Семья и отношения
Технология извлечения драгоценных металлов из отходов электротехники. Способ извлечения благородных металлов из отходов радиоэлектронной промышленности Область деятельности(техники), к которой относится описываемое изобретение

Технология извлечения драгоценных металлов из отходов электротехники. Способ извлечения благородных металлов из отходов радиоэлектронной промышленности Область деятельности(техники), к которой относится описываемое изобретение

480 руб. | 150 грн. | 7,5 долл. ", MOUSEOFF, FGCOLOR, "#FFFFCC",BGCOLOR, "#393939");" onMouseOut="return nd();"> Диссертация - 480 руб., доставка 10 минут , круглосуточно, без выходных и праздников

Теляков Алексей Наильевич. Разработка эффективной технологии извлечения цветных и благородных металлов из отходов радиотехнической промышленности: диссертация... кандидата технических наук: 05.16.02 Санкт-Петербург, 2007 177 с., Библиогр.: с. 104-112 РГБ ОД, 61:07-5/4493

Введение

Глава 1. Обзор литературы 7

Глава 2. Изучение вещественного состава радиоэлектронного лома 18

Глава 3. Разработка технологии усреднения радиоэлектронного лома 27

3.1. Обжиг радиоэлектронного лома 27

3.1.1. Сведения о пластмассах 27

3.1.2. Технологические расчеты утилизации обжиговых газов 29

3.1.3. Обжиг радиоэлектронного лома в недостатке воздуха 32

3.1.4. Обжиг радиоэлектронного лома в трубчатой печи 34

3.2 Физические методы переработки радиоэлектронного лома 35

3.2.1. Описание обогатительного участка 36

3.2.2. Технологическая схема участка обогащения 42

3.2.3. Отработка технологии обогащения на промышленных агрегатах 43

3.2.4. Определение производительности агрегатов участка обогащения при переработке радиоэлектронного лома 50

3.3. Промышленные испытания обогащения радиоэлектронного лома 54

3.4. Выводы к 3 главе 65

Глава 4. Разработка технологии переработки концентратов радиоэлектронного лома . 67

4.1. Исследования по переработке концентратов РЭЛ в растворах кислот.. 67

4.2. Опробование технологии получения концентрированного золота и серебра 68

4.2.1. Опробование технологии получения концентрированного золота 68

4.2.2. Опробование технологии получения концентрированного серебра... 68

4.3. Лабораторные исследования по извлечению золота и серебра РЭЛ плавкой и электролизом 69

4.4. Разработка технологии извлечения палладия из сернокислых растворов. 70

4.5. Выводы к главе 4 74

Глава 5. Полупромышленные испытания по плавке и электролизу концентратов радиоэлектронного лома 75

5.1. Плавка металлоконцентратов РЭЛ 75

5.2. Электролиз продуктов плавки РЭЛ 76

5.3. Выводы к 5 главе 81

Глава 6. Изучение окисления примесей при плавке радиоэлектронного лома 83

6.1. Термодинамические расчеты окисления примесей РЭЛ 83

6.2. Изучение окисления примесей концентратов РЭЛ 88

6.2. Изучение окисления примесей концентратов РЭЛ 89

6.3. Полупромышленные испытания по окислительной плавке и электролизу концентратов РЭЛ 97

6.4. Выводы по главе 102

Выводы по работе 103

Литература 104

Введение к работе

Актуальность работы

Современная технология нуждается во все большем количестве благородных металлов. В настоящее время добыча последних резко сократилась и не обеспечивает потребности, поэтому требуется использовать все возможности по мобилизации ресурсов этих металлов, и, следовательно, возрастает роль вторичной металлургии благородных металлов. Кроме того, извлечение Au, Ag, Pt и Pd, содержащихся в отходах, выгоднее, чем из руд.

Изменение хозяйственного механизма страны, включая военно-промышленный комплекс и вооруженные силы, обусловили необходимость создания в отдельных регионах страны комплексов по переработке лома радиоэлектронной промышленности, содержащих драгоценные металлы. При этом обязательным является максимальное извлечение драгметаллов из бедного сырья и уменьшение массы хвостов-остатков. Немаловажным также является то, что наряду с извлечением драгметаллов можно получать дополнительно еще и цветные металлы, например, медь, никель, алюминий и другие.

Целью работы является разработка технологии извлечения золота, серебра, платины, палладия и цветных металлов из ломов радиоэлектронной промышленности и технологических отходов предприятий.

Основные положения, выносимые на защиту

Предварительная сортировка РЭЛ с последующим механическим обогащением обеспечивает получение металлических сплавов с повышенным извлечением в них драгоценных металлов.

Физико-химический анализ деталей радиоэлектронного лома показал, что в основе деталей присутствуют до 32 химических элемента, при этом соотношение меди к сумме оставшихся элементов составляет 50-г60: 50-йО.

Низкий потенциал растворения медно-никелевых анодов, полученных при плавке радиоэлектронного лома, обеспечивает возможность получения

5 шламов благородных металлов, пригодных для переработки по стандартной технологии.

Методы исследования. Лабораторные, укрупненно-лабораторные, промышленные испытания; анализ продуктов обогащения, плавки, электролиза осуществлялся химическими методами. Для исследования использовался метод рентгеноспектрального микроанализа (РСМА) и рентгенофазового анализа (РФА) с использованием установки "ДРОН-06".

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обусловлены использованием современных и надежных методов исследования и подтверждается хорошей сходимостью результатов комплексных исследований, выполненных в лабораторных, укрупненно-лабораторных и промышленных условиях.

Научная новизна

Определены основные качественные и количественные характеристики радиоэлементов, содержащих цветные и драгоценные металлы, позволяющие спрогнозировать возможность химико-металлургической переработки радиоэлектронного лома.

Установлен пассивирующий эффект свинцовых оксидных пленок при электролизе медно-никелевых анодов, изготовленных из радиоэлектронного лома. Выявлен состав пленок и определены технологические условия подготовки анодов, обеспечивающие отсутствие условия пассивирующего эффекта.

Теоретически рассчитана и подтверждена в результате огневых экспериментов на 75" КИЛ0Г Р амм0ВЬ1Х п Рбах расплава возможность окисления железа, цинка, никеля, кобальта, свинца, олова из медно-никелевых анодов, изготовленных из радиоэлектронного лома, что обеспечивает высокие технико-экономические показатели технологии возврата благородных металлов.

Практическая значимость работы

Разработана технологическая линия по опробованию радиоэлектронных ломов, включающая отделения разборки, сортировки, механического

обогащения плавки и анализа благородных и цветных металлов;

Разработана технология плавки радиоэлектронного лома в индукци
онной печи, совмещенная с воздействием на расплав окислительных радиаль-
но-осевых струй, обеспечивающих интенсивный массо- и теплообмен в зоне
плавления металла;

Разработана и испытана в опытно-промышленном масштабе техноло
гическая схема переработки радиоэлектронных ломов и технологических от
ходов предприятий, обеспечивающая индивидуальную переработку и расчет с
каждым поставщиком РЭЛ.

Апробация работы. Материалы диссертационной работы докладывались: на Международной конференции «Металлургические технологии и оборудование», апрель 2003 г., Санкт-Петербург; Всероссийской научно-практической конференции «Новые технологии в металлургии, химии, обогащении и экологии», октябрь 2004 г., Санкт-Петербург; ежегодной научной конференции молодых ученых «Полезные ископаемые России и их освоение» 9 марта - 10 апреля 2004 г., Санкт-Петербург; ежегодной научной конференции молодых ученых "Полезные ископаемые России и их освоение" 13-29 марта 2006 г., Санкт-Петербург.

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 7 печатных трудах, в том числе 3 патентах на изобретение.

В материалах данной работы представлены результаты лабораторных исследований и промышленной переработки отходов, содержащих драгметаллы, на стадиях разборки, сортировки и обогащения радиоэлектронного лома, плавки и электролиза, проведенные в промышленных условиях предприятия СКИФ-3 на площадках Российского научного центра "Прикладная химия" и механического завода им. Карла Либкнехта.

Изучение вещественного состава радиоэлектронного лома

В настоящее время отсутствует отечественная технология переработки бедных радиоэлектронных ломов. Покупка лицензии у западных компаний нецелесообразна ввиду несхожести законов о драгоценных металлах. Западные компании могут скупать радиоэлектронный лом у поставщиков, складировать и накапливать объем лома до величины, которая соответствует масштабу технологической линии. Получаемые драгоценные металлы являются собственностью производителя.

В нашей стране по условиям денежных расчетов с поставщиками лома каждая партия отходов каждого сдатчика независимо от ее размеров должна пройти полный технологический цикл опробования, включающий вскрытие посылок, проверку масс нетто и брутто, усреднение сырья по составу (механическое, пирометаллургическое, химическое) отбор головных проб, пробоотбор от побочных продуктов усреднения (шлаков, нерастворимых осадков, промывных вод и т.д.), шифрование, анализ, расшифровку проб и аттестацию результатов анализов, расчет количества драгоценных металлов в партии, их принятие на баланс предприятия и оформление всей учетно-расчетной документации.

После получения концентрированных по драгметаллам полупродуктов (например, металл Доре) концентраты сдаются на государственный рафинировочный завод, где после аффинажа металлы поступают в Гохран, а оплата за их стоимость отправляется обратной финансовой цепочкой вплоть до поставщика. Становится очевидным, что для успешной работы перерабатывающих предприятий каждая партия поставщика должна пройти отдельно от материалов других поставщиков весь технологический цикл.

Анализ литературы показал , что одним из возможных способов усреднения радиоэлектронного лома является его обжиг при температуре, обеспечивающей сжигание пластмасс, входящих в состав РЭЛ, после чего возможна плавка спека, получение анода с последующим электролизом.

Для изготовления пластмасс применяют синтетические смолы. Синтетические смолы, в зависимости от реакции их образования разделяют на полиме-ризованные и конденсированные. Различают также термопластичные и термореактивные смолы.

Термопластичные смолы могут многократно плавиться при повторном нагревании, не теряя пластических свойств, к ним относятся: поливинилаце-тат, полистирол, поливинилхлорид, продукты конденсации гликолеи с двухосновными карбоновими кислотами и др.

Термореактивные смолы - при нагревании образуют неплавкие продукты, к ним относятся феноло-альдегидные и мочевино-формальдегидные смолы, продукты конденсации глицерина с многоосновными кислотами и др.

Многие пластмассы состоят только из полимера, к ним относятся: поли-этилены, полистиролы, полиамидные смолы и т.д. Большинство пластмасс (фенопласты, амиопласты, древесные пластики и др.) помимо полимера (связующего) могут содержать: наполнители, пластификаторы, связывающие отверждающие и окрашивающие вещества, стабилизаторы и другие добавки. В электротехнике и электронике применяются следующие пластмассы: 1. Фенопласты- пластмассы на основе фенолоальдегидных смол. К фенопластам относятся: а) литые фенопласты - отвержденные смолы резольного типа, например бакелит, карболит, неолейкорит и др.; б) слоистые фенопласты - например прессованное изделие из ткани и резольной смолы, называется текстолит Фенол-альдегидные смолы получают конденсацией фенола, крезола, ксилола, алкилфенола с формальдегидом, фурфуролом. В присутствии основных катализаторов получают резольные (термореактивные) смолы, в присутствии кислых - новолачные (термопластичные смолы).

Технологические расчеты утилизации обжиговых газов

Все пластмассы в основном состоят из углерода, водорода и кислорода с замещением валентности добавками хлора, азота, фтора. Рассмотрим в качестве примера сжигание текстолита. Текстолит - трудновоспламеняющийся материал, является одной из составляющих электронного лома. Он состоит из прессованной хлопчатобумажной ткани, пропитанной искусственными резольными (формальдегидными) смолами. Морфологический состав радиотехнического текстолита: - хлопчатобумажная ткань - 40-60% (средняя - 50%) - резольная смола - 60-40% (средняя -50%) Брутто-формула хлопковой целлюлозы [СбН702(ОН)з]з, а резольной смолы - (Cg Н702)-m, где m - коэффициент соответствующий продуктам степени полимеризации. Согласно литературным данным при зольности текстолита 8% влажность составит 5%. Химический состав текстолита в пересчете на рабочую массу составит, %: Cp-55,4;Hp-5,8;OP-24,0;Sp-0,l;Np-I,7;Fp-8,0;Wp-5,0.

При сгорании 1 т/час текстолита образуется испарений влаги 0,05т/час и золы 0,08 т/час. При этом поступает на сжигание, т/час: С - 0,554; Н - 0,058; 0-0,24; S-0,001, N-0,017. Состав золы текстолита марки А, Б, Р по данным литературы, % : СаО -40,0; Na, К20 - 23,0; Mg О - 14,0; РпО10 - 9,0; Si02 - 8,0; Al 203 - 3,0; Fe203 -2,7;SO3-0,3. Для проведения экспериментов был выбран обжиг в герметичной камере без доступа воздуха, для этого была изготовлена из нержавеющей стали толщиной Змм коробка размером 100x150x70 мм с фланцевым креплением крышки. Крышка к коробке крепилась через асбестовую прокладку болтовыми соединениями. В торцовых поверхностях коробки были выполнены штуцерные отверстия, через которые осуществлялась продувка инертным газом (N2) содержимого реторты и отвод газовых продуктов процесса. В качестве испытываемых образцов применялись: 1. Очищенные от радиоэлементов плата, распиленные до размеров 20x20 мм. 2. Черные микросхемы с плат (в натуральную величину 6x12 мм) 3. Разъемы из текстолита (распилены до размеров 20x20 мм) 4. Разъемы из термореактивной пластмассы (распилены до размеров 20x20 мм) Эксперимент проводился следующим образом: в реторту загружалось 100 г испытываемого образца, закрывалось крышкой и помещалось в муфель. Содержимое продувалось азотом в течение 10 минут с расходом 0,05 л/мин. В течение всего опыта расход азота поддерживался на уровне 20-30 см3/мин. Отходящие газы щелочным раствором нейтрализовались. Шахта муфеля закрывалась кирпичом и асбестом. Подъем температуры регулировали в пределах 10-15С в минуту. По достижению 600С осуществлялась часовая выдержка, после чего отключалась печь и вынималась реторта. Во время охлаждения расход азота увеличивался до 0,2 л /мин. Результаты наблюдения представлены в таблице 3.2.

Главным отрицательным фактором проводимого процесса является очень сильный, резкий, неприятный запах, выделяющийся как из самого огарка, так и от оборудования, которое "пропиталось" этим запахом после первого же опыта.

Для исследования использовалась трубчатая вращающаяся печь непрерывного действия с косвенным электронагревом производительностью по шихте 0,5-3,0 кг/час. Печь состоит из металлического кожуха (длина 1040 мм, диаметр 400 мм), футерованного огнеупорным кирпичом. Нагревателями служат 6 силитовых стержней с длиной рабочей части 600 мм, питаемых от двух вариаторов напряжения РНО-250. Реактор (общая длина 1560 мм) представляет из себя трубу из нержавеющей стали с наружным диаметром 89 мм с футеровкой из фарфоровой трубы внутренним диаметром 73 мм. Реактор опирается на 4 ролика и снабжен приводом, состоящим из электромотора, редуктора и ременной передачи.

Для контроля температуры в реакционной зоне служит термопара в комплекте с переносным потенциометром, установленная внутри реактора. Предварительно была проведена корректировка ее показаний по непосредственным замерам температуры внутри реактора.

В печь вручную загружался радиоэлектронный скрап при соотношении: очищенные от радиоэлементов платы: черные микросхемы: разъемы из текстолита: разъемы из термопластичной смолы = 60:10:15:15.

Проведение данного эксперимента осуществлялось из предположения, что пластмасса до своего расплавления сгорит, что обеспечит освобождение металлических контактов. Это оказалось недостижимым, так как остается проблема резкого запаха, к тому же как только разъемы достигали зоны температуры «300С, разъемы из термопластичной пластмассы прилипали к внутренней поверхности вращающейся печи и закрывали проход всей массе электронного скрапа. Принудительная подача воздуха в печь, повышение температуры в зоне прилипания не привели к возможности обеспечения обжига.

Термореактивная пластмасса характеризуется также высокой вязкостью и прочностью. Характеристикой этих свойств является то, что при охлаждении в жидком азоте в течение 15 минут разъемы из термореактивной пластмассы разбивались на наковальне с применением десятикилограммового молотка, при этом разрушения разъемов не происходило. Учитывая то, что количество деталей, выполняемых из таких пластмасс, невелико и они хорошо режутся с помощью механического инструмента, целесообразным является их ручная разборка. Например, разрезка или разрубка разъемов по центральной оси приводит к освобождению металлических контактов от пластмассовой основы.

Номенклатура поступающего на переработку лома электронной промышленности охватывает все детали и узлы различных агрегатов и приборов, при изготовлении которых используются драгметаллы.

Основа изделия, содержащего драгметаллы, а соответственно и их лом, может быть изготовлена из пластмассы, керамики, стеклопластика, многослойного материала (ВаТіОз) и металла.

Поступающее с предприятий-сдатчиков сырье направляется на предварительную разборку. На этой стадии из электронно-вычислительных машин и другого электронного оборудования извлекаются узлы, содержащие драгметаллы. Они составляют около 10-15% общей массы ЭВМ. Материалы, не содержащие драгметаллы, направляют на извлечение цветных и черных металлов. Отработанный материал, содержащий драгметаллы (платы с печатным монтажом, штепсельные разъемы, провода и др.), сортируется для удаления золотых и серебряных проводов, позолоченных штырей боковых разъемов печатных плат и других деталей с высоким содержанием драгметаллов. Отобранные детали поступают непосредственно на участок аффинирования драгметаллов.

Опробование технологии получения концентрированного золота и серебра

Пробу золотой губки массой 10,10 г растворили в царской водке, упариванием с соляной кислотой избавились от азотной кислоты и высадили металлическое золото насыщенным раствором сульфата железа (И), приготовленным из растворенного в серной кислоте карбонильного железа. Осадок многократно отмыли кипячением с перегнанной НС1 (1:1), водой и растворили порошок золота в царской водке, приготовленной из перегнанных в кварцевой посуде кислот. Операцию осаждения и промывки повторили и отобрали пробу для эмиссионного анализа, который показал содержание золота на уровне 99,99%.

Для проведения материального баланса были объединены и взвешены остатки отобранных для анализа проб (1,39 г Аи) и золото с сожженных фильтров и электродов (0,48 г), безвозвратные потери составили 0,15 г, или 1,5% от переработанного материала. Такой высокий процент потерь объясняется небольшим количеством вовлеченного в переработку золота и затратами последнего на отлаживайте аналитических операций.

Слитки выделенного из контактов серебра растворили при нагревании в концентрированной азотной кислоте, раствор упарили, охладили и слили с выпавших кристаллов соли. Полученный осадок нитрата промыли перегнанной азотной кислотой, растворили в воде и соляной кислотой высадили металл в виде хлорида, декантированный маточный раствор использовали для отработки технологии рафинирования серебра электролизом.

Отстоявшийся в течение суток осадок хлористого серебра промыли азот 69 ной кислотой и водой, растворили в избытке водного аммиака и профильтровали. Фильтрат обработали избытком соляной кислоты до прекращения образования осадка. Последний промыли охлажденной водой и щелочной плавкой выделили металлическое серебро, которое протравили кипящей НС1, обмыли водой и переплавили с борной кислотой. Полученный слиток промыли горячей HCI (1:1), водой, растворили в горячей азотной кислоте и повторили весь цикл выделения серебра через хлорид. После плавки с флюсом и промывания соляной кислотой слиток дважды переплавлялся в тигле из пирографита с промежуточными операциями по очистке поверхности горячей соляной кислотой. После этого слиток раскатали в пластину, протравили ее поверхность горячей НС1 (1:1) и изготовили плоский катод для очистки серебра электролизом.

Металлическое серебро растворили в азотной кислоте, довели кислотность раствора до 1,3% по HNO3 и провели электролиз этого раствора с серебряным катодом. Операцию повторили, и полученный металл сплавили в тигле из пирографита в слиток массой 10,60 г. Анализ в трех независимых организациях показал, что массовая доля серебра в слитке не менее 99,99%.

Из большого количества работ по извлечению благородных металлов из полупродуктов нами для опробования был выбран способ электролиза в растворе медного купороса.

62 г металлических контактов из разъемов сплавили с бурой и отлили плоский слиток массой 58,53 г. Массовая доля золота и серебра составляет 3,25% и 3,1% соответственно. Часть слитка (52,42 г) подвергали электролизу в качестве анода в подкисленном серной кислотой растворе медного купороса, в результате чего 49,72 г материала анода растворилось. Образовавшийся шлам отделили от электролита и после дробного растворения в азотной кислоте и в царской водке выделили 1,50 г золота и 1,52 г серебра. После сжигания фильтров получили 0,11 г золота. Потери этого металла составили 0,6%; необратимые потери серебра- 1,2%. Установлено явление появления в растворе палладия (до 120 мг/л).

При электролизе медных анодов драгоценные металлы, содержащиеся в нем, концентрируются в шламе, который выпадает на дно электролизной ванны. Однако наблюдается значительный (до 50%) переход палладия в раствор электролита. Для перекрытия начала потерь палладия била выполнена данная работа.

Трудность извлечения палладия из электролитов обусловлена их сложным составом. Известны работы по сорбционно-экстракционной переработке растворов . Целью работы является получение чистых селей палладия и возвращение очищенного электролита в процесс. Для решения поставленной задачи нами использован процесс сорбции металлов на синтетическом ионообменном волокне АМПАН H/SO4. В качестве исходных растворов использовали два раствора: №1 - содержащий (г/л): палладия 0,755 и 200 серной кислоты; №2 - содержащий (г/л): палладия 0,4, меди 38,5, железа - 1,9 и 200 серной кислоты. Для подготовки сорбционной колонки взвешивали 1 грамм волокна АМПАН, помещали его в колонку диаметром 10 мм и замачивали волокно на 24 часа в воде.

Разработка технологии извлечения палладия из сернокислых растворов

Подачу раствора осуществляли снизу при помощи дозирующего насоса. В ходе экспериментов фиксировали объем пропущенного раствора. Пробы, отобранные через равные промежутки времени, атомно-адсорбционным методом анализировали на содержание палладия.

Результаты опытов показали, что палладий, сорбируемый на волокне, де-сорбируется раствором серной кислоты (200 г/л).

На основании результатов, полученных при изучении процессов сорбции -десорбции палладия на раствора №1, был проведен опыт по изучению поведения меди и железа в количествах, близких к содержанию их в электролите, при сорбции палладия на волокне. Опыты проведены по схеме, представленной на рис.4.2 (табл. 4.1-4.3), включающей в себя процесс сорбции палладия из раствора №2 на волокне, промывку палладия от меди и железа раствором 0,5М серной кислоты, десорбцию палладия раствором 200 г/л серной кислоты и промывку волокна водой (рис.4.3).

В качестве исходного сырья для плавок брались продукты обогащения полученные на обогатительном участке предприятия "СКИФ-3". Плавки осуществлялись в печи "Таммана" при температуре 1250-1450С в графито-шамотовых тиглях объемом 200 г (по меди). В таблице 5.1 представлены результаты лабораторных плавок различных концентратов и их смесей. Без осложнений расплавлялись концентраты, составы которых представлены в таблицах 3.14 и 3.16. Концентраты, состав которых представлен в таблице 3.15, требуют для расплавления температуру в интервале 1400-1450С. смеси этих материалов Л-4 и Л-8 требуют для расплавления температуру порядка 1300-1350С.

Промышленные плавки П-1, П-2, П-6, проведенные в индукционной печи с тиглем объемом 75 кг по меди, подтвердили возможность расплавления концентратов, когда на плавку подавался валовой состав обогащенных концентратов.

В процессе исследований выяснилось, что часть электронного лома расплавляется с большими потерями платины и палладия (концентраты из конденсаторов РЭЛ, табл. 3.14) . Механизм потерь был определен при добавлении на поверхность медной расплавленной ванны контактов с поверхностным напылением на них серебра и палладия (содержание палладия в контактах 8,0-8,5%). В этом случае медь с серебром выплавились, оставив на поверхности ванны палладиевую оболочку контактов. Попытка замешать палладий в ванну привела к разрушению оболочки. Часть палладия вылетела с поверхности тигля, не успев раствориться в медной ванне. Поэтому все последующие плавки проводились с покровным синтетическим шлаком (50% S1O2 + 50% соды).

Козырев, Владимир Васильевич

Извлечение драгоценных металлов из отходов радиоэлектронной промышленности , таких как компьютеры, бытовая техника и различные виды электротехнических изделий, является на сегодняшний день новым и быстроразвивающимся направлением отраслей переработки и добычи вторичных драгметаллов. Утилизация бытовой техники, компьютеров и электроники подразумевает многоступенчатый процесс, в который входят этапы складирования, сортировки и переработки «электронного лома», предшествующие этапу непосредственного извлечения драгметаллов.

Тенденцией нашего времени является рост цен на драгоценные металлы. Рост цен связан с удорожанием добычи руды, сокращением запасов руд с большим содержанием драгоценных металлов, ужесточением экологических норм и другими не менее важными факторами. По этой причине возрастает актуальность такого явления как переработка лома и отходов радиоэлектронной промышленности. Добыча вторичных драгоценных металлов выделена в металлургии в отдельную отрасль. Наиболее значимыми источниками вторичных драгоценных металлов являются цветная металлургия, приборостроение и электронная промышленность. Содержание золота, платины, серебра и палладия в отходах существенно выше, чем в руде, поэтому переработка отходов с извлечением драгметаллов является экономически выгодным занятием. Доля вторичных драгметаллов в общем объёме их добычи на данный момент составляет порядка 40% и продолжает увеличиваться.

Переработка отходов с целью добычи золота, серебра, платины и палладия является приоритетным направлением в современной металлургии. Себестоимость вторичных драгоценных металлов получается на порядок дешевле, чем при добыче этих же металлов из руды.

Источником вторичных драгоценных металлов является многокомпонентный лом: военно-техническая аппаратура, компоненты вычислительной и электрической техники, брак и отходы электронной и электротехнической промышленности, машиностроительной отрасли и автомобилестроения.

Электронный лом вносит наиболее весомый вклад, так как электронная продукция быстро устаревает и поступает на переработку.

Электронный лом может перерабатываться следующими, наиболее распространёнными способами:

1. механический;
2. гидрометаллургический;
3. механический в сочетании с гидрометаллургической переработкой;
4. механический в сочетании с пиро- и гидрометаллургическими процессами.

Переработке подвергается как смешанный лом, так и его отдельные узлы и элементы. Наиболее распространёнными, при переработке технических отходов, являются технологии, разработанные во Франции, Германии, Швейцарии и других развитых странах.

Во всех распространённых технологиях переработки присутствуют:

1. механическая разделка смешанного лома;

2. обогащение лома содержащего драгоценные и благородные металлы путём многократного дробления и сепарации полученной смеси в гидроциклонах и методами флотации;

3. пирометаллургическая переработка или использование электролитических методов.

Технологии разработанные в развитых странах являются высокорентабельными благодаря использования однородного сырья, то есть предприятия специализируются на переработке определённых отходов (лома). При демонтаже радиоаппаратуры производится извлечение из неё электронных плат с радиодеталями. Радиодетали большого размера удаляют с использованием как ручного, так и механизированного инструмента. Для удаления мелких радиодеталей используют пневмолотки с плоскими зубилами. Переработанные платы, содержащие ножки радиодеталей, покрытые драгоценными металлами, а так же лужёные медные дорожки, утилизируются на свалке. Из-за низкого содержания благородных и драгоценных металлов переработка их низкорентабельна.

Драгоценные металлы извлекаются из радиоэлектронного лома с использованием гидрометаллургических процессов в два этапа. На первом этапе происходит растворение компонентов в водном растворе с применением минеральных и органических реагентов. На втором этапе производится выделение драгоценных металлов из раствора. Иногда используется селективное растворение. Либо растворяются благородные металлы, а прочие выпадают в осадок, либо наоборот.

Во вторичной пирометаллургии благородных металлов применяются коллектирующая плавка и окислительное рафинирование. Достаточно часто используются термические методы, с предварительным механическим обогащением сырья. В большинстве случаев используется плавка с флюсами и компонентами, коллектирующими благородные металлы. В качестве коллекторов используется свинец, алюминий, медь и железо, либо различные сплавы, например медь-серебро и так далее.

Хотелось бы отметить, некоторые особенности переработки электронного лома используемые в разных странах. Например,

1. Немецкая фирма «Schneck » производит предварительное измельчение лома и его магнитную сепарацию, что повышает хрупкость, а затем охлаждает лом жидким азотом.

2. При использовании американской технологии используются: молотковая дробилка, воздушный, магнитный и электродинамический сепараторы, валковая дробилка.

3. Специалистами французской фирмы «Vа1mеt » разработана технология, позволяющая в ходе механической обработки лома разделять чёрные металлы, цветные и благородные металлы и неметаллы. Для разделения благородных и цветных металлов используется метод электролитического рафинирования.

4. Технология американской фирмы «Inter Recycling » предусматривает дробление и сепарацию предварительно разобранного вручную компьютерного лома с помощью экспериментальной установки. Установка позволяет извлекать из лома: медь, никель и алюминий. Извлечение меди приводит к попутному извлечению благородных металлов (золота, платины и палладия). Используя экспериментальную установку, за смену можно перерабатывать до 5 000 килограммов лома.

5. В технологии разработанной специалистами японской компании «Теkоnу Sanso » повышенное внимание уделено процессу дробления лома, который существенным образом влияет на эффективность и качество технологии. Японские специалисты изготовили оборудование для выделения чистых материалов из концентратов полученных при первичной переработке лома (металл, пластмасса, резина) в основу положен процесс высокой очистки с повторным циклом.

6. Особенностью технологии используемой компанией «W.Hunter and Assiates Ltd » является применение мокрого обогащения на концентрационных столах, которое позволяет добиться большего обогащения фракции, содержащей благородные металлы. Завершает техпроцесс электролиз, позволяющий выделить золото из металлических материалов.

7. Компания «VЕВ » производит измельчение печатных плат при помощи шаровой мельницы, с последующим разделением металлов и неметаллов, завершает техпроцесс электростатическая сепарация.

8. Швейцарская компания «Galiка » перерабатывает лом (например, компьютеры, телевизоры) при помощи молотковой дробилки, которая может быть установлена на грузовике. Из раздробленной массы, при помощи магнитного барабанного сепаратора, извлекается железо. Извлечение электронных схем и больших кусков алюминия производится вручную. Плавка лома производится во вращающейся барабанной печи под слоем расплавленного стекла, который защищает расплавленный металл. Компания защитила патентом способ извлечения из разделанных или неразделанных печатных плат. Для извлечения используется наклонный вращающийся конвертор с дутьевыми фурмами, что позволяет существенно снизить затраты электроэнергии и при этом получить высокий коэффициент извлечения металла.

Существуют и другие не менее интересные технологии по извлечению металлов.

1. Технология применяющая паровоздушную смесь для рафинирования медного металлического расплава от примесей олова, цинка, свинца. Рафинирование производится в два этапа. На первом этапе, происходит насыщение медного расплава кислородом, что позволяет достаточно эффективно рафинировать медь от примесей, в результате прямого испарения с открытой поверхности расплава и перехода в гетерогенный шлак. По окончании этапа поступление кислорода прекращается. На втором этапе, наводится рафинировочный шлак с выдержкой под ним расплава с целью извлечения из него гетерофазных оксидных соединений примесей и доочистки.

2. Технология позволяющая извлекать благородные металлы из печатных плат путём растворения материала в кислоте с добавлением нитрозила или «царской водке». Выделение из раствора благородных металлов производится путём добавления в раствор гидроксиламина, формальдегида или гипофосфата щелочных металлов.

3. Технология позволяющая извлекать золото и ценные металлы из отходов электронной промышленности. Измельчённые отходы загружаются в анодную корзину, выполненную из титана, поверхность которой покрыта катализатором, и добавляют в электролит комплексообразователь и соли металлов переменной валентности. В результате происходит выпадение золота из электролита в осадок, а другие металлы, содержащиеся в электролите, осаждаются на катоде. На втором этапе анодное золото переплавляют в слитки, затем путём анодного растворения с наложением переменного ассиметричного тока в электролите, содержащем водный раствор золотохлористоводородной кислоты, осаждают золото на катоде, содержащееся в растворе серебро выделяется в виде осадка (хлорид), и скапливается на дне электролизера. По завершении процесса электролиза образуется раствор, содержащий примеси с частью золота, их извлекают на дополнительный катод, имеющий анионитовую или пористую диафрагму.

4. Технология извлечения драгоценных и ценных металлов из лома при помощи электролиза. Из электронного лома выплавляются слитки, которые загружают в электролизную ванну наполненную раствором азотной кислоты. Через электролит пропускается переменный электроток промышленной частоты с требуемой величиной напряжения и плотностью. Шлам, который содержит золото и олово, осыпается и скапливается на дне ванны; цветные металлы, а так же палладий и серебро сохраняются и накапливаются в растворе. Шлам подвергается прокаливанию при температуре около 550 °С, что позволяет перевести содержащееся в нём олово в инертное состояние и далее производят выщелачивание в «царской водке». При использовании этой технологии извлечение драгоценных металлов повышается на 1-4 %.

Область деятельности(техники), к которой относится описываемое изобретение

Изобретение относится к области гидрометаллургии и может быть использовано для извлечения драгоценных металлов из отходов электронной и электротехнической промышленности (электронного лома), преимущественно из электронных плат современной микроэлектроники.

ПОДРОБНОЕ ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ

Современные способы переработки лома радиоэлектронной и электронной техники базируются на механическом обогащении сырья, включающего операцию ручной разборки, если материалы по своим особенностям и составу не могут быть переведены в гомогенное состояние. После измельчения проводится разделение компонентов лома методами магнитной и электростатической сепарации с последующим гидрометаллургическим или пирометаллургическим извлечением полезных компонентов.

Недостатки метода связаны с невозможностью выделения таким образом бескорпусных элементов с печатных плат современных компьютеров, содержащих основную массу драгоценных металлов. В связи с миниатюризацией изделий и минимизации содержания в них драгоценных металлов, их количество равномерно распределяется по всей массе сырья после измельчения, что делает дальнейшую переработку неэффективной - низкие степени извлечения на стадии гидро- пирометаллургической переработки.

Известен гидрометаллургический способ выщелачивания драгоценных металлов из лома электронных приборов азотной кислотой. По этому способу лом выщелачивают 30-60%-ной азотной кислотой при перемешивании продолжительностью, достаточной для достижения в растворе концентрации меди, равной 150 г/л. После этого от полученной пульпы отделяют частицы пластмассы, пульпу обрабатывают серной кислотой, доводя ее концентрацию до 40%, отгоняют окислы азота, поглощая и обезвреживая их в специальной колонне. При этом кристаллизуются сульфаты меди, осаждают золото и оловянную кислоту. Затем, из полученной пульпы отделяют раствор и из него выделяют серебро и платиноиды путем цементации их медью, а промытый осадок подвергают плавке, в результате которой получают корольки золота (ГДР, патент 253948 от 01.10.86. VEB Bergbau und Huffen Kombinat "Albert Funk"). Недостатками этого способа являются:

чрезмерно большая масса измельченного лома, подвергаемая азотнокислой обработке из-за двух-трехкратного ее увеличения за счет доизмельчения пластмассовой подложки, на которой крепятся электронные детали, поскольку ручное их отделение требует больших трудовых затрат;
очень высокий расход химикатов, связанный с необходимостью обработки кислотами увеличенной массы измельченного лома и растворения всех балластных металлов;
низкое содержание золота и серебра при высоких содержаниях сопутствующих примесей в осадках, подвергаемых аффинажной очистке;
выделение в воздух токсинов и заражение ими воздуха из-за выделения токсинов при химической деструкции пластмассы крепкими растворами кислоты при повышенных температурах.

Наиболее близким к предполагаемому изобретению является способ извлечения золота и серебра из отходов электронной и электротехнической промышленности азотной кислотой с отделением электронных деталей. Поэтому способу лом обрабатывают 30%-ной азотной кислотой при 50-70°С до отделения «навесных» деталей электронных схем, которые затем измельчаются и обрабатываются растворами азотной кислоты, доукрепленными после обработки исходного материала до исходной концентрации и ведут обработку при температуре 90°С в течение двух часов, а затем при температуре кипения раствора до полной денитрации его с получением раствора, содержащего благородные металлы (Патент РФ 2066698, кл С22В 7/00, С22В 11/00, опубликовано -1996 г.).

Недостатками этого способа являются: высокий расход реагентов на растворение балластных металлов; безвозвратные потери золота вместе с оловом и свинцом; большие энергетические затраты на операции упаривания и денитрации; безвозвратные потери палладии, платины;

Rnrnrn rnrnrn rnrnrn

на первой стадии процесса образуются чрезвычайно плохо фильтруемые осадки метаоловянной кислоты, содержащие золото. Осветление продукционного раствора для последующего использования в технологической схеме выделения драгоценных металлов требует очень больших затрат времени, что делает невозможным реализацию процесса в технологической практике.

Технический результат предлагаемого изобретения заключается в устранении вышеуказанных недостатков.

Указанные недостатки устраняются тем, что с целью отделения навесных и бескорпусных деталей электронных схем печатных плат от пластмассовых «несущих» пластин проводят растворение оловянного припоя 5-20%-ным раствором метансульфоновой кислоты с добавками окислителя при температуре 70-90°С в течение двух часов, причем ввод окислителя на стадии растворения припоя метансульфоновой кислотой проводят порционно до достижения окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) среды на уровне не более 250 мВ, затем удаляют пластмассу («несущие» пластины), промывают и передают ее на дальнейшую утилизацию, отделяют на сетке навесные и бескорпусные детали, микросхемы, отмывают их от раствора метансульфоновой кислоты, сушат, измельчают до крупности - 0,5 мм, разделяют на магнитном сепараторе на две фракции - магнитную и немагнитную - и перерабатывают их по фракционно гидрометаллургическими методами, причем магнитную фракцию перерабатывают йод-йодидным способом, а немагнитную - «царско-водочным», а оставшуюся суспензию метаоловянной кислоты в растворе метансульфоновой кислоты с примесями золота и свинца коагулируют при кипячении в течении 30-40 минут, фильтруют, отфильтрованный осадок промывают горячей водой, сушат и прокаливают до получения золотосодержащего диоксида олова с последующим извлечением из него золота йод-йодидным способом, а из фильтрата, содержащего свинец, осаждают сульфат свинца, образовавшуюся суспензию фильтруют, фильтрат метансульфоновой кислоты после корректировки повторно используется на стадии растворения припоя, при содержании метансульфоновой кислоты менее 5% значительно снижается скорость растворения припоя, при содержании более 20% наблюдается интенсивное разложение окислителя, окислительно-восстановительный потенциал поддерживают на уровне не более 250 мВ, так как, при значениях выше 250 мВ - интенсивно растворяется медь, а ниже - процесс растворения оловянного припоя замедляется, окислитель вводят при температуре 70-90°С, так как, при температуре выше 90°С наблюдается интенсивное разложение азотной кислоты, при температуре ниже 70°С не удается полностью растворить припой.

Пример. На переработку поступает 100 кг электронных печатных плат персональных компьютеров поколения «Pentium» (материнские платы). В ванну объемом 200 л, снабженную рубашкой для обогрева, в сетчатой корзине с ячейкой 50×50 мм загружают 25 кг печатных плат и приливают 150 л 20%-ной метансульфоновой кислоты. Процесс ведут при встряхивании корзины при температуре 70°С в течение двух часов при порционном вводе (по 200 мл) окислителя для поддержания ОВП раствора на уровне 250 мВ. В результате достигается полное растворение припоя, удерживающего электронные детали, которые осыпаются на дно ванны. Обработанные таким образом платы вынимают в корзине, промывают в промывочной ванне, разгружают, сушат и передают на опробование и дальнейшую утилизацию. На обработанных платах массой 88 кг могут оставаться драгоценные металлы с концентрацией не более: золота - 2,5 г/т, платины и палладия - 2,1 г/т, серебра - 4,0 г/т. Суспензию метаоловянной кислоты в растворе метансульфоновой кислоты вместе с навесными деталями коагулируют путем введения навески ПАВ с последующим кипячением в течении 30 минут. После охлаждения раствор декантируют от осевшей метаоловянной кислоты и навесных деталей в отстойник. Затем сепарируют навесные детали от взвеси метаоловянной кислоты на сетке с размером ячейки 0,2 мм. После сепарации детали промывают водой, промывные воды объединяют с декантатом в отстойнике, объединенный материал отстаивают 12 часов. Осевшую в отстойнике метаоловянную кислоту отфильтровывают на вакуумном фильтре, промывают водой, сушат и прокаливают при температуре 800°С. Выход полученного после прокаливания оксида олова - 6575 грамм. Из фильтрата, содержащего метансульфоновую кислоту, осаждают сульфат свинца серной кислотой. После фильтрации, отмывки и сушки получено 230 г сульфата свинца. Полученный фильтрат корректируют по содержанию метансульфоновой кислоты и используют повторно для растворения припоя со следующей порции плат. Для этого новую порцию плат в количестве 25 кг загружают в корзину и технологический цикл растворения повторяют. Таким образом, перерабатывают все 100 кг сырья. Для извлечения драгоценных металлов отделенные навесные и бескорпусные детали электронных схем печатных плат сушат, гомогенизируют до крупности - 0,5 мм и подвергают магнитной сепарации. Выход магнитной фракции составляет 3430 г., выход немагнитной фракции - 3520 г.

Из магнитной фракции по йод-йодидной технологии извлекается золото. Из немагнитной фракции по «царско-водочной» технологии извлекается: золото, серебро, платина и палладий. Из прокаленного оксида олова по йод-йодидной технологии извлекается золото. Всего из 100 кг электронных печатных плат персональных компьютеров поколения «Pentium» (материнские платы) извлечено, грамм: золота - 15,15; серебра - 3,08; платины - 0,62; палладия - 7,38. Кроме драгоценных металлов получено: оксид олова - 6575 г с содержанием олова 65%, сульфата свинца -230 г с содержанием свинца 67%.

Формула изобретения

1. Способ переработки отходов электронной и электротехнической промышленности, включающий отделение навесных и бескорпусных деталей от пластмассовых несущих пластин печатных плат с последующим гидрометаллургическим извлечением из них драгоценных металлов, олова и соли свинца, отличающийся тем, что перед отделением пластин проводят растворение оловянного припоя 5-20%-ным раствором метансульфоновой кислоты с добавкой окислителя при температуре 70-90°C в течение двух часов, причем окислитель подают порционно до достижения окислительно-восстановительного потенциала среды не более 250 мВ, затем удаляют пластмассу, промывают, опробуют и отправляют на дальнейшую переработку, отделение навесных и бескорпусных деталей микросхем проводят на сетке, отмывают их от захваченной суспензии, сушат, измельчают до крупности 0,5 мм, разделяют на магнитном сепараторе на две фракции - магнитную и немагнитную, и перерабатывают их пофракционно гидрометаллургическими методами, а оставшуюся суспензию метаоловянной кислоты в растворе метансульфоновой кислоты с примесями золота и свинца коагулируют при кипячении в течение 30-40 мин, фильтруют, отфильтрованный осадок промывают горячей водой, сушат и прокаливают до получения золотосодержащего диоксида олова с последующим извлечением из него золота, а из фильтрата осаждают сульфат свинца, образующуюся суспензию фильтруют, фильтрат метансульфоновой кислоты после корректировки повторно используют на стадии растворения оловянного припоя.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что переработку магнитной фракции после магнитной сепарации гомогенизированных навесных деталей электронных схем печатных плат производят йод-йодидным методом.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что переработку немагнитной фракции после магнитной сепарации гомогенизированных навесных деталей электронных схем печатных плат производят с помощью царской водки.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что из прокаленной двуокиси олова проводят с помощью йод-йодидного раствора с последующим восстановлением двуокиси олова углем до получения металлического чернового олова.

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве окислителя используют азотную кислоту, перекись водорода и пероксосоединения в виде пербората аммония, калия, перкарбоната натрия.

Rnrnrn rnrnrn rnrnrn

6. Способ по п.1, отличающийся тем, что коагуляцию метаоловянной кислоты из раствора метансульфоновой кислоты проводят с помощью полиакриламида с концентрацией 0,5 г/л.

Имя изобретателя: Эрисов Александр Геннадьевич (RU), Бочкарёв Валерий Михайлович (RU), Сысоев Юрий Митрофанович (RU), Бучихин Евгений Петрович (RU)
Имя патентообладателя: Общество с ограниченной ответственностью "Компания "ОРИЯ"
Почтовый адрес для переписки: 109391, Москва, а/я 42, ООО "Компания "ОРИЯ"
Дата начала отсчета действия патента: 22.05.2012

Глава 1. ОБЗОР ЛИТЕРАТУРЫ.

Глава 2. ИЗУЧЕНИЕ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА

РАДИОЭЛЕКТРОННОГО ЛОМА.

Глава 3. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ УСРЕДНЕНИЯ

РАДИОЭЛЕКТРОННОГО ЛОМА.

3.1. Обжиг радиоэлектронного лома.

3.1.1. Сведения о пластмассах.

3.1.2. Технологические расчеты утилизации обжиговых газов.

3.1.3. Обжиг радиоэлектронного лома в недостатке воздуха.

3.1.4. Обжиг радиоэлектронного лома в трубчатой печи.

3.2 Физические методы переработки радиоэлектронного лома.

3.2.1. Описание обогатительного участка.

3.2.2. Технологическая схема участка обогащения.

3.2.3. Отработка технологии обогащения на промышленных агрегатах.

3.2.4. Определение производительности агрегатов участка обогащения при переработке радиоэлектронного лома.

3.3. Промышленные испытания обогащения радиоэлектронного лома.

3.4. Выводы к 3 главе.

Глава 4. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ РАДИОЭЛЕКТРОННОГО ЛОМА.

4.1. Исследования по переработке концентратов РЭЛ в растворах кислот.

4.2. Опробование технологии получения концентрированного золота и серебра.

4.2.1. Опробование технологии получения концентрированного золота.

4.2.2. Опробование технологии получения концентрированного серебра.

4.3. Лабораторные исследования по извлечению золота и серебра РЭЛ плавкой и электролизом.

4.4. Разработка технологии извлечения палладия из сернокислых растворов.

4.5. Выводы к главе 4.

Глава 5. ПОЛУПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ ПО ПЛАВКЕ И ЭЛЕКТРОЛИЗУ КОНЦЕНТРАТОВ РАДИОЭЛЕКТРОННОГО ЛОМА.

5.1. Плавка металлоконцентратов РЭЛ.

5.2. Электролиз продуктов плавки РЭЛ.

5.3. Выводы к 5 главе.

Глава 6. ИЗУЧЕНИЕ ОКИСЛЕНИЯ ПРИМЕСЕЙ ПРИ ПЛАВКЕ РАДИОЭЛЕКТРОННОГО ЛОМА.

6.1. Термодинамические расчеты окисления примесей РЭЛ.

6.2. Изучение окисления примесей концентратов РЭЛ.

6.3. Полупромышленные испытания по окислительной плавке и электролизу концентратов РЭЛ.

6.4. Выводы по главе.

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Разработка эффективной технологии извлечения цветных и благородных металлов из отходов радиотехнической промышленности»

Актуальность работы

Целью работы является разработка технологии извлечения золота, серебра, платины, палладия и цветных металлов из ломов радиоэлектронной промышленности и технологических отходов предприятий.

Основные положения, выносимые на защиту

1. Предварительная сортировка РЭЛ с последующим механическим обогащением обеспечивает получение металлических сплавов с повышенным извлечением в них драгоценных металлов.

2. Физико-химический анализ деталей радиоэлектронного лома показал, что в основе деталей присутствуют до 32 химических элемента, при этом соотношение меди к сумме оставшихся элементов составляет 50-г60: 50-Й0.

3. Низкий потенциал растворения медно-никелевых анодов, полученных при плавке радиоэлектронного лома, обеспечивает возможность получения шламов благородных металлов, пригодных для переработки по стандартной технологии.

Методы исследования. Лабораторные, укрупненно-лабораторные, промышленные испытания; анализ продуктов обогащения, плавки, электролиза осуществлялся химическими методами. Для исследования использовался метод рентгеноспектрального микроанализа (РСМА) и рентгенофазового анализа (РФА) с использованием установки "ДРОН-Об".

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обусловлены использованием современных и надежных методов исследования и подтверждается хорошей сходимостью результатов комплексных исследований, выполненных в лабораторных, укрупненно-лабораторных и промышленных условиях.

Научная новизна

Теоретически рассчитана и подтверждена в результате огневых экспериментов на 75-килограммовых пробах расплава возможность окисления железа, цинка, никеля, кобальта, свинца, олова из медно-никелевых анодов, изготовленных из радиоэлектронного лома, что обеспечивает высокие технико-экономические показатели технологии возврата благородных металлов.

Практическая значимость работы

Разработана технологическая линия по опробованию радиоэлектронных ломов, включающая отделения разборки, сортировки, механического обогащения плавки и анализа благородных и цветных металлов;

Разработана технология плавки радиоэлектронного лома в индукционной печи, совмещенная с воздействием на расплав окислительных радиаль-но-осевых струй, обеспечивающих интенсивный массо- и теплообмен в зоне плавления металла;

Разработана и испытана в опытно-промышленном масштабе технологическая схема переработки радиоэлектронных ломов и технологических отходов предприятий, обеспечивающая индивидуальную переработку и расчет с каждым поставщиком РЭЛ.

Заключение диссертации по теме «Металлургия черных, цветных и редких металлов», Теляков, Алексей Наильевич

ВЫВОДЫ ПО РАБОТЕ

1. На основании анализа литературных источников и экспериментов выявлен перспективный способ переработки радиоэлектронного лома, включающий сортировку, механическое обогащение, плавку и электролиз медно-никелевых анодов.

2. Разработана технология опробования радиоэлектронного лома, позволяющая перерабатывать отдельно каждую технологическую партию поставщика с количественным определением металлов.

3. На основании сравнительных испытаний 3х головных измельчитель-ных аппаратов (конусно-инерционная дробилка, щековая дробилка, молотковая дробилка) для промышленной реализации рекомендована молотковая дробилка.

4. На основании проведенных исследований изготовлена и запущена в производство опытно-промышленная установка по переработке радиоэлектронного лома.

5. В лабораторных и промышленных экспериментах исследован эффект «пассивации» анода. Установлено существование резко экстремальной зависимости содержания свинца в медно-никелевом аноде, изготовленного из радиоэлектронного лома, что должно учитываться при управлении процессом окислительного радиально-осевого плавления.

6. В результате полупромышленных испытаний технологии переработки радиоэлектронного лома разработаны исходные данные для строительства завода по переработке отходов радиотехнической промышленности.

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Теляков, Алексей Наильевич, 2007 год

1. Меретуков М.А. Металлургия благородных металлов / М.А.Мететуков, A.M. Орлов. М.: Металлургия, 1992.

2. Лебедь И. Проблемы и возможности утилизации вторичного сырья, содержащего благородные металлы. Теория и практика процессов цветной металлургии; опыт металлургов И.Лебедь, С.Цигенбальт, Г.Кроль, Л.Шлоссер. М.: Металлургия, 1987. С. 74-89.

3. Malhotra S. Reclamation of 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 of precious metals from electronic scrap. Proc Gth Int Precious Metals Conf. Newport Beach, Calif. 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 B.W. Precious Metals Recovery from Electronic scrap and Solder used in Electronic Manufacture. Int Circ Bureau of Mines US Dep. Inter 1986 №9059. P. 44-56.

8. Егоров В.Л. Магнитные электрические и специальные методы обогащения руд. М.: Недра 1977.

9. Ангелов А.И. Физические основы электрической сепарации / А.И.Ангелов, И.П.Верещагин и др. М.: Недра. 1983.

10. Масленицкий И.Н. Металлургия благородных металлов / И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев. М.: Металлургия. 1972.

11. Основы металлургии / Под редакцией Н.С.Грейвера, И.П. Сажина, И.А.Стригина, А.В. Троицкого. М.: Металлургия, T.V. 1968.

12. Смирнов В.И. Металлургия меди и никеля. М.: Металлургия, 1950.

13. Morrison B.H. Recovery of silver and gold from refinery slimes at 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. The practice of thin refining of precions metals. Proc. Int Symp Hydrometallurgy. Chicago. 1983 Febr. 25 Marchl - AIME, NY - 1983. P.239-247.

15. Технические условия ТУ 17-2-2-90. Сплав серебряно-золотой.

16. ГОСТ 17233-71 -ГОСТ 17235-71. Методы анализа.

17. Аналитическая химия платиновых металлов / Под ред. акад

18. A.П.Виноградова. М.: Наука. 1972.

19. Пат. РФ 2103074. Способ извлечения благородных металлов из золотоносных песков / В.А.Нерлов и др. 1991.08.01.

20. Пат. 2081193 РФ. Способ перколяционного извлечения серебра и золота из руд и отвалов / Ю.М.Поташников и др. 1994.05.31.

21. Пат. 1616159 РФ. Способ извлечения золота из глинистых руд /

22. B.К.Чернов и др. 1989.01.12.

23. Пат. 2078839 РФ. Линия переработки флотоконцентрата / А.Ф.Панченко и др. 1995.03.21.

24. Пат. 2100484 РФ. Способ получения серебра из его сплавов / А.Б.Лебедь, В.И.Скороходов, С.С.Набойченко и др. 1996.02.14.

25. Пат. 2171855 РФ. Способ извлечения платиновых металлов из шла-мов / Н.И.Тимофеев и др. 2000.01.05.

26. Пат. 2271399 РФ. Способ выщелачивания палладия из шламов / А.Р.Татаринов и др. 2004.08.10.

27. Пат. 2255128 РФ. Способ извлечения палладия из отходов / Ю.В.Демин и др. 2003.08.04.

28. Пат. 2204620 РФ. Способ переработки осадков на основе оксидов железа, содержащих благородные металлы / Ю.А.Сидоренко и др. 1001.07.30.

29. Пат. 2286399 РФ. Способ переработки материалов, содержащих благородные металлы и свинец / А.К.Тер-Оганесянц и др. 2005.03.29.

30. Пат. 2156317 РФ. Способ извлечения золота из золотосодержащего сырья / В.Г.Моисеенко, В.С.Римкевич. 1998.12.23.

31. Пат. 2151008 РФ. Установка для извлечения золота из промышленных отходов / Н.В.Перцов, В.А.Прокопенко. 1998.06.11.

32. Пат. 2065502 РФ. Способ извлечения платиновых металлов из содержащего их материала / А.В.Ермаков и др. 1994.07.20.

33. Пат. 2167211 РФ. Экологически чистый способ извлечения благородных металлов из материалов, их содержащих / В.А.Гуров. 2000.10.26.

34. Пат. 2138567 РФ. Способ извлечения золота из позолоченных деталей, содержащих молибден / С.И.Лолейт и др. 1998.05.25.

35. Пат. 2097438 РФ. Способ извлечения металлов из отходов / Ю.М.Сысоев, А.Г.Ирисов. 1996.05.29.

36. Пат. 2077599 РФ. Способ выделения серебра из отходов, содержащих тяжелые металлы / А.Г.Кастов и др. 1994.07.27.

37. Пат. 2112062 РФ. Способ переработки шлихового золота / А.И.Карпухин, И.И.Стельнина, Г.С.Рыбкин. 1996.07.15.

38. Пат. 2151210 РФ. Способ переработки сплава лигатурного золота /

39. A.И.Карпухин, И.И.Стельнина, Л.А.Медведев, Д.Е.Дементьев. 1998.11.24.

40. Пат. 2115752 РФ. Способ пирометаллургического рафинирования платиновых сплавов / А.Г.Мазалецкий, А.В.Ермаков и др. 1997.09.30.

41. Пат. 2013459 РФ. Способ рафинирования серебра / Е.В.Лапицкая, М.Г.Слотинцева, Е.И.Рытвин, Н.М.Слотинцев. Е.М.Бычков, Н.М.Трофимов,1. B.П.Никитин. 1991.10.18.

42. Пат. 2111272 РФ. Способ выделения платиновых металлов. В.И.Скороходов и др. 1997.05.14.

43. Пат. 2103396 РФ. Способ переработки растворов промпродуктоваффинажного производства металлов платиновой группы / В.А.Насонова, Ю.А.Сидоренко. 1997.01.29.

44. Пат. 2086685 РФ. Способ пирометаллургического рафинирования золото- и серебросодержащих отходов. 1995.12.14.

45. Пат. 2096508 РФ. Способ извлечения серебра из материалов, содержащих хлорид серебра, примеси золота и металлы платиновой группы / С.И.Лолейт и др. 1996.07.05.

46. Пат. 2086707 РФ. Способ извлечения благородных металлов из цианистых растворов / Ю.А.Сидоренко и др. 1999.02.22.

47. Пат. 2170277 РФ. Способ получения хлорида серебра из промпро-дуктов, содержащих хлорид серебра / Е.Д.Мусин, А.И.Канрпухин Г.Г.Мнисов. 1999.07.15.

48. Пат. 2164255 РФ. Способ извлечения благородных металлов из продуктов, содержащих хлорид серебра, металлы платиновой группы / Ю.А.Сидоренко и др. 1999.02.04.

49. Худяков И.Ф. Металлургия меди, никеля, сопутствующих элементов и проектирование цехов / И.Ф.Худяков, С.Э.Кляйн, Н.Г.Агеев. М.: Металлургия. 1993. С. 198-199.

50. Худяков И.Ф. Металлургия меди, никеля и кобальта / И.Ф.Худяков, А.И.Тихонов, В.и.Деев, С.С.Набойченао. М.: Металлургия. 1977. Т.1. С.276-177.

51. Пат. 2152459 РФ. Способ электролитического рафинирования меди / Г.П.Мироевский К.А.Демидов, И.Г.Ермаков и др. 2000.07.10.

52. А.С. 1668437 СССР. Способ переработки отходов, содержащих цветные металлы / С.М.Кричунов, В.Г.Лобанов и др. 1989.08.09.

53. Пат. 2119964 РФ. Способ извлечения благородных металлов / А.А.Антонов, А.В.Морозов, К.И.Крыщенко. 2000.09.12.

54. Пат. 2109088 РФ. Многоблочный проточный электролизер для извлечения металлов из растворов их солей / А.Д.Кореневский, В.А.Дмитриев, К.Н.Крячко. 1996.07.11.

55. Пат. 2095478 РФ. Способ извлечения золота из отходов / В.А.Богдановская и др. 1996.04.25.

56. Пат. 2132399 РФ. Способ переработки сплава металлов платиновой группы / В.И.Богданов и др. 1998.04.21.

57. Пат. 2164554 РФ. Способ выделения благородных металлов из раствора / В.П.Карманников. 2000.01.26.

58. Пат. 2093607 РФ. Электролитический способ очистки концентрированных солянокислых растворов платины, содержащих примеси / З.Херман, У.Ландау. 1993.12.17.

59. Пат. 2134307 РФ. Способ извлечения благородных металлов из растворов /В.П.Зозуля и др. 2000.03.06.

60. Пат. 2119964 РФ. Способ извлечения благородных металлов и установка для его осуществления / Е.А.Петрова, А.А.Самаров, М.Г.Макаренко. 1997.12.05.

61. Пат. 2027785 РФ. Способ извлечения благородных металлов (золота и серебра) из твердых материалов / В.Г.Лобанов, В.И.Краев и др. 1995.05.31.

62. Пат. 2211251 РФ. Способ селективного извлечения металлов платиновой группы из анодных шламов / В.И.Петрик. 2001.09.04.

63. Пат. 2194801 РФ. Способ извлечения золота и/или серебра из отходов / В.М.Бочкарев и др. 2001.08.06.

64. Пат. 2176290 РФ. Способ электролитической регенерации серебра из серебряного покрытия на серебряной основе / О.Г.Громов, А.П.Кузьмин и др. 2000.12.08.

65. Пат. 2098193 РФ. Установка для извлечения веществ и частиц (золота, платины, серебра) из суспензий и растворов / В.С.Жабреев. 1995.07.26.

66. Пат. 2176279 РФ. Способ переработки вторичного золотосодержащего сырья в чистое золото / Л.А.Дороничева и др. 2001.03.23.

67. Пат. 1809969 РФ. Способ извлечения платины IV из солянокислых растворов / Ю.Н.Пожидаев и др. 1991.03.04.

68. Пат. 2095443 РФ. Способ извлечения благородных металлов из растворов / В.А.Гуров, В.С.Иванов. 1996.09.03.

69. Пат. 2109076 РФ. Способ переработки отходов, содержащих медь, цинк, серебро и золото/Г.В.Веревкин, В.В.Денисов. 1996. 02.14.

70. Пат. 2188247 РФ. Способ извлечения платиновых металлов из растворов аффинажного производства / Н.И.Тимофеев и др. 2001.03.07.

71. Пат. 2147618 РФ. Способ очистки благородных металлов от примесей / Л.А.Воропанова. 1998.03.10.

72. Пат. 2165468 РФ. Способ извлечения серебра из отработанных фоторастворов, промывных и сточных вод / Е.А.Петров и др. 1999.09.28.

73. Пат. 2173724 РФ. Способ извлечения благородных металлов из шлаков / Р.С.Алеев и др. 1997.11.12.

74. Брокмайер К. Индукционные плавильные печи. М.: Энергия, 1972.

75. Фарбман С.А. Индукционные печи для плавки металлов и сплавов / С.А.Фарбман, И.Ф.Коловаев. М.: Металлургия, 1968.

76. Сасса B.C. Футеровка индукционных печей и миксеров. М.: Энерго-атомиздат, 1983.

77. Сасса B.C. Футеровка индукционных печей. М.: Металлургия, 1989.

78. Цигинов В.А. Плавка цветных металлов в индукционных печах. М.: Металлургия, 1974.

79. Баменко В.В. Электроплавильные печи цветной металлургии / В.В.Баменко, А.В.Донской, И.М.Соломахин. М.: Металлургия, 1971.

80. Пат. 2164256 РФ. Способ переработки сплавов, содержащих благородные и цветные металлы / С.Г.Рыбкин. 1999.05.18.

81. Пат. 2171301 РФ. Способ извлечения драгоценных металлов, в частности серебра, из отходов / С.И.Лолейт и др. 1999.06.03.

82. Пат. 2110594 РФ. Способ извлечения благородных металлов из полупродуктов / С.В.Дигонский, Н.А.Дубякин, Е.Д.Кравцов. 1997.02.21.

83. Пат. 2090633 РФ. Способ переработки электронного лома, содержащего благородные металлы / В.Г.Кираев и др. 1994.12.16.

84. Пат. 2180011 РФ. Способ переработки лома изделий электроннойтехники / Ю.А.Сидоренко и др. 2000.05.03.

85. Пат. 2089635 РФ. Способ извлечения серебра, золота, платины и палладия из вторичного сырья, содержащего благородные металлы / Н.А.Устинченко и др. 1995.12.14.

86. Пат. 2099434 РФ. Способ извлечения драгоценных металлов из вторичного сырья, преимущественно из оловяно-свинцового припоя / С.И.Лолейт и др. 1996.07.05.

87. Пат. 2088532 РФ. Способ извлечения платины и (или) рения из отработанных катализаторов на основе минеральных оксидов / А.С.Белый и др. 1993.11.29.

88. Пат. 20883705 РФ. Способ извлечения благородных металлов из глиноземных материалов и отходов производства / Я.М.Баум, С.С.Юров, Ю.В.Борисов. 1995.12.13.

89. Пат. 2111791 РФ. Способ извлечения платины из отработанных пла-тиносодержащих катализаторов на основе оксида алюминия / С.Э.Спиридонов и др. 1997.06.17.

90. Пат. 2181780 РФ. Способ извлечения золота из золотосодержащих полиметаллических материалов / С.Э.Спиридонов. 1997.06.17.

91. Пат. 2103395 РФ. Способ извлечения платины из отработанных катализаторов /Е.П.Бучихин и др. 1996.09.18.

92. Пат. 2100072 РФ. Способ совместного извлечения платины и рения из отработанных платино-рениевых катализаторов / В.Ф.Борбат, Л.Н.Адеева. 1996.09.25.

93. Пат. 2116362 РФ. Способ извлечения драгоценных металлов из отработанных катализаторов / Р.С.Алеев и др. 1997.04.01.

94. Пат. 2124572 РФ. Способ извлечения платины из дезактивированных алюмо-платиновых катализаторов / И.А.Апраксин и др. 1997.12.30.

95. Пат. 2138568 РФ. Способ переработки отработанных катализаторов, содержащих металлы платиновой группы / С.Е.Годжиев и др. 1998.07.13.

96. Пат. 2154686 РФ. Способ подготовки отработанных катализаторов,включающих носитель, содержащий, по крайней мере, один благородных металл, к последующему извлечению этого металла / Е.А.Петрова и др. 1999.02.22.

97. Пат. 2204619 РФ. Способ переработки алюмопластиковых катализаторов, преимущественно содержащих рений /В.А.Щипачев, Г.А.Горнева. 2001.01.09.

98. Вайсберг J1.A. Безотходная технология регенерации платино-палладиевых отработанные катализаторов / Л.А.Вайсберг, Л.П.Зарогацкий // Цветные металлы. 2003. №12. С.48-51.

99. Аглицкий В.А. Пирометаллургическое рафинирование меди. М.: Металлургия, 1971.

100. Худяков И.Ф. Металлургия вторичных цветных металлов / И.Ф.Худяков, А.П.Дорошкевич, С.В.Карелов. М.: Металлургия, 1987.

101. Смирнов В.И. Производство меди и никеля. М.: Металлургиздат.1950.

102. Севрюков Н.Н. Общая металлургия / Н.Н.Севрюков, Б.А.Кузьмин, Е.В.Челищев. М.: Металлургия, 1976.

103. Болховитинов Н.Ф. Металловедение и термическая обработка. М.: Гос. изд. научно-технической машиностроительной литературы, 1954.

104. Вольский А.И. Теория металлургических процессов / А.И.Вольский, Е.М.Сергиевская. М.: Металлургия, 1988.

105. Краткий справочник физико-химических величин. Л.: Химия, 1974.

106. Шалыгин Л.М. Воздействие условий подачи дутья на характер тепломассообмена в конвертерной ванне // Цветные металлы. 1998. №4. С.27-30

107. Шалыгин Л.М. Структура теплового баланса, теплогенерация и те-плоперенос в автогенных металлургических аппаратах разного типа // Цветные металлы. 2003. №10. С. 17-25.

108. Шалыгин Л.М. и др. Условия подачи дутья в расплавы и разработка средств интенсификации дутьевого режима // Записки Горного института. 2006. Т. 169. С.231-237.

109. Френкель Н.З. Гидравлика. М.: ГЭИ. 1956.

110. Эмануэль Н.М. Курс химической кинетики / Н.М.Эмануэль, Д.Г.Кнорре. М.: Высшая школа. 1974.

111. Дельмон Б. Кинетика гетерогенных реакций. М.: Мир, 1972.

112. Горленков Д.В. Способ растворения медно-никелевых анодов, содержащих благородные металлы /Д.В.Горленков, П.А.Печерский и др. // Записки Горного института. Т. 169. 2006. С. 108-110.

113. Белов С.Ф. Перспективы использования сульфаминовой кислоты для переработки вторичного сырья, содержащего благородные и цветные металлы / С.Ф.Белов, Т.И.Аваева, Г.Д.Седредина // Цветные металлы. №5. 2000.

114. Грейвер Т.Н. Создание методов переработки сложного и некомпозиционного сырья, содержащего редкие и платиновые металлы / Т.Н.Грейвер, Г.В.Петров // Цветные металлы. №12. 2000.

115. Ярош Ю.Б. Разработка и освоение гидрометаллургической схемы извлечения благородных металлов из радиоэлектронного лома / Ю.Б.Ярош, А.В.Фурсов, В.В.Амбрасов и др. // Цветные металлы. №5.2001.

116. Тихонов И.В. Разработка оптимальной схемы переработки продуктов, содержащих платиновые металлы / И.В.Тихонов, Ю.В.Благодатен и др. // Цветные металлы. №6.2001.

117. Гречко А.В. Барботажная пирометаллургическая переработка отходов различны промышленных производств / А.В.Гречко, В.М.Тарецкий, А.Д.Бессер // Цветные металлы. №1.2004.

118. Михеев А.Д. Извлечение серебра из электронного лома / А.Д.Махеев, А.А.Колмакова, А.И.Рюмин, А.А.Колмаков // Цветные металлы. №5. 2004.

119. Казанцев С.Ф. Переработка техногенных отходов, содержащих цветные металлы / С.Ф.Казанцев, Г.К.Моисеев и др. // Цветные металлы. №8. 2005.

Обратите внимание, представленные выше научные тексты размещены для ознакомления и получены посредством распознавания оригинальных текстов диссертаций (OCR). В связи с чем, в них могут содержаться ошибки, связанные с несовершенством алгоритмов распознавания. В PDF файлах диссертаций и авторефератов, которые мы доставляем, подобных ошибок нет.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано на предприятиях вторичной металлургии по переработке радиоэлектронного лома и при извлечении золота или серебра из отходов электронной и электрохимической промышленности, в частности к способу извлечения благородных металлов из отходов радиоэлектронной промышленности. Способ включает получение из отходов медно-никелевых анодов, содержащих примеси благородных металлов, их электролитическое анодное растворение с осаждением меди на катоде, получением никелевого раствора и шлама с благородными металлами. При этом анодное растворение проводят из анода, содержащего 6-10% железа, при размещении катода и анода в отдельных сетчатых диафрагмах для создания катодного и анодного пространств с находящимся в них хлорсодержащим электролитом. Полученный в процессе электролиза электролит из катодного пространства направляют в анодное пространство. Техническим результатом изобретения является значительное повышение скорости растворения анода.

Существуют следующие способы электрорафинирования металлов.

Известен способ, который относится к гидрометаллургии благородных металлов, в частности к способам извлечения золота и серебра из концентратов, отходов электронной и ювелирной промышленности. Способ, в котором извлечение золота и серебра включает в себя обработку растворами комплексообразующих солей и пропускание электрического тока с плотностью 0,5-10 А/дм 2 , в качестве растворов используют растворы, содержащие тиоцианат-ионы, ионы трехвалентного железа, и pH раствора составляет 0,5-4,0. Выделение золота и серебра проводят на катоде, отделенном от анодного пространства фильтрующей мембраной (Заявка РФ № 94005910, МПК С25С 1/20).

Недостатками данного способа являются повышенные потери драгоценных металлов в шламе. Способ требует дополнительной обработки концентратов комплексообразующими солями.

Известно изобретение, которое относится к способам извлечения благородных металлов из отработанных катализаторов, а также к электрохимическим процессам с псевдосжиженным или фиксированным слоем. Обрабатываемый материал в виде засыпки помещают в межэлектродное пространство электролизера, электрохимическое выщелачивание благородных металлов на основе их анодного растворения активируют путем предварительной обработки материала переполюсовкой электродов в статике, что превращает его в объемный многополярный электрод, обеспечивающий анодное растворение металла во всем объеме материала, а циркуляцию электролита через засыпку от анода к катоду обеспечивают со скоростью, определяемой из условия предотвращения попадания на катод гидратированных анионных хлоридных комплексов благородных металлов, образующихся при выщелачивании в объеме засыпки, при этом в качестве электролита используют подкисленную воду с содержанием соляной кислоты 0,3-4,0%. Способ позволяет повысить производительность процесса и упростить его (Патент РФ № 2198947, МПК С25С 1/20).

Недостатком данного способа является повышенный расход электроэнергии.

Известен способ, включающий электрохимическое растворение золота и серебра в водном растворе при температуре 10-70°С в присутствии комплексообразователя. В качестве комплексообразователя используют этилендиаминтетраацетат натрия. Концентрация ЭДТА Na 5-150 г/л. Растворение ведут при рН 7-14. Плотность тока 0,2-10 А/дм 2 . Использование изобретения позволяет увеличить скорость растворения золота и серебра; уменьшить содержание меди в шламовом осадке до 1,5-3,0% (Патент РФ № 2194801, МПК С25 С1/20).

Недостатком данного способа является недостаточно высокая скорость растворения.

В качестве прототипа предлагаемого изобретения выбран способ электролитического рафинирования меди и никеля из медно-никелевых сплавов, содержащих примеси драгоценных металлов, который включает электрохимическое растворение анодов из медно-никелевого сплава, осаждение меди с получением никелевого раствора и шлама. Растворение анодов ведут в отделенном диафрагмой анодном пространстве, во взвешенном слое шлама, при этом обеспечиваются снижение расхода электроэнергии (на 10%) и повышение концентрации содержания золота в шламе. (Патент РФ № 2237750, МПК С25С 1/20, опубл. 29.04.2003 г.).

Недостатками данного изобретения остаются потери благородных металлов в шламе, недостаточно высокая скорость растворения.

Техническим результатом является устранение указанных недостатков, т.е. уменьшение потерь благородных металлов в шламе, увеличение скорости растворения, снижение расхода электроэнергии.

Технический результат достигается тем, что в способе электролитического серно-кислотного растворения медно-никелевых анодов, полученных из отходов радиоэлектронной промышленности, содержащих примеси благородных металлов, включающем анодное растворение, химическое растворение и катодное осаждение меди, с получением никелевого раствора и шлама с благородными металлами, согласно изобретению, анод, содержащий 6-10% железа, и катод помещают в отдельные сетчатые диафрагмы с находящимся в них хлорсодержащим электролитом, а полученный в процессе электролиза электролит из катодного пространства направляют в анодное.

Способ реализуется следующим образом.

В электролитической ванне медно-никелевый анод, содержащий 6-10% железа, примеси благородных металлов, и катод помещают в отдельные сетчатые диафрагмы с хлорсодержащим электролитом, создавая раздельные анодное и катодное пространства. В катодном пространстве электролит обогащается трехвалентным железом FeCl 3 , а затем его подают в анодное пространство, например с помощью насоса. Процесс растворения анода ведут при плотности тока 2-10 А/дм 2 , температуре 40-70°С и напряжении 1,5-2,5 В. Под действием электрического тока и окислительного влияния трехвалентного железа процесс растворения анода значительно ускоряется и увеличивается содержание благородных металлов в шламе.

В катодном пространстве образуется электролит, обогащенный FeCl 2 , который направляют в анодное пространство, где окисляется до FeCl 3 , благодаря чему начинается процесс химического растворения анода.

Благодаря электролитическому и химическому воздействию скорость растворения анода значительно увеличивается, повышается содержание благородных металлов в шламе, снижаются потери золота и сокращается время растворения анода.

При концентрации железа в аноде меньше 6% в электролите наблюдается пониженное содержание FeCl 3 , что приводит к недостаточному химическому воздействию трехвалентного железа FeCl 3 на анод и, как следствие, низкой скорости растворения анода.

Увеличение концентрации железа в аноде больше 10% не способствует дальнейшему увеличению скорости растворения анода, а создает дополнительные трудности при переработке электролита.

Данный способ доказывается следующими примерами.

Медно-никелевый анод, содержащий 7% Fe и массой 119 г, поместили в анодное пространство и растворяли при напряжении 2,5 В, температуре 60°С и плотности тока 1000 А/м 2 в электролите следующего состава: CuSO 4 ·5H 2 O - 500 мл, Н 2 SO 4 - 250 мл, FeSO 4 - 60 мл, HCl - 50 мл. При отсутствии циркуляции электролита масса анода за первый час процесса уменьшилась на 0,9 г. За два часа электролиза масса анода уменьшилась на 1,8 г.

После того, как электролит стали перемещать из катодного пространства в анодное, не меняя плотности тока, масса анода за первый час электролиза уменьшилась на 4,25 г, а за два часа на 8,5 г.

Медно-никелевый анод, содержащий 4% Fe и массой 123 г, растворяли в тех же условиях, и при отсутствии циркуляции электролита масса анода за первый час процесса уменьшилась на 0,4 г, а за два часа электролиза масса анода уменьшилась на 0,8 г.

Перемещение электролита из катодного пространства в анодное, не меняя плотности тока, позволило уменьшить массу этого анода за первый час электролиза на 1,15 г, а за два часа на 2,3 г.

При условии перемещения электролита из катодного пространства в анодное масса анода за первый час электролиза уменьшилась на 4,25 г, а за два часа - на 8,5 г.

На основе полученных данных можно сделать вывод, что содержание железа 6-10% в медно-никелевом аноде и перемещение электролита, обогащенного FeCl 3 , из катодного пространства в анодное позволяют значительно увеличить скорость растворения анода.

Благодаря предлагаемому способу достигаются эффекты:

1) увеличение содержания благородных металлов в шламе;

2) значительное увеличение скорости растворения анода;

3) сокращение объема шлама.

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

Способ извлечения благородных металлов из отходов радиоэлектронной промышленности, включающий получение из них медно-никелевых анодов, содержащих примеси благородных металлов, их электролитическое анодное растворение с осаждением меди на катоде и получением никелевого раствора и шлама с благородными металлами, отличающийся тем, что проводят электролитическое анодное растворение анода, содержащего 6-10% железа, при размещении катода и анода в отдельных сетчатых диафрагмах для создания катодного и анодного пространств с находящимся в них хлорсодержащим электролитом, и полученный в процессе электролиза электролит из катодного пространства направляют в анодное пространство.