

Розроблено та випробувано у дослідно-промисловому масштабі техноло
гічна схема переробки радіоелектронних брухтів і технологічних
ходів підприємств, що забезпечує індивідуальну переробку та розрахунок з
кожним постачальником РЕЛ.

Апробація роботи. Матеріали дисертаційної роботи доповідалися: на Міжнародній конференції "Металургійні технології та обладнання", квітень 2003 р., Санкт-Петербург; Всеросійської науково-практичної конференції «Нові технології у металургії, хімії, збагаченні та екології», жовтень 2004 р., Санкт-Петербург; щорічної наукової конференції молодих вчених «Корисні копалини Росії та їх освоєння» 9 березня – 10 квітня 2004 р., Санкт-Петербург; щорічної наукової конференції молодих вчених "Корисні копалини Росії та їх освоєння" 13-29 березня 2006 р., Санкт-Петербург.

Публікації. Основні положення дисертації опубліковані у 7 друкованих працях, у тому числі 3 патенти на винахід.

У матеріалах даної роботи представлені результати лабораторних досліджень та промислової переробки відходів, що містять дорогоцінні метали, на стадіях розбирання, сортування та збагачення радіоелектронного брухту, плавки та електролізу, проведені в промислових умовах підприємства СКІФ-3 на майданчиках Російського наукового центру "Прикладна хімія" ім. Карла Лібкнехта.

Вивчення речовинного складу радіоелектронного брухту

Наразі відсутня вітчизняна технологія переробки бідних радіоелектронних брухтів. Купівля ліцензії у західних компаній недоцільна через несхожість законів про дорогоцінні метали. Західні компанії можуть скуповувати радіоелектронний брухт у постачальників, складувати та накопичувати обсяг брухту до величини, що відповідає масштабу технологічної лінії. Отримані дорогоцінні метали є власністю виробника.

У нашій країні за умовами грошових розрахунків з постачальниками брухту кожна партія відходів кожного здавача незалежно від її розмірів повинна пройти повний технологічний цикл випробування, що включає розкриття посилок, перевірку мас нетто та брутто, усереднення сировини за складом (механічне, пірометаллургічне, хімічне) , пробовідбір від побічних продуктів усереднення (шлаків, нерозчинних опадів, промивних вод тощо), шифрування, аналіз, розшифрування проб та атестацію результатів аналізів, розрахунок кількості дорогоцінних металів у партії, їх прийняття на баланс підприємства та оформлення всієї обліково-розрахункової документації.

Після отримання концентрованих по дорогоцінних металах напівпродуктів (наприклад, метал Дорі) концентрати здаються на державний рафінувальний завод, де після афінажу метали надходять до Гохрану, а оплата за їх вартість відправляється зворотним фінансовим ланцюжком аж до постачальника. Стає очевидним, що з успішної роботи переробних підприємств кожна партія постачальника має пройти окремо від матеріалів інших постачальників весь технологічний цикл.

Аналіз літератури показав, що одним з можливих способівусереднення радіоелектронного брухту є його випал при температурі, що забезпечує спалювання пластмас, що входять до складу РЕЛ, після чого можлива плавка спека, одержання анода з наступним електролізом.

Для виготовлення пластмас застосовують синтетичні смоли. Синтетичні смоли, залежно від реакції їх утворення поділяють на полімеризовані та конденсовані. Розрізняють також термопластичні та термореактивні смоли.

Термопластичні смоли можуть багаторазово плавитися при повторному нагріванні, не втрачаючи пластичних властивостей, до них відносяться: полівінілацетат, полістирол, полівінілхлорид, продукти конденсації гліколії з двоосновними карбоновими кислотами та ін.

Термореактивні смоли - при нагріванні утворюють неплавкі продукти, до них відносяться феноло-альдегідні та сечовино-формальдегідні смоли, продукти конденсації гліцерину з багатоосновними кислотами та ін.

Багато пластмас складаються тільки з полімеру, до них відносяться: поліетилени, полістироли, поліамідні смоли і т.д. Більшість пластмас (фенопласти, аміопласти, деревні пластики та ін.) крім полімеру (сполучного) можуть містити: наповнювачі, пластифікатори, що зв'язують отверджувальні та фарбувальні речовини, стабілізатори та інші добавки. В електротехніці та електроніці застосовуються такі пластмаси: 1. Фенопласти-пластмаси на основі фенолоальдегідних смол. До фенопластів належать: а) литі фенопласти - затверділі смоли резольного типу, наприклад бакеліт, карболіт, неолейкорит та ін; б) шаруваті фенопласти - наприклад пресований виріб з тканини та резольної смоли, називається текстоліт Фенол-альдегідні смоли отримують конденсацією фенолу, крезолу, ксилолу, алкілфенолу з формальдегідом, фурфуролом. У присутності основних каталізаторів отримують резольние (термореактивні) смоли, у присутності кислих - новолачні (термопластичні смоли).

Технологічні розрахунки утилізації випалювальних газів

Усі пластмаси в основному складаються з вуглецю, водню та кисню із заміщенням валентності добавками хлору, азоту, фтору. Розглянемо як приклад спалювання текстоліту. Текстоліт - важкозаймистий матеріал, є однією зі складових електронного брухту. Він складається з пресованої бавовняної тканини, просоченої штучними гумовими (формальдегідними) смолами. Морфологічний склад радіотехнічного текстоліту: - бавовняна тканина - 40-60% (середня - 50%) - резольна смола - 60-40% (середня -50%) Брутто-формула бавовняної целюлози [СбН702(ОН)з]з, а - (Cg Н702)-m, де m - коефіцієнт, що відповідає продуктам ступеня полімеризації. Згідно з літературними даними, при зольності текстоліту 8% вологість складе 5%. Хімічний склад текстоліту в перерахунку на робочу масу складе, %: Cp-55,4; Hp-5,8; OP-24,0; Sp-0, l; Np-I,7; 5.0.

При згорянні 1 т/год текстоліту утворюється випаровування вологи 0,05 т/год і золи 0,08 т/год. У цьому надходить спалювання, т/час: З - 0,554; Н – 0,058; 0-0,24; S-0,001, N-0,017. Склад золи текстоліту марки А, Б, Р за даними літератури, %: СаО -40,0; Na, К20 – 23,0; Mg Про - 14,0; РпО10 - 9,0; Si02 – 8,0; Al 203 – 3,0; Fe203 -2,7; SO3-0,3. Для проведення експериментів було обрано випал у герметичній камері без доступу повітря, для цього була виготовлена з нержавіючої сталі товщиною Змм коробка розміром 100×150×70 мм із фланцевим кріпленням кришки. Кришка до коробки кріпилася через азбестове прокладання болтовими з'єднаннями. У торцевих поверхнях коробки були виконані штуцерні отвори, через які здійснювалася продування інертним газом (N2) вмісту реторти та відведення газових продуктів процесу. Як зразки, що випробовуються, застосовувалися: 1. Очищені від радіоелементів плата, розпиляні до розмірів 20x20 мм. 2. Чорні мікросхеми з плат (в натуральну величину 6x12 мм) 3. Роз'єми з текстоліту (розпиляні до розмірів 20x20 мм) 4. Роз'єми з термореактивної пластмаси (розпиляні до розмірів 20x20 мм) Експеримент проводився наступним чином: , закривалося кришкою та поміщалося у муфель. Вміст продувався азотом протягом 10 хвилин із витратою 0,05 л/хв. Протягом усього досвіду витрата азоту підтримувалась на рівні 20-30 см3/хв. Гази, що відходять, лужним розчином нейтралізувалися. Шахта муфеля закривалася цеглою та азбестом. Підйом температури регулювали в межах 10-15С за хвилину. Досягнення 600С здійснювалася годинна витримка, після чого відключалася піч і виймалася реторту. Під час охолодження витрати азоту збільшувалися до 0,2 л/хв. Результати спостереження представлені у таблиці 3.2.

Головним негативним фактором проведеного процесу є дуже сильний, різкий, неприємний запах, що виділяється як із самого недогарка, так і від обладнання, яке "просочилося" цим запахом після першого ж досвіду.

Для дослідження використовувалася трубчаста піч, що обертається безперервної дії з непрямим електронагрівом продуктивністю по шихті 0,5-3,0 кг/год. Пекти складається з металевого кожуха (довжина 1040 мм, діаметр 400 мм), футерованого вогнетривкою цеглою. Нагрівачами служать 6 силітових стрижнів з довжиною робочої частини 600 мм, що живляться від двох варіаторів напруги РНО-250. Реактор (загальна довжина 1560 мм) є трубою з нержавіючої сталі із зовнішнім діаметром 89 мм з футеровкою з порцелянової труби внутрішнім діаметром 73 мм. Реактор спирається на 4 ролики та забезпечений приводом, що складається з електромотора, редуктора та ремінної передачі.

Для контролю температури в реакційній зоні служить термопара в комплекті з переносним потенціометром, встановлена всередині реактора. Попередньо було проведено коригування її показань щодо безпосередніх вимірювань температури всередині реактора.

У піч вручну завантажувався радіоелектронний скрап при співвідношенні: очищені від радіоелементів плати: чорні мікросхеми: рознімання з текстоліту: рознімання з термопластичної смоли = 60:10:15:15.

Проведення даного експерименту здійснювалося з припущення, що пластмаса до розплавлення згорить, що забезпечить звільнення металевих контактів. Це виявилося недосяжним, оскільки залишається проблема різкого запаху, до того ж як тільки роз'єм досягали зони температури «300С, роз'єми з термопластичної пластмаси прилипали до внутрішньої поверхні печі, що обертається, і закривали прохід всій масі електронного скрапу. Примусова подача повітря у піч, підвищення температури у зоні прилипання не призвели до можливості забезпечення випалу.

Термореактивна пластмаса характеризується також високою в'язкістю та міцністю. Характеристикою цих властивостей є те, що при охолодженні рідкого азоту протягом 15 хвилин роз'єми з термореактивної пластмаси розбивалися на ковадлі із застосуванням десятикілограмового молотка, при цьому руйнування роз'ємів не відбувалося. Враховуючи те, що кількість деталей, що виконуються з таких пластмас, невелика і вони добре ріжуться за допомогою механічного інструменту, доцільним є їхнє ручне розбирання. Наприклад, розрізання або розрубування роз'ємів центральної осі призводить до звільнення металевих контактів від пластмасової основи.

Номенклатура брухту електронної промисловості, що надходить на переробку, охоплює всі деталі і вузли різних агрегатів і приладів, при виготовленні яких використовуються дорогоцінні метали.

Основа виробу, що містить дорогоцінні метали, а відповідно і їх брухт, може бути виготовлена з пластмаси, кераміки, склопластику, багатошарового матеріалу (ВаТіОз) і металу.

Сировина, що надходить з підприємств-здавачів, спрямовується на попереднє розбирання. На цій стадії з електронно-обчислювальних машин та іншого електронного обладнання витягуються вузли, що містять дорогоцінні метали. Вони становлять близько 10-15% загальної маси ЕОМ. Матеріали, що не містять дорогоцінні метали, направляють на вилучення кольорових і чорних металів. Відпрацьований матеріал, що містить дорогоцінні метали (плати з друкованим монтажем, штепсельні роз'єми, проводи та ін.), сортується для видалення золотих і срібних дротів, позолочених штирів бічних роз'ємів друкованих плат та інших деталей з високим вмістом дорогоцінних металів. Відібрані деталі надходять безпосередньо на ділянку афінування дорогоцінних металів.

Опробування технології отримання концентрованого золота та срібла

Пробу золотої губки масою 10,10 г розчинили у царській горілці, упарюванням з соляною кислотоюпозбулися азотної кислоти і висадили металеве золото насиченим розчином сульфату заліза (І), приготованим із розчиненого в сірчаній кислоті карбонільного заліза. Осад багаторазово відмили кип'ятінням з перегнаною НС1 (1:1), водою та розчинили порошок золота в царській горілці, приготованій із перегнаних у кварцовому посуді кислот. Операцію осадження та промивання повторили та відібрали пробу для емісійного аналізу, який показав вміст золота на рівні 99,99%.

Для проведення матеріального балансу були об'єднані та зважені залишки відібраних для аналізу проб (1,39 г Аі) та золото зі спалених фільтрів та електродів (0,48 г), безповоротні втрати склали 0,15 г, або 1,5% від переробленого матеріалу . Такий високий відсоток втрат пояснюється невеликою кількістю залученого до переробки золота та витратами останнього на налагодження аналітичних операцій.

Зливки виділеного з контактів срібла розчинили при нагріванні в концентрованій азотній кислоті, розчин упарили, охолодили і злили з кристалів, що випали солі. Отриманий осад нітрату промили перегнаною азотною кислотою, розчинили у воді та соляною кислотою висадили метал у вигляді хлориду, декантований матковий розчин використовували для відпрацювання технології рафінування срібла електролізом.

Осад хлористого срібла, що відстоявся протягом доби, промили азот 69 ної кислотою і водою, розчинили в надлишку водного аміаку і профільтрували. Фільтрат обробили надлишком соляної кислоти до припинення утворення осаду. Останній промили охолодженою водою і лужною плавкою виділили металеве срібло, яке протруїли киплячою НС1, обмили водою і переплавили з борною кислотою. Отриманий злиток промили гарячою HCI (1:1) водою, розчинили в гарячій азотній кислоті і повторили весь цикл виділення срібла через хлорид. Після плавки з флюсом та промивання соляною кислотою злиток двічі переплавлявся у тиглі з пірографіту з проміжними операціями з очищення поверхні гарячою соляною кислотою. Після цього злиток розкатали в пластину, протруїли поверхню гарячої НС1 (1:1) і виготовили плоский катод для очищення срібла електролізом.

Металеве срібло розчинили в азотній кислоті, довели кислотність розчину до 1,3% HNO3 і провели електроліз цього розчину зі срібним катодом. Операцію повторили і отриманий метал сплавили в тиглі з пірографіту в злиток масою 10,60 г. Аналіз у трьох незалежних організаціях показав, що масова частка срібла в злитку не менше 99,99%.

З великої кількості робіт із вилучення благородних металів із напівпродуктів нами для випробування було обрано спосіб електролізу в розчині мідного купоросу.

62 г металевих контактів з роз'ємів сплавили з бурою і відлили плоский злиток масою 58,53 г. Масова частка золота та срібла становить 3,25% та 3,1% відповідно. Частину зливка (52,42 г) піддавали електролізу як анод в підкисленому сірчаною кислотою розчині мідного купоросу, в результаті чого 49,72 г матеріалу анода розчинилося. Шлам, що утворився, відокремили від електроліту і після дробового розчинення в азотній кислоті і в царській горілці виділили 1,50 г золота і 1,52 г срібла. Після спалювання фільтрів одержали 0,11 г золота. Втрати цього металу становили 0,6%; незворотні втрати срібла-1,2%. Встановлено явище появи у розчині паладію (до 120 мг/л).

При електролізі мідних анодів дорогоцінні метали, що містяться в ньому, концентруються в шламі, що випадає на дно електролізної ванни. Однак спостерігається значний (до 50%) перехід паладію до розчину електроліту. Для перекриття початку втрат паладію була виконана дана робота.

Складність вилучення паладію з електролітів обумовлена їх складним складом. Відомі роботи з сорбційно-екстракційної переробки розчинів. Метою роботи є отримання чистих селів паладію та повернення очищеного електроліту в процес. Для вирішення поставленого завдання нами використано процес сорбції металів на синтетичному іонообмінному волокні АМПАН H/SO4. Як вихідні розчини використовували два розчини: №1 - містить (г/л): паладію 0,755 і 200 сірчаної кислоти; №2 - містить (г/л): паладію 0,4, міді 38,5, заліза - 1,9 і 200 сірчаної кислоти. Для підготовки сорбційної колонки зважували 1 г волокна АМПАН, поміщали його в колонку діаметром 10 мм і замочували волокно на 24 години у воді.

Розробка технології вилучення паладію із сірчанокислих розчинів

Подачу розчину здійснювали знизу за допомогою насоса, що дозує. У ході експериментів фіксували обсяг пропущеного розчину. Проби, відібрані через рівні проміжки часу, атомно-адсорбційним методом аналізували зміст паладію.

Результати дослідів показали, що паладій, що сорбується на волокні, десорбується розчином сірчаної кислоти (200 г/л).

На підставі результатів, отриманих при вивченні процесів сорбції -десорбції паладію на розчину №1, був проведений досвід з вивчення поведінки міді та заліза в кількостях, близьких до їх вмісту в електроліті, при сорбції паладію на волокні. Досліди проведені за схемою, представленою на рис.4.2 (табл. 4.1-4.3), що включає процес сорбції паладію з розчину №2 на волокні, промивання паладію від міді і заліза розчином 0,5М сірчаної кислоти, десорбцію паладію розчином 200 г/ л сірчаної кислоти та промивання волокна водою (рис.4.3).

Як вихідну сировину для плавок бралися продукти збагачення отримані на збагачувальній ділянці підприємства "СКІФ-3". Плавки здійснювалися в печі "Таммана" при температурі 1250-1450С у графіто-шамотових тиглях об'ємом 200 г (по міді). У таблиці 5.1 представлені результати лабораторних плавок різних концентратів та їх сумішей. Без ускладнень розплавлялися концентрати, склади яких представлені у таблицях 3.14 та 3.16. Концентрати, склад яких представлений у таблиці 3.15, вимагають для розплавлення температури в інтервалі 1400-1450С. суміші цих матеріалів Л-4 та Л-8 вимагають для розплавлення температуру порядку 1300-1350С.

Промислові плавки П-1, П-2, П-6, проведені в індукційній печі з тиглі обсягом 75 кг по міді, підтвердили можливість розплавлення концентратів, коли на плавку подавався валовий склад збагачених концентратів.

У процесі досліджень з'ясувалося, що частина електронного брухту розплавляється з великими втратами платини та паладію (концентрати з конденсаторів РЕЛ, табл. 3.14). Механізм втрат був визначений при додаванні на поверхню мідної розплавленої ванни контактів з поверхневим напилюванням на них срібла та паладію (вміст паладію в контактах 8,0-8,5%). У цьому випадку мідь із сріблом виплавилися, залишивши на поверхні ванни паладієву оболонку контактів. Спроба замішати паладій у ванну призвела до руйнування оболонки. Частина паладію вилетіла з поверхні тигля, не встигнувши розчинитися в мідній ванні. Тому всі наступні плавки проводилися із покривним синтетичним шлаком (50% S1O2 + 50% соди).

Козирєв, Володимир Васильович

Автореферат дисертації на тему "Розробка ефективної технології вилучення кольорових та шляхетних металів з відходів радіотехнічної промисловості"

На правах рукопису

ТЕЛЯКОВ Олексій Наїльєвич

РОЗРОБКА ЕФЕКТИВНОЇ ТЕХНОЛОГІЇ

Вилучення кольорових і благодійних металів з відходів радіотехнічної промисловості.

Спеціальність 05.16.02 – Металургія чорних, кольорових

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ 2007

Робота виконана у державному освітньому закладі вищої професійної освіти Санкт-Петербурзькому державному гірничому інституті імені Г.В.Плеханова (технічний університет).

Науковий керівник - доктор технічних наук, професор, заслужений діяч науки РФ

Провідне підприємство – інститут «Гіпронікель».

Захист дисертації відбудеться 13 листопада 2007 р. о 14 год 30 хв на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 212.224.03 при Санкт-Петербурзькому державному гірничому інституті імені Г.В.Плеханова (технічному університеті) за адресою: 199106 Санкт-Петербург, 2 , Д.2, ауд. 2205.

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Санкт-Петербурзького державного гірничого інституту.

Сізяков В.М.

Офіційні опоненти: доктор технічних наук, професор

Білооке І.М.

кандидат технічних наук, доцент

Баймаков А.Ю.

ВЧЕНИЙ СЕКРЕТАР

спеціалізованої вченої ради д.т.н., доцент

В.Н.БРИЧКІН

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність роботи

Сучасна технологія потребує все більшої кількості шляхетних металів. В даний час видобуток останніх різко скоротився і не забезпечує потреби, тому потрібно використовувати всі можливості по мобілізації ресурсів цих металів, і, отже, зростає роль вторинної металургії шляхетних металів. Р1 і Рс1, які у відходах, вигідніше, ніж із руд

Зміна господарського механізму країни, включаючи військово-промисловий комплекс і збройні сили, зумовили необхідність створення в окремих регіонах країни заводів з переробки брухту радіоелектронної промисловості, що містять дорогоцінні метали. те, що поряд з вилученням дорогоцінних металів можна отримувати додатково ще й кольорові метали, наприклад, мідь, нікель, алюміній та інші

Мета роботи. Підвищення ефективності піро-гідрометалургійної технології переробки брухту радіоелектронної промисловості з глибоким вилученням золота, срібла, платини, паладію та кольорових металів.

Методи дослідження. Для вирішення поставлених завдань основні експериментальні дослідження здійснювали на оригінальній лабораторній установці, що включає піч з радіально розташованими дутьовими соплами, що дозволяють забезпечувати обертання розплавленого металу повітрям без розбризкування та за рахунок цього багаторазово збільшити подачу дуття (порівняно з подачею повітря в розплавлений метал через труби). Аналіз продуктів збагачення, плавлення, електролізу здійснювався хімічними методами. Для дослідження використовували метод рентгеноспек-

трального мікроаналізу (РСМА) та рентгенофазового аналізу (РФА).

Достовірність наукових положень, висновків та рекомендацій обумовлена використанням сучасних та надійних методів дослідження та підтверджується гарною збіжністю теоретичних та практичних результатів.

Наукова новизна

Теоретично розрахована і підтверджена в результаті вогневих експериментів на 75-кілограмових пробах розплаву можливість окислення заліза, цинку, нікелю, кобальту, свинцю, олова з мідно-нікелевих анодів, виготовлених з радіоелектронного брухту, що забезпечує високі техніко-економічні показники технології. величини здається енергії активації для окислення в мідному сплаві свинцю - 42,3 кДж/моль, олова - 63,1 кДж/моль, заліза 76,2 кДж/моль, цинку - 106,4 кДж/моль, нікелю - 185,8 кДж /моль.

Розроблено технологію плавки радіоелектронного брухту в індукційній печі, поєднану з впливом на розплав окис-

лювальних радіально-осьових струменів, що забезпечують інтенсивний масо- і теплообмін в зоні плавлення металу,

Новизна технічних рішень підтверджена трьома патентами РФ № 2211420, 2003; № 2231150, 2004 р., № 2276196, 2006 р.

Апробація роботи Матеріали дисертаційної роботи доповідались на Міжнародній конференції «Металургійні технології та обладнання». Квітень 2003 р. Санкт-Петербург, Всеросійської науково-практичної конференції «Нові технології в металургії, хімії, збагаченні та екології» Жовтень 2004 р. Санкт-Петербург; Щорічній науковій конференції молодих учених «Корисні копалини Росії та їх освоєння» 9 березня - 10 квітня 2004 р. Санкт-Петерубрг, Щорічній науковій конференції молодих учених "Корисні копалини Росії та їх освоєння" 13-29 березня 2006 р.

Публікації. Основні положення дисертації опубліковані у 4-х друкованих працях

Структура та обсяг дисертації. Дисертація складається із вступу, 6 розділів, 3-х додатків, висновків та списку літератури Робота викладена на 176 сторінках машинописного тексту, містить 38 таблиць, 28 малюнків Бібліографія включає 117 найменувань

У вступі обґрунтовано актуальність досліджень, викладено основні положення, що виносяться на захист

У другому розділі наведено дані щодо вивчення кількісного та речовинного складу радіоелектронного брухту

У четвертому розділі представлені дані щодо розробки технології отримання металоконцентратів радіоелектронного брухту із вилученням шляхетних металів

У п'ятому розділі описуються результати напівпромислових випробувань з плавки металоконцентратів радіоелектронного брухту з подальшою переробкою на катодну мідь та шлам шляхетних металів

ОСНОВНІ ЗАХИЩУВАНІ ПОЛОЖЕННЯ

1. Фізико-хімічні дослідження багатьох різновидів радіоелектронного брухту обґрунтовують необхідність попередніх операцій розбирання н сортування відходів з подальшим механічним збагаченням, що забезпечує раціональну технологію переробки одержуваних концентратів з виділенням кольорових та благородних металів.

На підставі вивчення наукової літератури та попередніх досліджень було розглянуто та випробувано наступні головні операції переробки радіоелектронних ломів-1. плавка брухту в електричній печі,

2 вилуговування брухтів у розчинах кислот;

3 випал ломів з подальшим електричним плавленням і електролізом напівфабрикатів, що включають кольорові та благородні метали,

4 фізичне збагачення ломів з подальшою електричною плавкою на аноди та переробкою анодів на катодну мідь та шлам шляхетних металів.

Три перші способи були відхилені через екологічні труднощі, які виявляються непереборними при використанні аналізованих головних операцій

Спосіб фізичного збагачення був розроблений нами і полягає в тому, що сировина, що надходить, направляється на попереднє розбирання На цій стадії з електронно-обчислювальних машин та іншого електронного обладнання вилучаються вузли, що містять дорогоцінні метали (таблиці 1, 2) кольорових металів Матеріал, що містить дорогоцінні метали (плати з друкованим монтажем, штепсельні роз'єми, проводи та ін.), сортується для видалення золотих і срібних дротів, позолочених штирів бічних роз'ємів друкованих плат та інших деталей з високим вмістом дорогоцінних металів Ці деталі можуть бути перероблені

Таблиця 1

Баланс електронного обладнання на ділянці 1-го розбирання

№ п/п Найменування промпродукту Кількість, кг Зміст, %

1 Прийшло для переробки Стійки електронних приладів, машин, комутаційного обладнання 24000,0 100

2 3 Отримано після переробки Електронний брухт у вигляді плат, роз'ємів тощо Лом кольорових і чорних металів, що не містить шляхетних металів, пластик, органічне скло

Таблиця 2

Баланс електронного брухту на ділянці 2-го розбирання та сортування

п/п Найменування промпродукту Коліче- Зміст-

ство, кг ня, %

Отримано для переробки

1 Електронний брухт у вигляді (роз'ємів і плат) 4100,0 100

Отримано після відділення ручної

розбирання та сортування

2 Рознімання 395,0 9,63

3 Радіодеталі 1080,0 26,34

4 Плати без радіодеталей та фурнітури (на впа- 2015,0 49,15

яних ніжках радіодеталей і на полуді зі-

тримаються благородні метали)

Засувки плат, штирі, що направляють плат (еле-

5 менти не містять благородні метали) 610,0 14,88

Разом 4100,0 100

Такі деталі, як роз'єми на термореактивній та термопластиковій основі, роз'єми на платах, невеликі плати з фальгованого гетинаксу або склопластику з окремими радіодеталями та доріжками, конденсатори змінної та постійної ємності, мікросхеми на пластиковій та керамічній основі, резистори, керамічні , запобіжників, антен, вимикачі та перемикачі, можуть бути перероблені прийомами збагачення.

Як головний агрегат для операції дроблення були випробувані молоткова дробарка МД 2x5, щокова дробарка (ДЩ 100x200) та конусно-інерційна дробарка (КІД-300)

У процесі роботи з'ясувалося, що конусна інерційна дробарка повинна працювати тільки під завалом матеріалу, тобто при повному заповненні приймальної лійки. Для ефективної роботи конусної інерційної дробарки існує верхня межа крупності матеріалу, що переробляється Шматки більшого розміру порушують нормальну роботу дробарки. Ці недоліки, головним з яких є необхідність змішування різних матеріалів

постачальників, змусили відмовитися від використання КІД-300 як головний агрегат для подрібнення.

Використання в якості головного подрібнювального агрегату молоткової дробарки в порівнянні зі щоковою виявилося кращим внаслідок її високої продуктивності при дробленні електронного брухту

Встановлено, що продукти дроблення включають магнітну і немагнітну металеву фракції, які містять основну частину золота, срібла, паладію. Для вилучення магнітної металевої частини продукту подрібнення був випробуваний магнітний сепаратор ПБСЦ 40/10. Встановлено, що магнітна частина в основному складається з нікелю, кобальту, заліза (таблиця 3). %

Немагнітна металева частина подрібненого продукту була виділена з використанням електростатичного сепаратора ЗЕБ 32/50. Встановлено, що металева частина складається в основному з міді та цинку. Шляхетні метали представлені сріблом та паладієм. Визначено оптимальну продуктивність апарату, яка склала 3 кг/хв при вилученні срібла 97,8%.

Таблиця 3

Склад концентратів, одержуваних при сортуванні та переробці радіоелектронного брухту

Сі № З 1хх Ре АН Аі Рс1 14 Інші Сума

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Срібно-палладієві концентрати

1 64,7 0,02 сл 21,4 од 2,4 сл 0,3 0,006 11,8 100,0

2 77,3 0,7 0,03 4,5 0,7 0,3 1,3 0,5 0,01 19,16 100,0

Магнітні концентрати

3 сл 21,8 21,5 0,02 36,3 сл 0,6 0,05 0,01 19,72 100,0

Концентрати із конденсаторів

4 0,2 0,59 0,008 0,05 1,0 0,2 немає 2,8 0,8 М£0-14,9 СаО-25,6 8п-2,3 РЬ-2,5 11203-49, 5 100,0

Рис 1 Агшаратурно-технологічна схема збагачення радіоелектронного брухту

1- молоткова дробарка МД-2x5; 2-дробилка зубчасто-валкова 210 ДР, 3-віброгрохот ВГ-50, 4-магюггай сепаратор ПБСЦ-40/Ю; 5-сепаратор електростатичний ВЕБ-32/50

2. Поєднання процесів плавки концентратів РЕЛ та електролізу отриманих медво-нікелевих анодів лежить в основі технології концентрування благородних металів у шлаїх, придатних для переробки стандартними методами; для підвищення ефективності способу на стадії плавки здійснюють ошлакування домішок РЕЛ в апаратах з радіально розташованими дутьевыми соплами.

Концентрати РЕЛ ШОя

У .......................... . ■ .- ...I II." год

Вилужування

хГпульпа

Фільтрування

I Розчин I Осад (Аі, вп, Пекло, Сі, N1) --■ на виробництво Аі

Осадження Ag

Фільтрування

Розчин на утилізацію Сі+2, М+2,2п+\ РсГ2

"ТАд на лужну ▼ пл

Рис 2 Схема вилучення благородних металів з вилуговуванням концентрату

Результати сорбції представлені малюнку 3. Сорбцион-ная ємність волокна становила 6,09%.

Рис.3. Результати сорбції паладію на синтетичному волокні

Висока агресивність мінеральних кислот, відносно низьке вилучення срібла та необхідність утилізації великої кількості скидних розчинів звужує можливості використання цього способу до переробки золотих концентратів (спосіб неефективний для переробки всього обсягу концентратів радіоелектронного брухту).

Оскільки в концентратах кількісно переважають концентрати на мідній основі (до 85% від загальної маси) і вміст міді в цих концентратах становить 50-70%, в лабораторних уело-

віях була перевірена можливість переробки концентрату на основі плавки на мідно-нікелеві аноди з подальшим їх розчиненням.

Концентрати радіоелектронного брухту

Електроліт I-\

-[ Електроліз |

Шлам благородних Катодна металів мідь

Рис.4 Схема вилучення благородних металів з плавкою на мідно-нікелеві аноди та електролізом

Плавку концентратів проводили в печі "Таммана" у графі-то-шамотових тиглях. Маса плавки становила 200 г. Без ускладнення розплавлялися концентрати на мідній основі. Температура їхнього плавлення знаходиться в інтервалі 1200-1250°С. Концентрати на залізо-нікелевій основі вимагають для розплавлення температуру 1300-1350°С Промислові плавки, проведені при температурі 1300°З індукційної печі з тиглем 100 кг, підтвердили можливість розплавлення концентратів, коли на плавку подається валовий склад обогащен.

містить 40 г/л міді, 35 г/л Н2804. Хімічний склад електроліту, шламу та катодного осаду наведено у таблиці 4

Встановлено, що паладій в умовах електролізу ділиться по всіх продуктах електролізу, так, в електроліті вміст паладію становить до 500мг/л, концентрація на катоді досягає 1,4%. Найменша частина паладію надходить у шлам. У шламі відбувається накопичення олова, що ускладнює його подальшу переробку без попереднього виведення олова Свинець переходить у шлам і також ускладнює його переробку Спостерігається пасивація анода Рентгеноструктурний та хімічний аналіз верхньої частини пасивованих анодів показав, що причиною явища є оксид свинцю.

Оскільки свинець, що у аноді, перебуває у металевому вигляді, то аноді відбуваються такі процеси.

РЬ - 2е = РЬ2+

20Н - 2е = Н20 + 0,502 804 "2 - 2е = 8<Э3 + 0,502

При незначній концентрації іонів нориці в сірчанокислому електроліті його нормальний потенціал є найбільш негативним, тому на аноді утворюється сульфат свинцю, який зменшує площу анода, внаслідок чого зростає анодна щільність струму, що сприяє окисленню двовалентного свинцю в чотиривалентні іони

РЬ2+ - 2е = РЬ4+

В результаті гідролізу відбувається утворення РЮ2 реакції.

РЬ(804)2 + 2Н20 = РЬ02 + 2Н2804

Таблиця 4

Результати розчинення анодів

№ пп Найменування продукту Зміст, %, г/л

Сі № З Хп Бе Мо Р<1 Аи РЬ Бп

1 Анод, % 51,2 11,9 1,12 14,4 12,4 0,5 0,03 0,6 0,15 3,4 2,0 2,3

2 Катодний осад, % 97,3 0,2 0,03 0,24 0,4 немає сл 1,4 0,03 0,4 немає

3 Електроліт, г/л 25,5 6,0 0,4 9,3 8,8 0,9 сл 0,5 0,001 0,5 ні 2,9

4 Шлам, % 31,1 0,3 сл 0,5 0,2 2,5 сл 0,7 1,1 27,5 32,0 4,1

Оксид свинцю створює на аноді захисний шар, який визначає неможливість подальшого розчинення аноду. Електрохімічний потенціал анода становив 0,7 В, що призводить до переведення іонів паладію в електроліт і подальшого розрядження його на катоді.

Термодинамічні розрахунки, проведені з припущення, що у ванну печі необмежено надходить кисень повітря, показали, що такі домішки, як Бе, Хп, А1, Бп і РЬ, можуть бути окислені в міді. ,37% при вмісті у розплаві міді 1,5% Си20 і 0,94% при вмісті у розплаві 12,0% Си20.

Лабораторними дослідженнями було встановлено, що важлива роль при окисненні металоконцентрату належать! усі домішки

Таблиця 5

Результати плавок металоконцентрату відходів радіоелектронного брухту з радіально розташованими дутьовими соплами в залежності від часу продування.

№ пп Найменування продукту Склад, %

Сі № Ре гп РЬ Бп Пекло Аі М Інші Всього

1 Сплав вихідний 60,8 8,5 11,0 9,5 0,1 3,0 2,5 4,3 0,10 0,2 0,0 100,0

2 Сплав після 15-хвилинної продування 69,3 6,7 3,5 6,5 0,07 0,4 0,8 4,9 0,11 0,22 7,5 100,0

3 Сплав після 30-хвилинної продування 75,1 5,1 0,1 4,7 0,06 0,3 0,4 5,0 0,12 0,25 8,87 100,0

4 Сплав після 60-хвилинної продування 77,6 3,9 0,05 2,6 0,03 0,2 0,09 5,2 0,13 0,28 9,12 100,0

5 Сплав після 120-хвилинної продування 81,2 2,5 0,02 1,1 0,01 0,1 0,02 5,4 0,15 0,30 9,2 100,0

Результати плавок показують, що 15 хвилин продування через дутьові сопла достатні, щоб видалити значну частину домішок. Визначено енергію активації реакції окислення в мідному сплаві свинцю - 42,3 кДж/моль, олова -63,1 кДж/моль, заліза 76,2 кДж/моль, цинку - 106,4 кДж/моль, нікелю - 185,8 кДж /моль

Дослідження анодного розчинення продуктів плавки показали, що пасивація анода при електролізі сплаву в сірчанокислому електроліті відсутня після 15-хвилинної продування. Електроліт не збіднюється по міді і не збагачується домішками, що перейшли в шлам при плавці, що забезпечує його багаторазове використання У шламах відсутні свинець і олово, що дозволяє використовувати стандартну технологію переробки шламів за схемою обезмежування шламу -» лужна плавка на золото-срібний сплав

За результатами досліджень розроблено пічні агрегати з радіально розташованими дутьевыми соплами, що працюють у періодичному режимі на 0,1 кг, 10 кг, 100 кг по міді, що забезпечують переробку різних за масштабом партій радіоелектронного брухту. При цьому вся технологічна лінія переробки здійснює вилучення дорогоцінних металів без об'єднання партій різних постачальників, що забезпечує точний фінансовий розрахунок за здані метали За результатами випробувань розроблено вихідні дані на будівництво заводу з переробки РЕЛ продуктивністю 500 кг золота на рік.

1 Розроблено теоретичні основи способу переробки відходів радіоелектронної промисловості з глибоким вилученням шляхетних та кольорових металів.

1 1 Визначено термодинамічні характеристики основних процесів окислення металів у мідному сплаві, що дозволяють спрогнозувати поведінку згаданих металів та домішок.

1 2 Визначено величини здається енергії активації окислення в мідному сплаві нікелю - 185,8 кДж/моль, цинку -106,4 кДж/моль, заліза - 76,2 кДж/моль, олова 63,1 кДж/моль, свинцю 42,3 кДж/моль.

2 Розроблено пірометаллургічну технологію переробки відходів радіоелектронної промисловості з отриманням золото-срібного сплаву (метал Доре) та платино-палладієвого концентрату.

2.1 Встановлено технологічні параметри (час дроблення, продуктивність магнітної та електростатичної сепарації, ступінь вилучення металів) фізичного збагачення РЕЛ за схемою подрібнення - магнітна сепарація - електростатична сепарація, що дозволяє отримувати концентрати благородних металів з прогнозованим кількісним та якісним складом

2 2 Визначено технологічні параметри (температура плавлення, витрата повітря, ступінь переходу домішок у шлак, склад шлаку, що рафінує) окислювальної плавки концентратів в індукційній печі з подачею в розплав повітря радіально-осьовими фурмами; розроблені та випробувані агрегати з радіально-осьовими фурмами різної продуктивності.

3 На підставі проведених досліджень виготовлено та запущено у виробництво дослідно-промислову установку з переробки радіоелектронного брухту, що включає ділянку подрібнення (дробилка МД2х5), магнітної та електростатичної сепарації (ПБСЦ 40/10 та ЗЕБ 32/50), плавлення в індукційній печі (ПІ) /10) з генератором СЧГ 1-60/10 і блоком плавлення з радиально-осьовими фурмами, електрохімічного розчинення анодів та переробки шламів благородних металів, досліджено ефект «пасивації» анода, встановлено існування різко екстремальної залежності вмісту свинцю в мідно-нікелевому аноді , виготовленого з радіоелектронного брухту, що має враховуватися при керуванні процесом окисного радіально-осьового плавлення

4. В результаті напівпромислових випробувань технології переробки радіоелектронного брухту розроблено вихідні дані

для будівництва заводу з переробки відходів радіотехнічної промисловості

5. Очікуваний економічний ефект від запровадження розробок дисертації для потужність по золоту 500 кг/рік становить ~50 млн крб. при терміні окупності 7-8 місяців

1 Теляков А.Н. Утилізація відходів електротехнічних підприємств / АН Теляков, Д.В.Горленков, Е.Ю Степанова // Тези доповіді Міжнар. конф "Металургійні технології та екологія" 2003

2 Теляков А Н. Результати випробувань технології переробки радіоелектронного брухту / АН Теляков, Л.В.Іконін // Записки Гірничого інституту. Т 179 2006

3 Теляков А.Н Дослідження з окислення домішок металоконцентрату радіоелектронного брухту // Записки Гірничого інституту Т 179 2006

4 Теляков А.Н Технологія переробки відходів радіоелектронної промисловості/АН Теляков, Д В.Горленков, Е.Ю Георгієва // Кольорові метали №6 2007.

РІЦ СПГГИ 08 109 2007 3 424 Т 100 екз 199106 Санкт-Петербург, 21-а лінія, д 2

ВСТУП.

Глава 1. ОГЛЯД ЛІТЕРАТУРИ.

Глава 2. ВИВЧЕННЯ РЕЧОВОГО СКЛАДУ

РАДІОЕЛЕКТРОННОГО ЛОМУ.

Глава 3. РОЗРОБКА ТЕХНОЛОГІЇ УСЕРЕДНЕННЯ

РАДІОЕЛЕКТРОННОГО ЛОМУ.

3.1. Випалення радіоелектронного брухту.

3.1.1. Відомості про пластмаси.

3.1.2. Технологічні розрахунки утилізації випалювальних газів.

3.1.3. Випалення радіоелектронного брухту в нестачі повітря.

3.1.4. Випалення радіоелектронного брухту в трубчастій печі.

3.2 Фізичні методи переробки радіоелектронного брухту.

3.2.1. Опис збагачувальної ділянки.

3.2.2. Технологічна схема ділянки збагачення.

3.2.3. Відпрацювання технології збагачення промислових агрегатах.

3.2.4. Визначення продуктивності агрегатів ділянки збагачення під час переробки радіоелектронного брухту.

3.3. Промислові випробування збагачення радіоелектронного брухту.

3.4. Висновки до 3 розділу.

Глава 4. РОЗРОБКА ТЕХНОЛОГІЇ ПЕРЕРОБКИ КОНЦЕНТРАТІВ РАДІОЕЛЕКТРОННОГО ЛОМУ.

4.1. Дослідження з переробки концентратів РЕЛ у розчинах кислот.

4.2. Опробування технології отримання концентрованого золота та срібла.

4.2.1. Випробування технології отримання концентрованого золота.

4.2.2. Випробування технології отримання концентрованого срібла.

4.3. Лабораторні дослідження з вилучення золота та срібла РЕЛ плавкою та електролізом.

4.4. Розробка технології вилучення паладію із сірчанокислих розчинів.

4.5. Висновки до розділу 4.

Глава 5. НАПІВПРОМИСЛОВІ ВИПРОБУВАННЯ З ПЛАВКИ І ЕЛЕКТРОЛІЗУ КОНЦЕНТРАТІВ РАДІОЕЛЕКТРОННОГО ЛОМУ.

5.1. Плавка металоконцентратів РЕЛ.

5.2. Електроліз продуктів плавки РЕЛ.

5.3. Висновки до 5 розділу.

Глава 6. ВИВЧЕННЯ ОКИСЛЕННЯ ПРИМІШІВ ПРИ ПЛАВЦІ РАДІОЕЛЕКТРОННОГО ЛОМУ.

6.1. Термодинамічні розрахунки окиснення домішок РЕЛ.

6.2. Вивчення окислення домішок концентратів РЕЛ.

6.3. Напівпромислові випробування з окислювальної плавки та електролізу концентратів РЕЛ.

6.4. Висновки на чолі.

Вступ 2007 рік, дисертація з металургії, Теляков, Олексій Наїльєвич

Актуальність роботи

Метою роботи є розробка технології вилучення золота, срібла, платини, паладію та кольорових металів із ломів радіоелектронної промисловості та технологічних відходів підприємств.

Основні положення, що виносяться на захист

1. Попереднє сортування РЕЛ з наступним механічним збагаченням забезпечує отримання металевих сплавів з підвищеним вилученням у них дорогоцінних металів.

2. Фізико-хімічний аналіз деталей радіоелектронного брухту показав, що в основі деталей присутні до 32 хімічних елемента, при цьому співвідношення міді до суми елементів, що залишилися, становить 50-г60: 50-Й0.

3. Низький потенціал розчинення мідно-нікелевих анодів, отриманих при плавці радіоелектронного брухту, забезпечує можливість отримання шламів благородних металів, придатних для переробки за стандартною технологією.

Методи дослідження. Лабораторні, укрупнено-лабораторні, промислові випробування; аналіз продуктів збагачення, плавлення, електролізу здійснювався хімічними методами. Для дослідження використовувався метод рентгеноспектрального мікроаналізу (РСМА) та рентгенофазового аналізу (РФА) з використанням установки "ДРОН-Про".

Обґрунтованість та достовірність наукових положень, висновків та рекомендацій обумовлені використанням сучасних та надійних методів дослідження та підтверджується гарною збіжністю результатів комплексних досліджень, виконаних у лабораторних, укрупнено-лабораторних та промислових умовах.

Наукова новизна

Практична значущість роботи

Розроблено технологічну лінію з випробування радіоелектронних брухтів, що включає відділення розбирання, сортування, механічного збагачення плавки та аналізу шляхетних та кольорових металів;

Розроблено та випробувано у дослідно-промисловому масштабі технологічну схему переробки радіоелектронних брухтів та технологічних відходів підприємств, що забезпечує індивідуальну переробку та розрахунок з кожним постачальником РЕЛ.

Висновок дисертація на тему "Розробка ефективної технології вилучення кольорових та шляхетних металів із відходів радіотехнічної промисловості"

ВИСНОВКИ З РОБОТИ

1. На підставі аналізу літературних джерел та експериментів виявлено перспективний спосіб переробки радіоелектронного брухту, що включає сортування, механічне збагачення, плавку та електроліз мідно-нікелевих анодів.

2. Розроблено технологію випробування радіоелектронного брухту, що дозволяє переробляти окремо кожну технологічну партію постачальника з кількісним визначенням металів.

3. На підставі порівняльних випробувань 3х головних подрібнювальних апаратів (конусно-інерційна дробарка, щокова дробарка, молоткова дробарка) для промислової реалізації рекомендована молоткова дробарка.

4. На підставі проведених досліджень виготовлено та запущено у виробництво дослідно-промислову установку з переробки радіоелектронного брухту.

5. У лабораторних та промислових експериментах досліджено ефект «пасивації» анода. Встановлено існування різко екстремальної залежності вмісту свинцю в мідно-нікелевому аноді, виготовленого з радіоелектронного брухту, що має враховуватися при керуванні процесом окисного радіально-осьового плавлення.

6. Внаслідок напівпромислових випробувань технології переробки радіоелектронного брухту розроблено вихідні дані для будівництва заводу з переробки відходів радіотехнічної промисловості.

Бібліографія Теляков, Олексій Наїльєвич, дисертація на тему Металургія чорних, кольорових та рідкісних металів

1. Меретуков М.А. Металургія шляхетних металів/М.А.Мететуков, A.M. Орлів. М: Металургія, 1992.

2. Лебідь І. Проблеми та можливості утилізації вторинної сировини, що містить шляхетні метали. Теорія та практика процесів кольорової металургії; досвід металургів І.Лебідь, С.Цигенбальт, Г.Кроль, Л.Шлоссер. М: Металургія, 1987. С. 74-89.

3. Malhotra S. Reclamation з Precious metals for serap. In Precious Metals. Mining Extraction and Processing. Proc. Int. Sump. Los-Angeles Febr 27-29.1984 Met. Soc. of AUME. 1984. P. 483-494

4. Williams D.P., Drake P. Recovery з високих металів від електричного штриху. Proc Gth Int Precious Metals Conf. Newport Beach, Каліфорнія. Iune 1982. Toronto, Pergamon Press 1983 p 555-565.

5. Dove R Degussa: A diversified specialist. Metal Bull MON 1984 №158 p.ll, 13, 15, 19,21.

6. Gold from garhoge. The Northern Miner. V. 65. №51. P. 15.

7. Dunning BW. Оценка: 0 (0 голосов) Precious Metals Recovery від Electronic scrap and Solder використаний в Electronic Manufacture. Int Circ Bureau of Mines US Dep. Inter 1986 №9059. P. 44-56.

8. Єгоров В.Л. Магнітні електричні та спеціальні методи збагачення руд. М: Надра 1977.

9. Ангелов А.І. Фізичні основи електричної сепарації / А. І. Ангелов, І. П. Верещагін та ін. М.: Надра. 1983.

10. Масленіцький І.М. Металургія шляхетних металів/І.М.Масленіцький, Л.В.Чугаєв. М: Металургія. 1972.

11. Основи металургії/За редакцією Н.С.Грейвера, І.П. Сажина, І.А.Стрігіна, А.В. Троїцького. М: Металургія, T.V. 1968.

12. Смирнов В.І. Металургія міді та нікелю. М: Металургія, 1950.

13. Morrison B.H. Зображення срібла і золота з рефінера сльози в Canadian copper refiners. In: Proc Symp Extraction Metallurgy 85. London 9-12 Sept 1985 Inst of Mininy and Metall London 1985. P. 249-269.

14. Leigh A.H. Практика thin refining of precions metals. Proc. Int Symp Hydrometallurgy. Чикаго. 1983 Febr. 25 Marchl – AIME, NY – 1983. P.239-247.

15. Технічні умови ТУ 17-2-2-90. Сплав срібно-золотий.

16. ГОСТ 17233-71-ГОСТ 17235-71. Методи аналізу.

17. Аналітична хімія платинових металів/За ред. акад

18. A.П.Виноградова. М: Наука. 1972.

19. Пат. РФ 2103074. Спосіб вилучення шляхетних металів із золотоносних пісків / В. А. Нерлов та ін. 1991.08.01.

20. Пат. 2081193 РФ. Спосіб перколяційного вилучення срібла та золота з руд та відвалів / Ю.М.Поташников та ін. 1994.05.31.

21. Пат. 1616159 РФ. Спосіб вилучення золота з глинистих руд

22. B.К.Чернов та ін. 1989.01.12.

23. Пат. 2078839 РФ. Лінія переробки флотоконцентрату/А.Ф.Панченко та ін. 1995.03.21.

24. Пат. 2100484 РФ. Спосіб отримання срібла з його сплавів/А.Б.Лебідь, В.І.Скороходов, С.С.Набойченко та ін. 1996.02.14.

25. Пат. 2171855 РФ. Спосіб вилучення платинових металів із шла-мов / Н.І.Тимофєєв та ін. 2000.01.05.

26. Пат. 2271399 РФ. Спосіб вилуговування паладію зі шламів / А.Р.Татарінов та ін. 2004.08.10.

27. Пат. 2255128 РФ. Спосіб вилучення паладію з відходів / Ю.В.Демін та ін. 2003.08.04.

28. Пат. 2204620 РФ. Спосіб переробки опадів на основі оксидів заліза, що містять шляхетні метали/Ю.А.Сидоренко та ін. 1001.07.30.

29. Пат. 2286399 РФ. Спосіб переробки матеріалів, що містять шляхетні метали та свинець / А.К.Тер-Оганесянц та ін. 2005.03.29.

30. Пат. 2156317 РФ. Спосіб вилучення золота із золотовмісної сировини / В.Г.Моїсеєнко, В.С.Римкевич. 1998.12.23.

31. Пат. 2151008 РФ. Установка для отримання золота з промислових відходів / Н.В.Перцов, В.А.Прокопенко. 1998.06.11.

32. Пат. 2065502 РФ. Спосіб вилучення платинових металів із матеріалу, що їх містить / А.В.Єрмаков та ін. 1994.07.20.

33. Пат. 2167211 РФ. Екологічно чистий спосіб вилучення шляхетних металів із матеріалів, що їх містять / В.А.Гуров. 2000.10.26.

34. Пат. 2138567 РФ. Спосіб вилучення золота із позолочених деталей, що містять молібден / С. І. Лолейт та ін. 1998.05.25.

35. Пат. 2097438 РФ. Спосіб вилучення металів з відходів / Ю.М.Сисоєв, А.Г.Ірисов. 1996.05.29.

36. Пат. 2077599 РФ. Спосіб виділення срібла з відходів, що містять важкі метали/А.Г.Кастов та ін. 1994.07.27.

37. Пат. 2112062 РФ. Спосіб переробки шліхового золота / А.І.Карпухін, І.І.Стельніна, Г.С.Рибкін. 1996.07.15.

38. Пат. 2151210 РФ. Спосіб переробки сплаву лігатурного золота /

39. A.І.Карпухін, І.І.Стельніна, Л.А.Медведєв, Д.Є.Дементьєв. 1998.11.24.

40. Пат. 2115752 РФ. Спосіб пірометаллургічного рафінування платинових сплавів/А.Г.Мазалецький, А.В.Єрмаков та ін. 1997.09.30.

41. Пат. 2013459 РФ. Спосіб рафінування срібла / О.В.Лапицька, М.Г.Слотинцева, Е.І.Ритвін, Н.М.Слотинцев. Є.М.Бичков, Н.М.Трофімов,1. B.П.Нікітін. 1991.10.18.

42. Пат. 2111272 РФ. Спосіб виділення платинових металів. В.І.Скороходов та ін. 1997.05.14.

43. Пат. 2103396 РФ. Спосіб переробки розчинів промпродуктовофінажного виробництва металів платинової групи / В.А.Насонова, Ю.А.Сидоренко. 1997.01.29.

44. Пат. 2086685 РФ. Спосіб пірометалургійного рафінування золото- і срібних відходів. 1995.12.14.

45. Пат. 2096508 РФ. Спосіб вилучення срібла з матеріалів, що містять хлорид срібла, домішки золота та метали платинової групи / С. І. Лолейт та ін. 1996.07.05.

46. Пат. 2086707 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів з ціаністих розчинів / Ю. А. Сидоренко та ін. 1999.02.22.

47. Пат. 2170277 РФ. Спосіб отримання хлориду срібла з промпродуктів, що містять хлорид срібла / Е.Д.Мусін, А.І.Канрпухін Г.Г.Мнісов. 1999.07.15.

48. Пат. 2164255 РФ. Спосіб вилучення благородних металів із продуктів, що містять хлорид срібла, метали платинової групи / Ю. А. Сидоренко та ін. 1999.02.04.

49. Худяков І.Ф. Металургія міді, нікелю, супутніх елементів та проектування цехів / І.Ф.Худяков, С.Е.Кляйн, Н.Г.Агєєв. М: Металургія. 1993. С. 198-199.

50. Худяков І.Ф. Металургія міді, нікелю та кобальту / І.Ф.Худяков, А.І.Тихонов, В.І.Деєв, С.С.Набойченао. М: Металургія. 1977. Т.1. С.276-177.

51. Пат. 2152459 РФ. Спосіб електролітичного рафінування міді / Г.П.Міроївський К.А.Демидов, І.Г.Єрмаков та ін. 2000.07.10.

52. А.С. 1668437 СРСР. Спосіб переробки відходів, що містять кольорові метали / С.М.Крічунов, В.Г.Лобанов та ін. 1989.08.09.

53. Пат. 2119964 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів/А.А.Антонов, О.В.Морозов, К.І.Крищенко. 2000.09.12.

54. Пат. 2109088 РФ. Багатоблочний проточний електролізер для вилучення металів із розчинів їх солей / А.Д.Кореневський, В.А.Дмитрієв, К.Н.Крячко. 1996.07.11.

55. Пат. 2095478 РФ. Спосіб вилучення золота з відходів/В.А.Богдановська та ін. 1996.04.25.

56. Пат. 2132399 РФ. Спосіб переробки сплаву металів платинової групи/В.І.Богданов та ін. 1998.04.21.

57. Пат. 2164554 РФ. Спосіб виділення шляхетних металів із розчину / В.П.Карманников. 2000.01.26.

58. Пат. 2093607 РФ. Електролітичний спосіб очищення концентрованих солянокислих розчинів платини, що містять домішки / З.Херман, У.Ландау. 1993.12.17.

59. Пат. 2134307 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів із розчинів /В.П.Зозуля та ін. 2000.03.06.

60. Пат. 2119964 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів та встановлення для його здійснення / Є.А.Петрова, А.А.Самаров, М.Г.Макаренко. 1997.12.05.

61. Пат. 2027785 РФ. Спосіб вилучення благородних металів (золота та срібла) із твердих матеріалів / В.Г.Лобанов, В.І.Краєв та ін. 1995.05.31.

62. Пат. 2211251 РФ. Спосіб селективного вилучення металів платинової групи з анодних шламів/В.І.Петрік. 2001.09.04.

63. Пат. 2194801 РФ. Спосіб вилучення золота та/або срібла з відходів / В.М.Бочкарьов та ін. 2001.08.06.

64. Пат. 2176290 РФ. Спосіб електролітичної регенерації срібла із срібного покриття на срібній основі / О.Г.Громов, А.П.Кузьмін та ін. 2000.12.08.

65. Пат. 2098193 РФ. Установка для вилучення речовин та частинок (золота, платини, срібла) із суспензій та розчинів / В.С.Жабреєв. 1995.07.26.

66. Пат. 2176279 РФ. Спосіб переробки вторинної золотовмісної сировини в чисте золото / Л.А.Дороничева та ін. 2001.03.23.

67. Пат. 1809969 РФ. Спосіб вилучення платини IV із солянокислих розчинів / Ю.Н.Пожидаєв та ін. 1991.03.04.

68. Пат. 2095443 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів із розчинів / В.А.Гуров, В.С.Іванов. 1996.09.03.

69. Пат. 2109076 РФ. Спосіб переробки відходів, що містять мідь, цинк, срібло та золото / Г. В. Верьовкін, В. В. Денисов. 1996. 02.14.

70. Пат. 2188247 РФ. Спосіб вилучення платинових металів із розчинів афінажного виробництва / Н.І.Тимофєєв та ін. 2001.03.07.

71. Пат. 2147618 РФ. Спосіб очищення шляхетних металів від домішок/Л.А.Воропанова. 1998.03.10.

72. Пат. 2165468 РФ. Спосіб вилучення срібла з відпрацьованих фоторозчинів, промивних та стічних вод/Е.А.Петров та ін. 1999.09.28.

73. Пат. 2173724 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів із шлаків / Р.С.Алєєв та ін. 1997.11.12.

74. Брокмаєр К. Індукційні плавильні печі. М: Енергія, 1972.

75. Фарбман С.А. Індукційні печі для плавки металів та сплавів / С.А.Фарбман, І.Ф.Коловаєв. М: Металургія, 1968.

76. Сасса B.C. Футерування індукційних печей та міксерів. М: Енерго-атоміздат, 1983.

77. Сасса B.C. Футерування індукційних печей. М: Металургія, 1989.

78. Цигін В.А. Плавка кольорових металів в печах індукційних. М: Металургія, 1974.

79. Баменко В.В. Електроплавильні печі кольорової металургії/В.В.Баменко, А.В.Донський, І.М.Соломахін. М: Металургія, 1971.

80. Пат. 2164256 РФ. Спосіб переробки сплавів, що містять благородні та кольорові метали/С.Г.Рибкін. 1999.05.18.

81. Пат. 2171301 РФ. Спосіб вилучення дорогоцінних металів, зокрема срібла, з відходів / С. І. Лолейт та ін. 1999.06.03.

82. Пат. 2110594 РФ. Спосіб вилучення благородних металів із напівпродуктів / С.В.Дігонський, Н.А.Дубакін, О.Д.Кравцов. 1997.02.21.

83. Пат. 2090633 РФ. Спосіб переробки електронного брухту, що містить шляхетні метали/В.Г.Кіраєв та ін. 1994.12.16.

84. Пат. 2180011 РФ. Спосіб переробки брухту виробів електронної техніки / Ю. А. Сидоренко та ін. 2000.05.03.

85. Пат. 2089635 РФ. Спосіб вилучення срібла, золота, платини та паладію з вторинної сировини, що містить шляхетні метали / Н.А.Устинченко та ін. 1995.12.14.

86. Пат. 2099434 РФ. Спосіб вилучення дорогоцінних металів із вторинної сировини, переважно з олов'яно-свинцевого припою/С.І.Лолейт та ін. 1996.07.05.

87. Пат. 2088532 РФ. Спосіб вилучення платини та (або) ренію з відпрацьованих каталізаторів на основі мінеральних оксидів / А.С.Білий та ін. 1993.11.29.

88. Пат. 20883705 РФ. Спосіб вилучення шляхетних металів з глиноземних матеріалів та відходів виробництва / Я.М.Баум, С.С.Юров, Ю.В.Борисов. 1995.12.13.

89. Пат. 2111791 РФ. Спосіб вилучення платини з відпрацьованих платиносодержащих каталізаторів на основі оксиду алюмінію / С.Е.Спіридонів та ін. 1997.06.17.

90. Пат. 2181780 РФ. Спосіб вилучення золота із золотовмісних поліметалевих матеріалів / С.Е.Спіридонів. 1997.06.17.

91. Пат. 2103395 РФ. Спосіб вилучення платини з відпрацьованих каталізаторів/Е.П.Бучихін та ін. 1996.09.18.

92. Пат. 2100072 РФ. Спосіб спільного вилучення платини та ренію з відпрацьованих платино-ренієвих каталізаторів / В.Ф.Борбат, Л.М.Адєєва. 1996.09.25.

93. Пат. 2116362 РФ. Спосіб вилучення дорогоцінних металів з відпрацьованих каталізаторів/Р.С.Алєєв та ін. 1997.04.01.

94. Пат. 2124572 РФ. Спосіб вилучення платини з дезактивованих алюмо-платинових каталізаторів / І. А. Апраксін та ін. 1997.12.30.

95. Пат. 2138568 РФ. Спосіб переробки відпрацьованих каталізаторів, що містять метали платинової групи / С. Є. Годжієв та ін. 1998.07.13.

96. Пат. 2154686 РФ. Спосіб підготовки відпрацьованих каталізаторів, що включають носій, що містить, принаймні, один шляхетний метал, до подальшого вилучення цього металу / Е. А. Петрова та ін. 1999.02.22.

97. Пат. 2204619 РФ. Спосіб переробки алюмопластикових каталізаторів, що переважно містять реній / В.А.Щипачов, Г.А.Горньова. 2001.01.09.

98. Вайсберг J1.A. Безвідходна технологія регенерації платино-палладієвих відпрацьованих каталізаторів/Л.А.Вайсберг, Л.П.Зарогацький// Кольорові метали. 2003. №12. С.48-51.

99. Агліцький В.А. Пірометаллургічне рафінування міді. М: Металургія, 1971.

100. Худяков І.Ф. Металургія вторинних кольорових металів/І.Ф.Худяков, А.П.Дорошкевич, С.В.Карелов. М: Металургія, 1987.

101. Смирнов В.І. Виробництво міді та нікелю. М.: Металургіздат.1950.

102. Севрюков Н.М. Загальна металургія/Н.Н.Севрюков, Б.А.Кузьмін, Є.В.Челіщев. М: Металургія, 1976.

103. Болховітінов Н.Ф. Металознавство та термічна обробка. М.: Держ. вид. науково-технічної машинобудівної літератури, 1954.

104. Вольський А.І. Теорія металургійних процесів/А.І.Вольський, Е.М.Сергієвська. М: Металургія, 1988.

105. Короткий довідник фізико-хімічних величин. Л.: Хімія, 1974.

106. Шалигін Л.М. Вплив умов подачі дуття характер тепломасообміну в конвертерної ванні // Кольорові метали. 1998. №4. С.27-30

107. Шалигін Л.М. Структура теплового балансу, теплогенерація і теплоперенос в автогенних металургійних апаратах різного типу // Кольорові метали. 2003. №10. З. 17-25.

108. Шалигін Л.М. та ін Умови подачі дуття в розплави та розробка засобів інтенсифікації дутьового режиму // Записки Гірничого інституту. 2006. Т. 169. С.231-237.

109. Френкель Н.З. Гідравліка. М: ГЕІ. 1956.

110. Емануель Н.М. Курс хімічної кінетики/Н.М.Емануель, Д.Г.Кнорре. М: Вища школа. 1974.

111. Дельмон Б. Кінетика гетерогенних реакцій. М.: Світ, 1972.

112. Горленков Д.В. Спосіб розчинення мідно-нікелевих анодів, що містять шляхетні метали / Д. В. Горленков, П. А. Печерський та ін / / Записки Гірського інституту. Т. 169. 2006. С. 108-110.

113. Бєлов С.Ф. Перспективи використання сульфамінової кислоти для переробки вторинної сировини, що містить шляхетні та кольорові метали / С.Ф.Бєлов, Т.І.Аваева, Г.Д.Сєдредіна // Кольорові метали. №5. 2000.

114. Грейвер Т.М. Створення методів переробки складної та некомпозиційної сировини, що містить рідкісні та платинові метали / Т.Н.Грейвер, Г.В.Петров // Кольорові метали. №12. 2000.

115. Ярош Ю.Б. Розробка та освоєння гідрометалургійної схеми вилучення шляхетних металів з радіоелектронного брухту / Ю.Б.Ярош, А.В.Фурсов, В.В.Амбрасов та ін. / / Кольорові метали. №5.2001.

116. Тихонов І.В. Розробка оптимальної схеми переробки продуктів, що містять платинові метали / І. В. Тихонов, Ю. В. Благодатний та ін / / Кольорові метали. №6.2001.

117. Гречка О.В. Барботажна пірометаллургічна переробка відходів різні промислових виробництв / А. В. Гречко, В. М. Тарецький, А. Д. Бессер // Кольорові метали. №1.2004.

118. Міхєєв А.Д. Вилучення срібла з електронного брухту / А.Д.Махєєв, А.А.Колмакова, А.І.Рюмін, А.А.Колмаков // Кольорові метали. №5. 2004.

119. Казанцев С.Ф. Переробка техногенних відходів, що містять кольорові метали/С.Ф.Казанцев, Г.К.Моїсеєв та ін.// Кольорові метали. №8. 2005.

Схожі роботи

-- [ Сторінка 1 ] --

на правах рукопису

ТЕЛЯКОВ Олексій Наїльєвич

Спеціальність 05.16.02– Металургія чорних, кольорових

та рідкісних металів

А в т о р е ф е р а т

дисертації на здобуття наукового ступеня

кандидата технічних наук

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ

Робота виконана у державній освітній установі вищої професійної освіти Санкт-Петербурзькому державному гірничому інституті імені Г.В.Плеханова (технічний університет)

Науковий керівник–

доктор технічних наук, професор,

заслужений діяч науки РФВ.М.Сізяков

Офіційні опоненти:

доктор технічних наук, професорІ.М.Білоглазов

кандидат технічних наук, доцентА.Ю.Баймаков

Провідне підприємство– інститут «Гіпронікель»

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Санкт-Петербурзького державного гірничого інституту.

ВЧЕНИЙ СЕКРЕТАР

спеціалізованої вченої ради

д.т.н., доцентВ.Н.Бричкін

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність роботи

Сучасна технологія потребує дедалі більшої кількості шляхетних металів. Нині видобуток останніх різко скоротилася і забезпечує потреби, тому потрібно використовувати всі можливості з мобілізації ресурсів цих металів, і, отже, зростає роль вторинної металургії шляхетних металів. Крім того, вилучення Аu, Ag, Pt і Pd, що містяться у відходах, вигідніше, ніж із руд.

Наукова новизна

Практична значущість роботи

Розроблено та випробувано у дослідно-промисловому масштабі технологічну схему переробки радіоелектронних брухтів та технологічних відходів підприємств, що забезпечує індивідуальну переробку та розрахунок з кожним постачальником РЕЛ.

Новизна технічних рішень підтверджена трьома патентами РФ: № 2211420, 2003; № 2231150, 2004; № 2276196, 2006 р.

Публікації.Основні положення дисертації опубліковані у 4-х друкованих працях.

У вступі обґрунтовано актуальність досліджень, викладено основні положення, що виносяться на захист.

У другому розділі наведено дані щодо вивчення кількісного та речовинного складу радіоелектронного брухту.

ОСНОВНІ ЗАХИЩУВАНІ ПОЛОЖЕННЯ

На підставі вивчення наукової літератури та попередніх досліджень було розглянуто та випробувано такі головні операції переробки радіоелектронних брухтів:

плавка брухту в електричній печі;
вилуговування брухтів у розчинах кислот;
випал ломів з подальшим електричним плавленням та електролізом напівфабрикатів, що включають кольорові та благородні метали;
фізичне збагачення ломів з подальшим електричним плавленням на аноди та переробкою анодів на катодну мідь і шлам благородних металів.

Таблиця 1

Баланс електронного обладнання на ділянці 1-го розбирання

№ п/п	Найменування промпродукту	Кількість, кг	Зміст, %
1	Прийшло для переробки Стійки електронних приладів, машин, комутаційного обладнання	24000,0	100
2 3	Отримано після переробки Електронний брухт у вигляді плат, роз'ємів тощо. Лом кольорових і чорних металів, що не містить шляхетних металів, пластик, органічне скло.	4100,0 19900,0	17,08 82,92
2 3		24000,0	100

Таблиця 2

Баланс електронного брухту на ділянці 2-го розбирання та сортування

№ п/п	Найменування промпродукту	Кількість, кг	Зміст, %
1	Отримано для переробки Електронний брухт у вигляді (роз'ємів та плат)	4100,0	100
2 3 4 5	Отримано після відділення ручного розбирання та сортування Роз'єми Радіодеталі Плати без радіодеталей та фурнітури (на впаяних ніжках радіодеталей та на полуді містяться шляхетні метали) Засувки плат, штирі, напрямні плат (елементи, що не містять шляхетні метали) Разом:	395,0 1080,0 2015,0 610,0	9,63 26,34 49,15 14,88
2 3 4 5		4100,0	100

У процесі з'ясувалося, що конусна інерційна дробарка повинна працювати лише під завалом матеріалу, тобто. при повному заповненні приймальної лійки. Для ефективної роботи конусної інерційної дробарки існує верхня межа крупності матеріалу, що переробляється. Шматки більшого розміру порушують нормальну роботу дробарки. Ці недоліки, головним із яких є необхідність змішування матеріалів різних постачальників, змусили відмовитися від використання КІД-300 як головний агрегат для подрібнення.

Таблиця 3

Склад концентратів, одержуваних при сортуванні та переробці радіоелектронного брухту

N п/п	Зміст, %
N п/п	Cu	Ni	Co	Zn	Fe	Ag	Au	Pd	Pt	Інші	Сума
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12
Срібно-палладієві концентрати
1	64,7	0,02	сл.	21,4	0,1	2,4	сл.	0,3	0,006	11,8	100,0
Золотовмісні концентрати
2	77,3	0,7	0,03	4,5	0,7	0,3	1,3	0,5	0,01	19,16	100,0
Магнітні концентрати
3	сл.	21,8	21,5	0,02	36,3	сл.	0,6	0,05	0,01	19,72	100,0
Концентрати із конденсаторів
4	0,2	0,59	0,008	0,05	1,0	0,2	ні	2,8	0,8	MgO-14,9 CaO-25,6 Sn-2,3 Pb-2,5 R2O3-49,5	100,0